CHAPITRE II

TRAITEMENT DES QUARTZ CONTENANT DE L'OR NON AHALOAMABLE (REFRAOTORT ORES)

Généralités* — Ce sont les minerais d'or réfractaires qui ont, il faut le dire, été la cause des progrès extraordinaires réalisés depuis 1890 dans les méthodes de traitement des minerais aurifères. Les ouvrages parus aux environs de cette date reflètent tous le besoin urgent d'une transformation des méthodes en usage à cette époque : on sentait que tous les anciens procédés, tyroliens, mexicains et autres, étaient devenus des souvenirs insuffisants du passé, incapables de résoudre les graves problèmes qui commençaient à se poser.

Aujourd'hui, la situation a complètement changé de face, et le c hapitre réservé au traitement des minerais d'or rebelles pourrait presque s'appeler le chapitre de la cyanuration, car, sauf la chloruration, qui peut, dans certaines circonstances, rivaliser avec son concurrent de récente naissance ; la bromo-cyanu ration, cmi prétend jouer à l'avenir un rôle prépondérant et certains procédés spéciaux pour le traitement de minerais auro-antimonieux, on peut se dispenser, dans un ouvrage comme celui-ci, de parler des autres méthodes : elles n'ont plus qu'un intérêt rétrospectif ou historique.

Causes de perles. — Avant d'enirer dans la description des opérations, tâchons de résumer les causes de pertes de l'or, tant dans le traitement des minerais à or libre que dans celui des minerais rebelles. Ce résumé nous permettra de nous rendre compte des difficultés qu'il fallait vaincre et nous conduira, tout naturellement à l'exposé des procédés nouveaux.

Dans le cas des minerais d'or amalgamables, les pertes se rattachent aux causes suivantes :

1° L'or flottant (floating gold), tenu en suspension dans l'eau, est entraîné par le courant ;

2° L'or fin reste dans l'intérieur des particules de roches, que Ton ne peut pratiquement réduire au-dessous d'une certaine dimension ou demeure attaché à leur surface.

3° L'argile ou les matières plastiques rendent boueuses les eaux de la batterie et entraînent les parcelles d'or tenues mécaniquement en suspension jusqu'à ce qu'elles se déposent dans les tailings ou qu'elles soient entraînées dans le courant d'eau ;

4° Certaines substances étrangères, occasionnellement introduites dans la batterie, ou existant dans le minerai, recouvrent comme d'une couche préservatrice les parcelles d'or en supposant à l'amalgamation, si bien que les parcelles les plus lourdes seules se déposent. Les autres sont entraînées dans les tailings ou môme dans le cours d'eau;

5° L'impureté du mercure empoche l'amalgamation des parcelles d'or qui seraient amalgamables avec du mercure propre;

t>° L'action du broyage lui-même et des mouvements dans la batterie, et certaines causes particulières réduisent une partie de l'amalgame formé en farine, condition dans laquelle il est entraîné soit dans les tailings, soit même dans le cours d'eau.

Pour évaluer quelle importance on doit attribuer, dans certains cas, à la première des causes de perte ci-dessus énumérées, je ne saurais mieux faire que de citer, d'après F. O'Driscoll, les expériences suivantes :

Aux Spring Gully Mines (Queensland) où l'on travaille un quartz aurifère blanc ne paraissant rien offrir de particulier dans sa composition, l'existence d'une perte régulière fut constatée dans le rendement d'une batterie construite sur le modèle le plus perfectionné avec tous ses accessoires d'amalgamation. Dans le but de déterminer, d'une manière pratique, les causes de cette perte constante, on disposa l'expérience de la manière suivante :

Deux batteries de cinq pilons, placées côte à côte, furent également alimentées avec le même minerai contenu dans un ore-bin de 100 tonnes, la pulpe passant, dans chaque cas, sur les plaques d'amalgamation. Pour l'une de ces batteries, la pulpe était conduite dans une fosse à partir de laquelle le courant d'eau s'écoulait librement par la surface; pour l'autre batterie, alimentée avec la même

quantité d'eau, la pulpe se rendait dans une fosse de 500 mètres cubes de capacité, dans laquelle l'eau ne s'échappait plus par la surface, mais seulement par le fond de la fosse, après dépôt des matières tenues en suspension et après filtration.

Dans les deux cas, la valeur retirée dans les batteries était la même et correspondait à 1 oz. 10 dwts (46gr,5) d'or à la tonne.

Les tailings des deux fosses furent alors soigneusement échantillonnés et essayés; dans le premier cas, c'est-à-dire dans celui où l'eau s'échappait librement par la surface, le rendement à l'essai des tailings fut constamment d'environ 7 dwts (10*r,8) par tonne, et dans le second, c'est-à-dire lorsque l'eau avait filtré à travers la pulpe et les tailings, ce rendement fut constamment trouvé de 15 dwts (23*r,2) environ par tonne.

Ceci montre une perte de 8 dwts (12*r,4) par tonne correspondant à l'or entraîné par le courant d'eau, c'est-à-dire plus de 25 0/0 de la quantité recueillie par le traitement lui-même et, comme valeur perdue, une somme d'environ 40 francs par tonne.

Dans une publication officielle du Gouvernement des États-Unis sont relatées les expériences de G. Me Dougalde Gra&s-Valley (Californie), qui montrent clairement la perte due à l'or entraîné par l'eau dans les moulins de cette localité.

L'eau était recueillie à trois quarts de mille au-dessous des moulins; douze prises, chacune de 20 gallons, furent essayées et donnèrent une valeur en or variant de $ 0,0002 à $ 0,00312, en moyenne 8 0,00118, par 20 gallons, soit environ 6 centimes par mètre cube. Le courant de cette eau boueuse provenant du traitement journalier de 58 tonnes était estimé à 576.000 gallons par 24 heures, de sorte qu'il se perdait ainsi par cette voie 340 $ environ par jour, soit à peu près 6 S par tonne, c'est-à-dire 20 0/0 de la richesse contenue dans le minerai.

Sans compter les pertes dues à la richesse des tailings, on voit que, pour ce cas particulier, la perte dur à l'or flottant, pour deux moulins seulement, de faible capacité, s'élevait, en comptant deux cent cinquante jours de travail par an, à plus de 400.000 francs.

Causes de perte dans le traitement des quartz rebelles ou exceptionnels. — Si, des quartz aurifères aussi simples dans leur composition que ceux auxquels s'appliquent les expériences précédentes, nous passons à la classe des quartz rebelles, nous voyons

Planche III (paire 633).

o de la batterie

s'ajouter de nouveaux éléments à la liste des causes de pertes déjà citées.

En premier lieu les sulfures, arséniosulfures, et anlimoniosulfures que renferme cette classe de minerais ont une tendance encore plus considérable que la gangue elle-même à se réduire en slimes qui flottent et ne se déposent pas. -

En second lieu les pertes peuvent provenir des éléments naturels ou des minéraux associés aux quartz aurifères. Voici d'après les investigations de /. Cosmo Newbery^ en Australie, comment ces éléments peuvent influencer l'amalgamation.

