PERTES DE ZINC DANS LE TRAITEMENT
de cyanure dont on se plaint, en général, au commencement des opérations d'un moulin, est due, en réalité, à Voxydation de la solution bien plus qu'à l'absorption par le bois des cuves et autres raisons de circonstances. Au fur et à mesure que la solution se charge en zinc, la consommation de cyanure décroît jusqu'à ce qu'elle arrive à son niveau d'équilibre, la présence du cyanure double protégeant contre l'oxydation. Il pourrait donc être avantageux d'ajouter du cyanure double aux solutions nouvelles qui entrent en rotation, toujours, bien entendu, avec la proportion requise de chaux, surtout dans les moulins qui se trouvent dans des conditions telles qu'ils n'ont qu'une faible perte chimique de zinc. Sous quelle forme s'élimine donc le zinc des solutions en circulation dans un moulin? On admet, en général, qu'il se forme un précipité de cyanure de zinc, suivant l'équation :
2H*0 + Zn (NaO) + K*ZnCy = 2ZnCy2 + 2NaHO + 2KHO.
Cette réaction n'est pas conforme h ce qui s'observe en pratique, car on trouve toujours plus de zinc dans les solutions fortes en cyanure que dans les faibles, et, de plus, il ne semble pas possible que le cyanure de zinc puisse se précipiter dans une solution fortement alcaline ou contenant du cyanure double en excès. D'ailleurs, une simple analyse de la consommation chimique de zinc dans n'importe quelle installation de cyanuration montre clairement l'inexactitude de cette hypothèse.
Si on reprend les chiffres du traitement du moulin mexicain détaillés page 699, on voit que la consommation totale, en quatre mois, a été de 1.20lk*,9 (2.644 1b.) de zinc. Si cette quantité avait été précipitée à l'état de cyanure simple de zinc, cela aurait nécessité une quantité de cyanure de potassium d'environ 2 1b. par tonne de minerai, ce qui est quatre fois plus que la consommation constatée.
En réalité le zinc se précipite h l'état de carbonate double de zinc et de potassium en vertu de la réaction :
ZnCy», 2KCy + 2Ca (OHp + 2CO* = ZnCa (CO*)* + CaCy + 2H»0. Cette précipitation se réalise au contact de l'acide carbonique de
l'atmosphère, soit dans les bacs collecteurs de la solution, soit h la surface des cuves, pendant la filtration.
La précipitation et la dissolution du zinc n'entraînant aucune perte de cyanure, il est avantageux, dans les cas où les précipités métalliques refusés par le tamis ne sont pas en trop grande quantité, de les remettre dans les bottes, sur les tamis successifs, afin de les soumettre au courant de solution aurifère. On évite ainsi la dépense d'acide pour dissoudre le zinc en excès.
Il n'est pas probable qu'il puisse exister, de zincates alcalins en présence de cyanure en excès, car il y aurait immédiatement formation de cyanure double :
Zn (0K«) + «Cy = ZnCy» : 2KCy + 4KH0.
On peut, par conséquent, considérer, dans le titrage des solutions, que tout le zinc est à Vétat de sel double, pourvu qu'on se soit assuré, au préalable, par une addition suffisante de soude, que la liqueur contient assez de cyanure pour pouvoir saturer le zinc sous cette forme. Par conséquent, si on déduit de la quantité totale de cyanure reconnue par le titrage avec un excès de soude, la quantité nécessaire pour saturer le zinc sous forme de cyanure double de zinc et de potassium, la différence constitue la quantité de cyanure h l'état libre dans la solution.
Les solutions qui circulent dans un moulin de cyanuration doivent être constamment soumises à des analyses. On s'apercevra alors que la dissolution des métaux précieux s'effectue en grande partie au moyen du cyanure double de zinc et de potassium, ce qui explique pourquoi le coefficient d'extraction est, surtout pour l'argent, inférieur à ce qu'il devrait être.
A ce point de vue, les solutions faibles doivent être surveillées avec plus de soin que les riches, parce que, dans celles-là, une proportion de zinc, même faible, transforme en sel double tout le cyanure libre existant dans la solution, et toute dissolution ultérieure de zinc au-delà de cette limite se fait sous forme de zincate alcalin. Dans ces conditions, une addition de cyanure à la solution a d'abord pour effet de transformer le zincate en cyanure double de zinc et de potassium, et ce n'est qu'après que cette transformation a été complète qu'il peut rester du cyanure libre dans la liqueur.
Lorsque les solutions étendues provenant du traitement des slimes ne donnent que de médiocres dépôts d'or dans les bottes, il faut immédiatement se rendre compte s'il y a assez de cyanure libre dans les solutions pour dissoudre Vhydrate de zinc qui s'est formé par des actions électrolytriques secondaires à la surface des tournures de zinc.
Un excès d alcali est absolument nécessaire dans toutes, les solutions fortes ou faibles; enfin, tous les récipients doivent être de formes larges et peu profondes et permettre le libre contact de l'atmosphère.