On peut considérer d'abord l'influence des métaux quelquefois alliés à l'or natif dans les filons de quartz, et en particulier celle de l'arsenic, de l'antimoine, du bismuth et du plomb.

L'or contenant de l'arsenic est beaucoup plus difficile à almagamer que l'or pur; si la quantité d'arsenic est considérable, l'amalgame est noir, pulvérulent et flotte à la surface du mercure. L'arsenic noir, en poudre, ne s'allie pas au mercure à la température ordinaire pour former un amalgame, mais se mêle avec lui, recouvrant chaque globule, empêchant ces globules de se réunir les unes aux autres, ou, en d'autres termes, réduit le mercure en farine.

L'antimoine et le bismuth agissent d'une façon analogue, mais c'est l'influence de leurs sulfures qui est surtout nuisible.

Fuchs et Gumenge ont démontré, par des expériences directes, qu'un produit artificiel composé de soufre, d'antimoine, de fer et d'or ne s'amalgame pas, ou du moins n'abandonne au mercure qu'une très faible proportion d'or, lorsqu'on le triture au mortier. Us ont attribué à ce composé multiple la différence que Ton observe entre la facilité d'amalgamation de certains pyrites et le caractère absolument rebelle de quelques autres pyrites antimoniales.

Le plomb a aussi une influence désastreuse sur l'amalgamation, car une petite quantité de ce métal ajoutée au mercure, cause une perte d'amalgame d'or et une perle de mercure qui sont dues à l'amalgame de plomb, nageant à la surface du mercure comme une écume mousseuse, entraînant avec elle une certaine proportion d'amalgame d'or, et empêchant d'ailleurs le mercure, par cette sorte de couverture, de venir en contact avec les parcelles d'or qui passeraient à sa surface. Cette écume est, en outre, facilement divisée et entraînée par le courant d'eau.

Si nous examinons l'influence des sulfures, nous voyons d'abord que les pyrites arsenicales paraissent agir comme l'arsenic métallique lui-même, en produisant par le broyage une grande quantité de mercure noir en farine. Le sulfure d'antimoine agit encore plus énergiquement que les pyrites arsenicales pour produire cet effet; en outre, une véritable Recomposition chimique paraît s'effectuer par un broyage prolongé, le mercure en excès retenant de l'antimoine métallique et l'écume rouge brun qui se produit étant un mélange de sulfure de mercure et de sulfure d'antimoine.

En troisième lieu la décomposition partielle des sulfures contenus dans les quartz donne lieu, soit à des eaux acides, soit à des eaux chargées d'hydrogène sulfuré dont l'effet est également nuisible.

Toutes les causes de pertes que nous venons d'énumérer se trouvent réunies à un haut degré dans la classe des minerais rebelles ; elles ont nécessité soit des artifices particuliers pour l'application des procédés d'amalgamation, dont la réussite n'est jamais complète, soit l'abandon de ces procédés.

Enfin, dans certains cas spéciaux, très intéressants à étudier, parce qu'ils s'appliquent à des découvertes de minerais presque absolument rebelles à l'amalgamation, quoiqu'ils ne diffèrent guère en apparence de la condition des quartz aurifères normaux, il a fallu rechercher dans d'autres causes l'explication de l'insuccès des méthodes que l'on a tenté de leur appliquer. Le cas le plus célèbre est celui des minerais de Mount Morgan.

Minerais rebelles de Mount Morgan (Queensland, Australie). Dans cette mine, le minerai provenant des affleurements devrait être classé dans les free milling ores, si l'on se bornait à examiner sa composition. On n'y rencontre pas trace de soufre, d'arsenic, ni d'antimoine ; l'or libre que l'on y trouve en .petites parcelles est parfaitement pur et même ne contient pas les quantités d'argent ordinairement associées à l'or des filons, et cependant, comme on le verra par les tentatives infructueuses de traitement que nous citerons, il est au plus haut degré rebelle à l'amalgamation.

La gangue, de couleur brune aux affleurements de célèbre gîte, est composée de silice et d'oxyde de fer, tantôt combinés, tantôt variant de la silice pure à une véritable limonite; on rencontre

souvent dans le minerai des masses en forme de stalactites qui présentent, dans une section transversale polie, des zones concentriques, les unes formées de silice pure, les autres de limonite pure, les premières montrant beaucoup d'or visible, les secondes donnant également, à l'essai, une grande richesse.

Si un morceau du minerai brun est laissé en digestion pendant quelques jours avec de l'acide chlorhydrique, l'oxyde de fer se dissout entièrement et laisse un résidu spongieux presque entièrement composé de silice pure de même forme et à peu près de mêmes dimensions que le morceau primitif, dans lequel on peut apercevoir de menues parcelles d'or en feuille. Le résidu siliceux pressé entre les doigts ne laisse pas de matière sableuse, mais se réduit en pâte.

La richesse de ce minerai varie de 8 à 10 onces (250 à 300 grammes) d'or à lu tonne. Anciennement ce minerai était broyé et amalgamé avec le plus grand soin dans un moulin à batterie perfectionné, les tailings étaient même broyés à nouveau dans des pans avec du mercure, jusqu'à ce qu'ils fussent réduits à l'état de poudre impalpable, opération facilitée par l'extrême friabilité du minerai.

Malgré toutes ces précautions, le rendement n'était que de 2 onces à la tonne, les tailings rendant, & l'essai, 5 à 6 onces à la tonne, et cette situation déplorable se continua jusqu'à l'entassement de 20.000 tonnes de tailings d'une teneur moyenne égale à celle que nous venons de citer.

L'eau étant très rare dans ce district, on l'employa à nouveau pour le travail des batteries et pour l'alimentation des chaudières, en la laissant se déposer dans des fosses ; mais elle présenta bientôt une couleur de rouille, et elle contenait beaucoup d'or en suspension. Les dépôts des bouilleurs eux-mêmes présentaient une richesse de 11 onces d'or à la tonne !

En présence de .la rareté de l'eau, on employa ensuite le broyage à sec, les poussières étant conduites dans un bâtiment fermé; les parcelles les plus fines s'échappant par les interstices présentaient une richesse souvent plus considérable que la moyenne du minerai, et cette poussière, dissoute par l'acide chlorhydrique, laissait au fond du vase comme une peinture d'or.

Des essais de chloruration par le procédé de Plattner donnèrent des résultats encore plus désastreux que l'amalgamation.

Des lots de minerai furent envoyés en Allemagne, en Angleterre et à San Francisco. En Allemagne, les procédés de fusion avec d'autres minerais donnèrent un rendement très satisfaisant ; mais, en égard à la nature très siliceuse de la gangue, il ne parut pas possible d'établir en grand ce procédé. Les recherches en Angleterre et à San Francisco ne donnèrent pas mieux la solution du problème.

Enfin, on eut recours au Technological Muséum de Melbourne. Le chef de cette institution, M. /. Cosmo Newbery, aidé de M. Claude Vautin^ reprit toutes les expériences de chloruration et d'amalgamation précédemment tentées, en poussant même l'amalgamation jusqu'à faire bouillir le mercure avec les slimes dans un récipent, sans parvenir à de meilleurs résultats.

En examinant attentivement la nature de la gangue, ils reconnurent qu'elle était composée de silice hydratée et d'oxyde de fer hydraté, et que lorsque, par la calcination, l'eau de combinaison était expulsée, les résidus calcinés pouvaient abandonner par les méthodes d'amalgamation ordinaires la plus grande partie de l'or contenu, les tailings en ce cas ne donnant plus à l'essai que 10 à 20 dwts(15 grammes à 30 grammes) à la tonne au lieu de 5 à 6 onces comme précédemment.

En soumettant ces résidus à la chloruration par la méthode de Plattner c'est-à-dire par l'attaque au chlore gazeux, les résultats furent encore plus satisfaisants, au point de vue de la teneur des tailings réduite à 2 ou 3 grains à la tonne; mais un autre genre de difficulté vint forcer à abandonner ce dernier procédé. Le minerai était si friable qu'une énorme proportion des slimes imperméables était produite, empêchant le contact intime du chlore.

Malgré ces difficultés, la mine de Mont-Morgan produisait, dès 1889, 75.415 tonnes rendant 323.542 onces d'or valant 1.331.484 S, avec des frais ne dépassant pas, en totalité, 227.769 $, laissant un bénéfice de 1.100.000 $ à distribuer en dividendes. Le rendement effectif par tonne était de 4 onces 6 pennyweights (environ 134 grammes), et lés frais de production ne représentaient que 17 0/0 de la valeur de l'or retiré !

Une mine aussi ex traordinai rement riche devait avoir une histoire. Celle de ses débuts est curieuse à connaître. La propriété consistait à l'origine en un lot de terrain (n* 247) d'une surface de

640 acres (environ 256 hectares) acquis en 1873 pour y créer des pâturages, par Donald Gordon. S'étant mis en relation avec les frères Morgan, qui étaient aussi propriétaires dans le pays, il leur montra un jour un caillou contenant de l'or qu'il avait ramassé dans le ruisseau Mundic. Contre le paiement d'une somme de 20 $ et la permission de boire gratuitement, ce jour-là, autant de whisky qu'il en pourrait absorber, Gordon accepta de conduire les Morgan sur le lieu de la découverte. 11 les amena en effet sur le versant de la colline à un affleurement de minerai de fer siliceux contenant de l'or visible. Un échantillon envoyé à Sydney montra qu'il était plus riche encore qu'on ne le pouvait supposer à la vue et la propriété fut achetée à Gordon pour 1 $par acre.

Les trois frères Morgan vendirent ensuite, d'abord une part, puis ils donnèrent une option sur le reste de leur propriété. En 1886, il fut constitué une société au capital de 1 million de livres st. en actions de 1 $. Ces titres montèrent k la fin de 1888 k 17$, 5, ce qui capitalisait la mine aux environs de 400 millions de francs.

La mine est toujours prospère; en 1903, on a encore distribué le dividende mensuel régulier de 3 pences par mois et par titre, ce qui donne un total de £ 150.000 pour l'année entière. Depuis 1886, les dividendes distribués ont atteint le chiffre véritablement remarquable de £ 6.229.166. On traite actuellement plus de 20.000 tonnes par mois, divisées en deux classes : les oxydés et les « mundic », ces derniers forment à présent la majeure partie du tonnage. Les teneyrs ont aussi beaucoup diminué. En 1903, on n'avait plus que 10,62 dwts. k la tonne, valant environ 52 fr. 75, soit 17 fr. 50 de moins qu'en 1901. Le prix de revient, tous frais compris, mine et usine, est à présent de 33 fr. 60. Une grande partie des minerais provenant des niveaux inférieurs contient 2 0/0 de cuivre contre 1 0/0 trouvé dans les niveaux supérieurs. Les minerais de surface sont d'ailleurs notablement plus avantageux que les autres; leur teneur en 1903 a atteint une valeur moyenne de 62 francs et leur prix d'extraction et de traitement ne dépassait pas 18 fr. 40. La mine est loin d'être épuisée, les travaux de développement au niveau de 750 pieds ayant donné des résultats excellents. Ce qu'il y a de curieux, c'est que les nombreuses autres mines qui se sont accolées contre la première dans le but d'exploiter la continuation du gtte que toutes, naturellement, prétendent

posséder (Mount Morgan West, Mount Morgan Extension, Mount Morgan North Consols, etc.), n'ont jamais donné de résultats payants, malgré les innombrables travaux de recherches dont elles ont été le théâtre.

Le traitement employé à Mount Morgan est la chloruration, qui est exposée plus loin.

Classification des méthodes. — Les divers procédés industriels modernes que je vais exposer, à savoir la chloruration, la cyanuration et la bromo-cyanuration, sont basés tous trois sur la solubilité de Vor libre ou engagé dans des combinaisons chimiques diverses, dans, respectivement, le chlore, les cyanures ou les bromo-cyanures alcalins.

Historique. — La solubilité de l'or dans le chlore est un phénomène connu depuis de longues années. Aussi les méthodes tendant à appliquer cette réaction chimique au traitement industriel des minerais ont, depuis déjà bien longtemps, tenté d'innombrables chercheurs.

La liste serait longue des procédés brevetés que je pourrais citer, depuis celui d'Elsnerqui, en 1845, séparait l'or de l'arsenic par un courant de chlore gazeux, jusqu'à celui de Newbery et Vautin.qui, en 1887, ont pratiquement résolu le problème de l'emploi de ce réactif; Percy, Plattner, Duflos, Lange, Georgi, Richter, Guettler, Clark, Hendersonet Calvert, de Lacy en 1864, Mears en 1877, R. Thies en 1879 ont étudié successivement la question de la chloruration et proposé des méthodes ou des perfectionnements qui, entre les mains de chimistes habiles, pouvaient donner de bons résultats, mais qui, pour la plupart, n'ont pas, en général, reçu la sanction de' la pratique dans de véritables usines de traitement. La méthode de Plattoer, appliquée pendant un certain temps au traitement des concentrés des moulins à or, a été, jusqu'à 1885, la seule qui fût entrée dans le domaine de l'industrie.