Pour faire le titrage pour zinc, d'une solution il est préférable de décomposer la solution par l'acide chlorhydrique et de chasser la totalité de l acide cyanhydrique par Vèbulition avant d'évaporer à sec. Si cette précaution n'est pas prise, le zinc reste sous une forme qui exige une attaque soignée et prolongée par de l'acide sulfurique concentré pour être dissous en totalité.
Traitement des précipités. — On fait de nombreux essais pour trouver un meilleur précipitant que le zinc métallique pour retirer l'or de solutions cyanurées.
L'hydrogène sulfuré, l'acide sulfureux, le sulfate de protoxyde de fer, précipitent l'or et l'argent des solutions cyanurées, mais toujours d'une façon incomplète. On a essayé aussi l'aluminium; mais son prix de revient est trop élevé et, de plus, il ne peut pas être employé dans des dissolutions contenant de la chaux.
On a employé aussi le charbon de bois, mais il entraine une consommation exagérée de cyanure. Un autre graad défaut de ce précipitant c'est qu'on doit l'employer en grand excès, et il faut, par conséquent incinérer, une énorme quantité de charbon avec des risques de perte de métaux précieux pendant cette opération.
11 faut dire, d'autre part, que les cendres sont faciles à fondre, contenant elles-mêmes leur fondant et que les lingots obtenus par cette méthode sont d'un titre élevé.
Parmi les nombreuses méthodes électroly tiques proposées pour la précipitation, seule celle de Siemens et Halske ou l'une de ses variantes, ont donné des résultats avantageux. Toutefois cette méthode perd plutôt du terrain qu'elle n'eQ gagne.
En fait, on peut dire que la précipitation par le zinc se développe
de plus en plus, au fur et à mesure qu'on en connaît mieux Temploi.
Un des points faibles de ce procédé a été jusqu'ici le raffinage des précipités recueillis dans des boîtes en zinc. Ils contiennent de 40 à 50 0/0 de métaux précieux et de 20 à 40 0/0 de zinc mélangé avec d'autres bas métaux, des métalloïdes, de la silice, de la chaux, etc., etc., ce qui rend difficile l'obtention des lingots d'un titre élevé sans réaliser de perte.
Le zinc est employé sous deux formes : en fils ou tournures de zinc et en poudre. Le zinc en poudre, proposé pour la première fois dans le procédé de bromo-cyanu ration deSulman et Téd, ne s'était guère répandu jusqu'à son emploi par C.-W. Merrill, h Marysville^ Montana (Utah), et ensuite dans les usines de Golden-Gate, à Mercttr. Dans ces derniers temps, un assez grand nombre de moulins américains l'ont adopté. On est arrêté dans son emploi par la difficulté de se procurer de la poudre de zinc de qualité uniforme et non oxydée, et aussi par cette circonstance, encore mal expliquée, que les précipités obtenus par la poudre de zinc ne prêtent pas avec la même facilité au traitement ultérieur par l'acide que ceux obtenus avec le ziùc en fils ou en tournures.
Composition des précipités. — On peut admettre que les différents métaux qui constituent ces précipités se trouvent dans l'état suivant : l'or, l'argent et le cuivrée, l'état de mélange intime ou d'alliage avec le zinc, le mercure sous forme d'amalgame, probablement d'amalgame de zinc; le plomb, l'arsenic et l'antimoine sous forme de combinaisons indéterminées ; le fer et l'alumine à l'état d'oxydes hydratés, d'oxydes ou de silicates provenant de l'argile ; la chaux comme sulfate ou carbonate ou comme chaux hydratée; le magnésium probablement comme carbonate ; la silice comme sable siliceux et comme silicate; le zinc sous forme métallique provenant de l'excès des réactifs employés dans la précipitation ainsi que sous forme d'oxydes produits par l'oxydation pendant la manipulation des précipités et aussi combiné ou tout au moins intimement allié ou mélangé avec l'or, l'argent, le cuivre, etc. ; le cadmium, dont les affinités chimiques sont si voisines de celles du zinc forme aussi des alliages analogues.
On trouve, en outre, dans ces précipités, des matières organiques
de composition complexe. Toutes les impuretés dont je viens de donner la liste proviennent soit du minerai, soit du zinc qui, en pratique, n'est jamais pur, soit de la chaux employée pour neutraliser lacidité du minerai.
Classification des méthodes de traitement; — Il existe trois méthodes générales de traitement des résidus :
1° Par grillage, avec ou sans agent oxydant (du nitrate de soude en général) et fusion des matières oxydées avec des fondants convenables pour les scori fier dans un creuset en graphite;
2° Par raffinage à l'acide, qui consiste à traiter d'abord les matières avec de l'acide sulfurique et de fondre ensuite le résidu avec des fondants convenables dans un creuset à graphite ;
3° Enfin par fusion plombeuse, avec ou sans traitement préalable par l'acide.