Cette méthode, d'ailleurs, ne s'appliquait guère à des masses considérables, à cause du temps qu'elle exigeait, car la chloruration

proprement dite, dans ce procédé, exigeait de quatorze à quarantehuit heures, et le lavage, qui lui fait suite, prenait un temps considérable pouvant, dans certains cas, aller jusqu'à soixante heures. La pratique a même fait voir que des réactions auxiliaires venaient souvent détruire, en partie, l'action effective du chlore sur le métal précieux. Sans parler de l'effet du chlorure d'argent formé qui, lorsque ce métal est allié à For, recouvre d'une pellicule protectrice les grains d'or et empêche leur complète attaque, on a reconnu qu'il se produisait, dans la longue durée du procédé, une certaine proportion d'acide chlorhydrique qui formait des protochlorures métalliques réagissant sur le chlorure d or déjà formé et le réduisant à nouveau à l'état métallique.

Après Piattner, plusieurs méthodes d'attaque par le chlore que nous passerons rapidement en revue ont occupé l'attention des métallurgistes, jusqu'au moment où la chlo ru ration au tonneau a pris définitivement le pas sur les autres.

Procédés Mears. — IJ. Howel Mears, de Philadelphie, en étudiant, en 1879 l'action du chlore sur des pyrites aurifères grillées fut conduit, par suite de la rupture d'un appareil de laboratoire, à reconnaître que l'action du chlore sous pression était aussi effective, au bout d'un court intervalle, que l'action du chlore gazeux passant à la pression atmosphérique pendant un temps assez long à travers un minerai humide. Cette découverte a été le point de départ des nouvelles méthodes de chloruration qui font agir le chlore dans un espace fermé.

Dans le procédé Mears le minerai grillé, mouillé avec une petite quantité d'eau, était introduit dans un tonneau tournant, construit en fer et doublé de plomb, dans lequel le chlore était maintenu sous pression.

Les avantages du mouvement imprimé à l'appareil étaient faciles à saisir 1 le minerai dans son mouvement continu présentait successivement chacune de ses parcelles à l'action du gaz chlore, et l'attaque de l'or était ainsi favorisée. Cette attaque ne pouvait plus produire, comme dans le cas d'un appareil au repos, une couche préservatrice de perchlorure d'or recouvrant les grains d'or d'assez grandes dimensions et s'opposant à une attaque complète, puisque le frottement des matières enlevait à chaque instant la pellicule

préservatrice. Le même effet détruisait la couche de chlorure d'argent qui recouvrait, pendant l'attaque au repos, les grains de métal précieux lorsque For se trouvait allié à une notable proportion d'argent dans le minerai lui-même ou dans les produits de son grillage.

La pression était obtenue dans les appareils primitifs à l'aide d'une pompe foulante dont le tuyau pénétrait dans l'un des tourillons du tonneau, à l'aide d'un stuffing-box.

Les fuites de chlore, presque inévitables dans ce dispositif, le rendaient a priori très difficile à appliquer industriellement.

Cependant il a été appliqué, vers 1879, aux mines « Phénix » dans le comté de Cabarrus, ainsi que dans différentes localités de la Californie et ce, sur une assez vaste échelle, notamment à la Deloro mine, qui traitait des mispickels aurifères; mais il a été rapidement supplanté par le :

Procédé Thies. — Dans le procédé Thies, le tonneau en fer, intérieurement garni de plomb, est muni d'un trou d'homme, pour le chargement et le déchargement, avec joint et vis de serrage.

Le chargement se fait en remplissant d'abord le tonneau d'une certaine quantité d'eau, dans laquelle on verse le poids requis de chlorure de chaux (Voir p. 650), puis on introduit le minerai et, enfin, on verse h sa surface la quantité d'acide sulfurique exigée pour la décomposition de l'hypochlorite. De cette façon, on a le temps de visser le couvercle avant que la réaction qui dégage le chlore, se manifeste. Un mécanisme particulier permet, au moyen d'une valve s'ouvrant brusquement et lutée avec de l'argile, d'effectuer de temps en temps des prises d'essai dans l'intérieur du tonneau sans ouvrir la valve principale.

Les opérations d'attaque et de filtration ne présentant rien de particulier, je réserverai leur description complète pour l'étude du procédé Newbery-Vautin, dans lequel le chlore est produit à l'aide des mômes réactifs.

Procédé Suédois ou Procédé Munktell. — Le procédé Munktell consistait à soumettre le minerai, préalablement grillé, à l'action d'une solution très diluée d'hypochlorite de chaux, admise à la surface du bac en même temps qu'une dissolution d'un acide,

également très diluée et calculée de façon à saturer exactement la proportion d'hypochlorite pour en dégager le chlore. Le chlore se dégageait & l'état naissant, à mesure que le mélange des deux dissolutions pénétrait dans la masse et, sous cet état, pouvait attaquer l'or d'une façon plus complète. Ce procédé a été appliqué avec un certain succès dans l'Oural.

Procédé iVevvbery-Yautin. — A la suite des découvertes des grands gisements de Mount-Morgan (Queensland), dont j'ai fait plus haut l'historique, et après l'insuccès de toutes les méthodes, jusques et y compris la méthode de Plattner, pour le traitement de ces minerais réfractaires, Newbery et Vautin ont été conduits à étudier et h appliquer, en grand, un ensemble de moyens mécaniques et d'appropriations qui simplifient et accélèrent les anciennes méthodes. Le brevet de ces chimistes, acheté par la Compagnie de Mount-Morgan, a été et est encore intégralement appliqué, avec quelques perfectionnements, dans cette importante mine.

Procédé actuel de chloruration de Mount Morgan. — La chloruration, à Mount Morgan, est un des meilleurs exemples h donner de ce procédé, tant par les résultats qu'il procure que par l'importance des installations faites en vue de son application. Voici des indications sur les opérations qui le composent.

La réussite de la chloruration à cette mine est due, il faut le dire, aux caractères particuliers que présente son minerai et notamment à son extrême friabilité, qui facilite sa pulvérisation. Il est en outre, très poreux, ce qui augmente considérablement l'action dissolvante rapide et complète du chlore sur l'or contenu.

Une autre particularité remarquable du minerai de Mount Morgan, c'est que l'or qu'on en retire est presque chimiquement pur et ne contient pas de trace (ï argent. Les lingots envoyés de la mine à la Monnaie de Sydney ont un titre de 997 & 998 millièmes de lin, la différence étant du cuivre.

L'impossibilité d'amalgamer l'or libre de ce minerai fit rejeter l'emploi des pilons, qu'on avait tout d'abord montés sur la mine. Aujourd'hui le broyage s'opère au moyen de cylin'dres broyeurs de Krom. Le minerai est d'abord séché avant de passer au cylindre, puis il est soumis au grillage.

Cette opération se fait à une basse température, à peine au rouge cerise, car il ne s'agit ici que de détruire les combinaisons organiques qui peuvent se trouver dans la substance et de chasser l'eau de cristallisation. On n'atteint donc pas la température du grillage à mort qui est nécessaire dans le grillage de minerais essentiellement pyriteux.

On emploie à présent des fours à râblage mécaniquer genre Merton (Voir page 826), qui, depuis quelques années, remplacent universellement les anciens procédés de râblage et d'avancement des matières à la main.

L'opération dure trois heures, après lesquelles le minerai est déchargé, mis à refroidir et transporté au moyen de wagonnets à l'atelier de chloruration dans des barils.

La charge dans chaque baril est la suivante :

Minerai grillé i .000 kilogr.

Eau 400 litres

Acide sulfurique 20 kilogr.

Chlorure de chaux 16 —

La construction des barils de chloruration a beaucoup varié. On les fait à présent en bois d'eucalyptus pour les douelles et en bois de fer pour les fonds. On leur donne lm,05 de diamètre intérieur, et ils sont cerclés en fer, comme un foudre ordinaire. Ils sont soigneusement goudronnés pour en assurer l'étanchéité, et on les double à l'intérieur avec une feuille de plomb, protégée elle-même contre le minerai par un garnissage en bois.

Us sont actionnés par une courroie posée à même sur le baril qui lui imprime une vitesse assez faible : six révolutions par minute, en général. L'opération est complète au bout de une heure et demie à deux heures.

Les matières tombent dans une série de bacs de filtration, contenant chacun 2 1/2 à 3 tonnes de pulpe, où la filtration s'opère à travers un lit de sable et de graviers. De là, la solution claire est conduite, au moyen de tuyaux en plomb antimonieux, aux filtres à charbon de bois, en forme de cône renversé, remplis sur une hauteur de 0m,60, *par du charbon de bois finement pulvérisé. Les grains de la surface ont la grosseur de la poudre de chasse, la finesse de ces grains allant en décroissant jusqu'au fond du filtre.

Lorsque ce charbon de bois est saturé d'or, on le porte à la fonderie de lingots, où il est incinéré, ce qui laisse un résidu cendreux contenant 75 0/0 d'or.

Chaque filtre à charbon reçoit environ 350 à 500 décimètres cubes de charbon en poudre.

La solution qui sort des filtres à charbon est recueillie dans des citernes cimentées, où elle est reprise par des pompes pour être de nouveau introduite dans les barils.

Grillage chlorurant. — Lé grillage chlorurant, c'est-à-dire celui qui s'opère en présence du sel marin, est aujourd'hui complètement abandonné.

Il cause des pertes sensibles d'or entraîné par volatilisation, ainsi que l'ont démontré d'une façon indiscutable les travaux de M. Samuel B. Christy. Ensuite, avec l'adoption générale des fours à râblage mécanique, il n'était pas possible de dégager dans le four du chlore gazeux qui aurait rapidement détruit toutes les armatures métalliques intérieures exposées à l'action de ce gaz. Enfin le dégagement du chlore exigeait la présence d'une quantité importante de soufre ou de sulfures métalliques, ce qui n'est pas le cas, comme nous le verrons, dans le traitement de nombre de minerais.

Aujourd'hui, on grille toujours avant de chlorurer, et on effectue cette dernière opération, soit par attaque à froid dans les tonneaux, soit par un dégagement, à froid aussi, de chlore produit électrolytiquement dans la pulpe grillée.

Importance de la chloruration. — Soixante mille tonnes de minerai, sont chaque mois, extraites du sol dans le district de Cripple Creek ; le rendement en lingots a une valeur de $ 1.900.800 distribués comme suit au point de vue de la méthode de traitement:

Modes de traitement Tonnes traitées Valeur totale

Chloruration 40.000 1 .049.000

Cyanuration 9.000 192.000

Fusion II. 000 660.000

Grillage préalable des minerais. — Tout le minerai traité par chloruration est grillé. Même dans les procédés de cyanuration, 2.800 tonnes, rendant 168.000 $, sont grillées; le reste, soit 6.200 tonnes, rendant 24.000 $, est traité à l'état cru.

641 l'industrie aorifère

Il résulte de cet exposé que le grillage est universel, sauf pour les résidus et pour les minerais oxydés à basses teneurs, mais que tous les minerais oxydés à hautes teneurs , qu'ils aient ou non, à subir ensuite le traitement par cynuration ou par chloruration, sont grillés. La prépondérance en faveur de la chloruration est évidente- La plupart des usines qui emploient, ce procédé ont été construites après qu'on a essayé l'un et l'autre procédés pendant des années et qu'on a pu par conséquent en comparer les résultats par un traitement pratique et prolongé.

Une des plus grandes de ces usines de chloruration a été construite par des capitalistes qui avaient employé auparavant les deux procédés, côte à côte, dans une usine d'essai.

On peut donc assurer que le succès définitif de la chloruration n'est pas une question de sentiment, et qu'il n'est pas probable que, dans ce district, la evanuration vienne détrôner la chloruration comme traitement métallurgique.

Lorsqu'on est conduit h griller le minerai, la chloruration est tout aussi économique que la cyanuration et, avec l'application du chlore produit par Yélectrolyse^ qui est actuellement employée avec un succès démontré, la cyanuration ne supporte plus la comparaison, môme au point de vue économique.

La chloruration prend aussi avantage sur les fonderies pour le traitement des concentrés. Il y a cinq ans, la valeur des concentrés de Cripple Creek traités par fusion était supérieure à celle de tous les autres procédés réunis. A l'heure actuelle, les pyrites traitées par le procédé de chloruration sont au moins le double, comme valeur, des quantités traitées par les autres procédés et, comme tonnage, elles sont quatre fois supérieures aux tonnages traités par

fusion.

Le procédé du baril, qui va être décrit, constitue la méthode la

meilleure et la plus moderne. Les moulins ont une capacité journalière de 15 à 1800 tonnes; la teneur moyenne des minerais varie de 0,75 à 5 onces (15 à 100 dollars) d'or par tonne; mais l'énorme majorité des minerais traités se tient comme teneur entre 1 once et 1 once et demie (20 à 30 S).

Les teneurs ordinaires en argent varient de 0,25 à 0,50 once par tonne, et le soufre dans le minerai tout-venant varie de 1,5 à 3 0/0.

Le type général de ces moulins est assez uniforme, et les différences entre les diverses installations ne portent que sur des points de détail. Le coût total du traitement varie de $ 2,75 à $3,50 par tonne, et le coefficient d'extraction, établi d'après le poids des lingots produits, oscille entre 90 et 95 0/0.

Les variations dans les prix de revient du traitement sont dues principalement à la nature du minerai. Les minerais oxydés peuvent être traités plus économiquement et donner un coefficient d'extraction plus élevé que les minerais sulfurés provenant des niveaux inférieurs des mines.

La capacité des fours de grillage dépend, comme on le comprend aisément, de la proportion de soufre contenue dans les minerais. Leur capacité est plus grande, et la consommation de combustible est plus faible pour les minerais oxydés que pour les sulfurés.

La consommation de produits chimiques dans les barils est moindre aussi pour les minerais oxydés que pour les sulfurés, même quand ces derniers ont été grillés h mort.

La composition physique joue aussi un rôle important dans le traitement et dans le coefficient d'extraction. On note des différences sensibles entre les minerais provenant de telle ou telle mine voisine, et même, dans une mine déterminée, tous les minerais extraits ne se comportent pas de la même façon. La présence du tellure constitue une réelle difficulté dans le traitement, et le coefficient d'extraction de ces minerais est moins favorable que celui obtenu avec ceux qui ne contiennent que du soufre, sans tellure.

La composition chimique moyenne du minerai de Cripple Greek est à peu près la suivante :

SiO* 60 à 70 0/0

Al*03 18 à 22

CaO 1, S à 2,5

MgO 0,10 à 0,25

BaO traces à 0,25

Fe 3 à 7

Ph traces à 0,10

Zn traces à 0,10

Mn traces à 0,15

KO et NaO 5 à 10

(avec traces de tellure et de cuivre).

Exposé de la méthode. — La méthode générale de traitement est la suivante :

Ie Prise d'essai : a) broyage ; b) passage aux cylindres ; c) tamisage ;

2* Mélange des minerais ;

3° Broyage fin, séchage, moulins finisseurs, tamisage ;

4° Grillage et refroidissement ;

5° Chloruration dans les barils ;

6° Précipitation de l'or;

7° Concentration des tailings des barils.

1* Prise fessai. — Le minerai tel qu'il vient de la mine est passé dans un grand concasseur à mâchoires, alimenté automatiquement, qui le broie à la grosseur d'environ 2 pouces et 1 /2 (62 millimètres) ; il passe de là au premier jeu de cylindres dont la distance varie, suivant les installations, entre 1/2 pouce et 1 pouce (12,5 à 25 millimètres). Un criblage faisant suite aux cylindres renvoie le refus des cribles au-dessus de ces appareils pour être broyé à nouveau.

On a le soin de prendre un essai du minerai à sa sortie des cribles. Les concasseurs sont du type Blake avec une ouverture de 12 X 24 pouces ; les cylindres varient considérablement comme dimensions ; ils sont tantôt actionnés par courroies, tantôt conduits directement par la machine.

2* Mélange des minerais. — Suivant leur origine, les minerais varient depuis 0,25 jusqu'à 5 0/0 de soufre et de 1 à 3 0/0 de chaux.

La teneur en or peut aussi varier dans des limites aussi larges. Comme il est très important d'avoir un produit uniforme à passer dans les fours, on procède à un mélange des différentes sortes en les entassant par lits horizontaux de façon à ce qu'en, les tranchant par sections verticales, on obtienne une moyenne teneur.

Cette opération est essentielle pour la conduite régulière des opérations subséquentes. On entasse ainsi 3 à 4.000 tonnes de minerai.

3° Broyage fin. — Le minerai est alors repris et porté dans des séchoirs pour chasser l'humidité avant de procéder & l'opération du broyage fin et du tamisage. Ces appareils de séchage sont tantôt des cylindres tournants, tantôt des fours à réverbères dans lesquels

les minerais sont mécaniquement avancés sur la sole. Dans certaines installations, cette opération de séchage est poussée très loin, tandis que, dans d'autres, où les minerais arrivent naturellement dans un état de siccité suffisant, elle est complètement supprimée. Une teneur en eau de 2 0/0 peut, en effet, être tolérée et n'empêche pas le broyage fin.

Cette dernière opération est exécutée avec des cylindres finisseurs conduits par courroies, dont la vitesse varie entre 5i et 100 révolutions par minute. Les dimensions de ces rouleaux sont des plus variables, ainsi que leur poids. Les plus grands ont 42 pouces de diamètre (lm,05) et 18 pouces de largeur (0m,45) et ils pèsent en totalité 34.000 livres (15.300 kg.).

Le tamisage se fait soit dans des trommels circulaires, soit sur des tamis à vibrations ou à secousses. La finesse des tamis est en moyenne de 12-mesh; mais on pousse parfois jusqu'à 20-mesh.

4° Grillage. — La plupart des minerais sont grillés dans des fours à réverbères, système Wethey, mais on emploie aussi des fours Pearce à sole circulaire. Ce sont tous des fours à râblage automatique.

Les minerais oxydés ont une teneur en soufre descendant jusqu'à 0,25 0/0; les sulfurés provenant des niveaux les plus bas, arrivent à une teneur de 5 0/0.

Les minerais moyens arrivent à 1 1/2 ou 2 0/0 de soufre quand ils sont traités aux moulins travaillant à façon (Custom mills) et 2 1 /2 à 3 0/0 pour ceux qui appartiennent aux Compagnies minières. Cette différence provient de ce que, dans les grandes mines, beaucoup de minerais oxydés provenant des niveaux supérieurs ont été envoyés aux moulins travaillant à façon {Custom mills), avant que les sociétés aient elles-mêmes construit leurs propres installations; il n'est, par conséquent, pas possible de compter sur la continuation de la faible teneur en soufre des minerais livrés aux moulins à façon, qui, par leur mode même d'approvisionnement, reçoivent et traitent des minerais très variés.

Un minerai pauvre en soufre, c'est-à-dire tenant de 1 à 2 0/0, est grillé jusqu'à ce qu'il contienne 0,25 à 0,30 0/0 de soufre ; les minerais, tenant de 2,25 à 3,50, sont descendus à 0,50 ou 0,85 0/0 au maximum.

La capacité de grillage des fours varie entre 60 et 100 tonnes

par vingt-quatre heures. La plupart des usines sont munies de fours capables de griller régulièrement 100 tonnes de minerai, contenant à l'entrée dans le four, 1,5 à 2,5 0/0 de soufre. Lorsque la teneur excède 2,5 0/0, la capacité du four tombe à 90 tonnes tandis qu'au contraire, si la teneur initiale descend & 1,5 0/0, la capacité du four peut s'élever jusqu'à 120 tonnes par vingt-quatre heures.

La surface de la sole varie entre 1.100 et \ .500 pieds carrés pour une surface de grille d'environ 75 pieds carrés. Beaucoup de ces fours sont chauffés avec des gaz provenant de gazogènes du type Duff et Taylor. Les refroidisseurs sont placés directement audessous de la sole de grillage, de façon que le minerai, en sortant du four de grillage, tombe dans cette enceinte où il est repris mécaniquement par des râbles. La consommation de combustible varie de 10 à 15 tonnes de charbon bitumineux pour 100 tonnes de minerai grillé.

On emploie aussi des lignites mélangés avec des huiles lourdes ; mais ce combustible n'est pas aussi effectif que les charbons à longue flamme. Enfin, on utilise des mélanges de résidus de lu distillation du pétrole avec du charbon; dans ce dernier cas, on peut compter sur une consommation de 5 tonnes de charbon et de 600 litres de résidus pour 100 tonnes de minerai.

On donne, dans le four, une chaleur initiale de 450° à 550°, et la température près du foyer, c'est-à-dire à la fin du grillage, varie de 800 à 900°. Au-dessus de ce dernier chiffre le minerai est exposé à fondre.

Les charges restent dans le four de deux heures et demie à trois heures et, dans les refroidisseurs, de une heure et demie à deux heures et demie. L'épaisseur de la couche de minerai sur la sole du four varie de 2 et 1/2 à 3 et 1/2 pouces (62 à 85 millimètres) et l'angle des râteaux mécaniques qui font avancer les matières varie de 18° à 25°. Dans certains fours, le minerai est râblé chaque dix-sept secondes et, dans d'autres, toutes les trente-cinq secondes.

Il suffit d'un seul homme pour surveiller un four; il a seulement un aide pour rouler le charbon et enlever les cendres. Un seul aide suffit pour trois fours.

Le prix de revient du grillage varie de 40 à 50 cents par tonne.

ÉTUDE DE LA CHL0RURAT10N 649

Voici les frais approximatifs pour une production de 100 tonnes par jour.

Charbon, 12 tonnes à $ 2 $ 24

3 chefs de fours à $ 2,50 7,50

Rouleur de charbon et de cendres 2,25

Réparations générales, huiles, etc 5

Force motrice 5

Soit, par tonne : $0,4375 ou fr. 2,275.

Ce prix de revient comprend le refroidissement, le transport des matières, etc.

La marche du four ne donne lieu à aucune difficulté, et il n'est pas rare de voir un four de 100 tonnes, travaillant d'une manière continue pendant plusieurs mois sans un seul arrêt sérieux. Les changements dans les palettes des râteaux automatiques se font en cours de travail.

L'accumulation des poussiers entraînés par les fumées dans les chambres de dépôt porte sur 1 et 1/2 ou 2 0/0 des matières traitées. Ces fumées sont tantôt envovées directement aux fonderies qui les achètent, tantôt mises sous forme de briquettes avant leur expédition. Parfois aussi on les traite dans le moulin même.

Leur teneur moyenne est plus élevée que celle du minerai. On attribue ce fait à la plus grande friabilité des sulfures et des tellurures.

Il n'y a pas de perte appréciable par volatilisation dans ce grillage oxydant.

Une mince épaisseur de minerai sur la sole est grillée en moins de temps et rend de meilleurs résultats qu'un lit plus épais séjournant plus longtemps, la capacité du four restant d'ailleurs égale. Ce fait est dû uniquement à la quantité d'air mis en contact avec les matières. Il est impossible de fournir le volume d'oxygène nécessaire pour l'oxydation des sulfures, lorsque l'épaisseur du lit dépasse 5 à 7 centimètres, à moins de prolonger le temps du grillage au-delà de la limite à laquelle il cesse d'être économique.

5° Chloraration dans les barils — La quantité relative de réactifs chimiques nécessaires pour l'opération dépend essentiellement de la nature des minerais et du genre de grillage. On est revenu

maintenant des excès de réactifs employés dans les premiers temps, toutefois il est indispensable de produire une quantité de chlore suffisante pour arriver à une extraction complète de l'or dans un temps raisonnable.

La charge ordinaire des barils est la suivante :

Minerai 20.000 lb. = 9070k«

Eau 10.000 lb. = 4533*»

Acide sulfurique à 66° 200 à 400 lb. = 90 à 180^

Chlorure de chaux à 32 4/2 0/0

de chlore 100 à 200 lb. = 45 à 90*

L'acide coûte de 1 à 1,25 cents par livre (il fr. 45 à 14 fr. 30 les 100 kilogrammes), et le chlorure de 2,5 h 3 cents par livre (28 fr. 60 à 34 fr. 32 les 100 kilogrammes), le tout rendu franco à la mine.

La plupart des usines emploient des barils traitant 10 tonnes de minerai par charge. Un baril de 10 tonnes a lm,68 de diamètre et 4m,25 à 4m,86 de longueur; il pèse 15.500 kilogrammes, il est construit avec des feuilles de tôle de 15 millimètres d'épaisseur et les fonds sont coulés en fonte.

L'intérieur est garni d'une feuille de plomb de 15 millimètres dVpaisseur, pesant 117 kilogrammes par mètre carré.

Tous les barils contiennent à leur intérieur un filtre dont les dispositifs varient à l'infini. En général, ces filtres sont formés par une feuille de plomb percée de petits trous pesant de 20 à 30 kilogrammes par mètre carré et reposant sur des feuilles plus épaisses de plomb ayant 12mm,5 à 18 millimètres d'épaisseur, perforées aussi de trous de 9 millimètres, avec une distance de 18 millimètres entre les axes de deux trous consécutifs. Ces tamis sont supportés par une garniture en bois fixée solidement dans l'intérieur du baril ; les trous du tamis tin ont environ 2 millimètres de diamètre, et environ 9 millimètres d'écartement d'axe à axe, et ils doivent être changés après chaque 20 à 60 charges.

La garniture en bois dure environ trois mois.

Le filtre agit h la façon d'un agitateur et provoque un mélange complet du minerai et de réactifs. L'agitation est, en effet, une des conditions fondamentales pour obtenir une bonne chloruration.

L'attaque est complète dans un espace de temps variant de deux heures et demie à quatre heures. Pendant la durée de cette opéra-

tioa les barils tournent avec une vitesse de 2 et 1/2 à 4 et 1/2 tours par minute ; quant à la filtration, elle dure de deux heures et demie à quatre heures.

La quantité totale de solution varie de 1 à 1 ,4 tonne par tonne déminerai traité. Dans les cas les plus favorables, une tonne de minerai correspond à une tonne de solution, de façon que la teneur de la solution représente, à peu de chose près, la teneur du minerai initial.

La réussite de cette opération dépend essentiellement de la qualité du grillage. Des minerais bien grillés filtrent mieux que ceux qui le sont mal et s'il est nécessaire de les soumettre à une chloruration nouvelle, on double par cela même le volume de solution à traiter.

Après que la chloruration est terminée, la filtration s'opère sous une pression d'eau de 10 à 20 mètres ; on procède à la vidange de l'eau aussitôt que le baril est arrêté sans attendre que la décantation se soit produite.

Dans le but d'accroître la rapidité de la filtration, on soumet fréquemment les barils h une pression artificielle (back-pressure), qui s'obtient en introduisant de l'eau par le fond et en lui faisant traverser le filtre jusqu'à ce qu'elle sorte claire. L'inconvénient de cette méthode est d'augmenter énormément le volume de solution aurifère à précipiter.

Les liquides, après la sortie des barils, tombent dans des réservoirs où les gros sables se déposent. Ils sont ensuite décantés dans des bassins de dépôt où ils séjournent pendant vingt-quatre heures environ. On soutire alors le liquide clair, qui est envoyé aux bacs de précipitation.

6° Précipitation de For. — Le réactif presque uniquement employé est l'hydrogène sulfuré. On a utilisé aussi du charbon de bois et de l'acide sulfureux; mais ces réactifs n'ont eu qu'un emploi temporaire.

On opère en général la précipitation sur 75 ou 100 tonnes de solution. L'hydrogène sulfuré est obtenu au moyen l'attaque de sulfure de fer par l'acide sulfurique dans les proportions suivantes :

Sulfure de fer 1 kilogr.

Acide sulfurique 2,5 —

Eau, environ 6 —

Celte proportion de réactifs est suffisante pour précipiter l'or contenu dans 3 tonnes de solution, correspondant, comme nous l'avons dit, à 2 ou 3 tonnes de minerai.

La quantité du réactif précipitant est indépendante de la teneur en or de la solution. La majeure partie de l'hydrogène sulfuré se combine avec le chlore en liberté dans le liquide pour former de l'acide chiorhydrique. Une grande partie aussi s'échappe sous forme de bulles à excès.

Grâce à l'usage de l'hydrogène sulfuré, la précipitation est complète. Lorsque l'opération a été bien faite, les eaux mères n'indiquent jamais que des traces d'or, c'est-à-dire moins que 0*r,0015 par mètre cube, représentant une valeur d'environ 0 fr. 05 par tonne. Le cuivre et le plomb sont les seuls métaux ordinaires qui soient susceptibles d'être précipités par l'hydrogène sulfuré dans ces conditions.

A Cripple Greek, ces deux métaux se présentent rarement autrement qu'en très faible quantité, de façon qu'ils ne créent aucune difficulté sérieuse par leur présence.

Le soufre libre est l'élément le plus gênant.

Gomme l'hydrogène sulfuré est notamment sol uble dans l'eau, s'il est employé en excès il en résulte une précipitation de soufre métallique par suite de la combinaison de l'hydrogène de l'acide sulfhydrique en solution avec l'oxygène mis en liberté. Il y a aussi un peu de soufre précipité dans la réduction du chlorure ferrique en chlorure ferreux.

Il est donc nécessaire de veiller avec soin et d'arrêter la précipitation au moment où tout l'or a été séparé, de façon à ne pas laisser d'excès appréciable d'acide sulfhydrique. Malgré ces soins, il reste toujours dans le précipita une proportion de soufre variant entre 15 et 25 0/0.

L'acide sulfhydrique est envoyé au sein de la solution au moyen de tuyaux de plomb percés de trous placés dans le fond des bacs de précipitation ; lorsque la pression dans le générateur de l'acide sulfhydrique commence à baisser, on fait arriver de l'air comprimé qui entraîne l'acide sulfhydrique à travers le liquide. Après qu'on a cessé l'action du précipitant, on laisse déposer pendant huit heures. On décante alors au moyen d'un siphon toute la liqueur claire qu'on fait passer au filtre-presse. La presque totalité de l'or reste dans le fond avec 10 à 15 centimètres de solution non décantée.

On réunit les précipités d'un certain nombre de bacs dans un monte-jus, et on les envoie, au moyen d'air comprimé, dans le filtrepresse, où ils se mettent en gâteaux. On les sèche en faisant passer de l'air à travers le filtre et enfin on procède à la récolte de ces gâteaux, qui sont grillés dans un petit four à moufle et fondus ensuite pour obtenir les lingots d'or.

Les filtres-presses ont des chambres de 60 centimètres en carré. Le nombre de plateaux varie naturellement avec les nécessités de l'usine, mais ils sont en général au nombre de 40, ce qui donne une surface totale d'environ 14 mètres carrés avec des gâteaux d'un pouce d'épaisseur.

Les frais de réactifs pour la précipitation sont d'environ 5 centimes par tonne.

Voici le prix approximatif des produits chimiques nécessaires pour la chloruration, par tonne de minerai :

Chlorure de chaux, 45 lb. à 2,5 cent $ 0,375

Acide, 30 lb. à 1,25 cent 0,375

Total $ 0,750 ou 3fr,90

On peut admettre le chiffre de 80 cents (4 fr. 16) pour tenir compte des opérations manquées et des suppléments de réactifs nécessaires pour les minerais à haute teneur. Les frais totaux de traitement peuvent donc s'établir comme suit :

Prix de revient de ces opérations :

Broyage, mélange, échantillonnage $ 0,30

Broyage finisseur (12 à 16 mesh) 0,35

Grillage 0,45

Chloruration et précipitation 1 »

Réparations. 0,25

Fournitures du magasin 0,25

Concentration 0,10

Surveillance, bureaux et essais 0,15

Manutention 0,05

Toi al.. $ 2,90 ou I5fp,08

La plupart des usines sont obligées d'élever l'eau des rivières voisines au moyen de pompes. Cette dépense n'est pas comprise dans les frais ci-dessus.

11 y a aussi à tenir compte des répartitions aux digues qui retiennent les tailings pour les empêcher de se déverser dan» les

cours d'eau voisins; tous ces frais varient naturellement avec la situation de chaque usine.

7° Concentration des tailings des barils. — Les résidus sortant des barils sont généralement soumis à une concentration. Il y a assez fréquemment une certaine quantité d'or libre dans le minerai en particules trop grosses pour être dissoutes par le chlore pendant la durée du traitement. Les oxydes de fer en retiennent aussi des proportions notables. Tous ces déchets se retrouvent dans les tailings des barils, qu'on soumet alors à une concentration si on juge l'opération avantageuse. Le degré de concentration et la teneur des produits obtenus varient beaucoup suivant la nature du minerai et la perfection du traitement dans les barils.

En général, on concentre dans le rapport de 100 tonnes de minerai pour une de concentrés ; mais les limites varient entre 120 et 75 pour une tonne obtenue. 20 0/0 environ de l'or contenu dans le résidu des barils est retiré par la concentration ; la plus grande partie de l'or extrêmement fin qui y est contenue échappe encore à cette opération. On a essayé nombre de fois d'amalgamer cet or fin, mais sans succès. La réussite du procédé exige donc que le travail du grillage et de l'attaque dans les barils soit très bien fait, de façon à ne laisser dans les tailings qu'une proportion négligeable de métal précieux.

Ces concentrés sont expédiés aux usines des fonderies qui les introduisent dans leurs lits de fusion.

Résumé. — Envisagé dans son ensemble, le procédé par chloruration perd plutôt du terrain. Les opérations sont plus délicates que celles qu'exige la cyanuration et la précipitation de For, soit sur le charbon de bois, soit par les autres réactifs, et moins nette et moins rapide que l'emploi du zinc dans la cyanuration.

Toutefois cette méthode conserve son intérêt par les minerais aurifères contenant des proportions importantes de bas métaux. Enfin la production du chlore par la voie électrolytique est venue dans ces derniers temps apporter un appoint sérieux à l'économie de ce procédé. On en trouvera la description dans la troisième partie de cet ouvrage (page 811). Il était donc indispensable de l'examiner dans tous ses détails.