1° Traitement par grillage. — Cette méthode a été plus ou moins employée à l'époque de l'introduction du procédé de cyanuration. Elle a même été, à un certain moment, pratiquée dans l'Afrique du Sud; mais elle n'a jamais pris aux Etats-Unis un développement considérable.
Le grillage des précipités se fait en général dans des moufQes en fonte, chauffés avec du charbon ou du bois. Les précipités sont étendus en couche mince sur la plaque de fond et remués de temps en temps pendant la durée de l'opération.
On a essayé aussi de griller dans des pans dont le fond était chauffé par un foyer à feu nu ; mais on a abandonné ce mode d'opérer pour en revenir aux mouffles. On aide fréquemment l'oxydation par l'emploi du nitre qu'on ajoute aux précipités sous forme d'une solution concentrée avec laquelle on les humecte après avoir été desséchés préalablement; on ajoute en général de 3 à 5 0/0 de ce réactif.
11 ne faut pas dépasser la quantité strictement nécessaire pour obtenir l'oxydation des bas métaux, sous peine de voir détruire rapidement les creusets en graphite dans lesquels s'opère ultérieurement la fusion. On mélange ensuite les produits grillés avec des fondants convenables, de façon à scorifier la totalité des bas métaux qui ont été oxydés pendant l'opération.
Les avantages de cette méthode sont d'abord la simplicité de l'opération et ensuite la suppression de toute espèce de réactifs chimiques autres que les fondants.
Ses inconvénients sont :
La production de lingots à bas titre ;
De fortes pertes de métaux précieux;
La difficulté d'obtenir un grillage complet ;
Et l'usure rapide des creusets en graphite employés pour la fusion, surtout lorsqu'on s'est aidé du nitre pour la première opération.
Ces inconvénients sont si sérieux que la méthode tend à être abandonnée dans toutes les installations de cyanuration.
2° Raffinage à l'acide. — C'est l'acide sulfurique qui est universellement employé par l'attaque des précipités. L'acide nitrique n'a pas donné de bons résultats; quant à l'acide chlorhydrique, il paraît donner des résultats aussi bons que l'acide sulfurique, mais il coûte plus cher et peut, dans certains cas, donner lieu à des dégagements de chlore qui pourraient provoquer la dissolution de l'or. On a proposé aussi l'acide acétique, mais sans succès.
Le traitement par l'acide s'exécute en général dans des bacs en bois, garnis parfois de feuilles de plomb. Dans certaines installations on active l'action de l'acide par la chaleur, en introduisant un jet de vapsur dans la masse, au fond du baquet. Dans un grand nombre de cas, on se contente de la chaleur dégagée par le mélange de l'eau avec l'acide; le malaxage se fait, en général, à la main.
Le degré de concentration de l'acide est aussi très variable; on reconnaît cependant que les meilleurs résultats sont obtenus par de l'acide plutôt dilué (1 partie d'acide concentré pour 8 à 10 d'eau), tout au moins pour la première attaque. Si l'acide est trop concentré, il y a danger de formation de sous-sels insolubles des bas métaux, qui peuvent ne pas être complètement éliminés parle lavage.
Ces sulfo-sels se produisent surtout avec le zinc, résulat qui est d'autant plus fâcheux que c'est surtout ce métal qu'on se propose d'éliminer parle traitement à l'acide.
Dans les petites installations, mal organisées, on laisse déposer le précipité et on siphonne la dissolution claire qui surnage pour
ajouter une nouvelle quantité, d'eau, on brasse la matière, on la laisse déposer et on siphonne de nouveau la solution claire. On répète cette opération jusqu'à complet lavage du précipité.
Ce mode d'opérer emploie beaucoup de temps ; le sulfate de zinc ne peut jamais être complètement éliminé par ce moyen et, des pertes sérieuses de fines particules d'or sont à craindre dans ces siphounements répétés.
Il est préférable d'opérer avec un filtre à succion ou avec un filtre-presse. Ce dernier procédé est rapide et permet de laver d'une façon complète le précipité métallique avec une perte insignifiante. Après lavage complet du précipité, on procède à sa dessiccation dans un mouffle en fonte, chauffé seulement h sa partie supérieure pour éviter les pertes par projections. On ajoute alors les fondants convenables (borate de soude, carbonate de soude, path fluor, sable, etc.), de façon à obtenir une scorie fluide qui scorifie les bas métaux et qui ne retienne aucun grain de mêlai précieux.
La fusion s'opère dans des creusets en graphite comme dans lç cas précédent. Les avantages du procédé h l'acide résident dans la finesse des lingots obtenus, finesse qui dépend d'ailleurs des soins apportés dans la conduite des opérations et aussi dans ce que les pertes sont moindres que dans le procédé par grillage.
Ses défauts consistent dans les installations qu'il exige et dans les pertes provenant des manipulations assez nombreuses qu'il entraîne.
En s'entourant de toutes les précautions, on doit s'attendre à une perte d'environ 1 0/0, mais il n'est pas douteux que, dans bien des cas, ce chiffre est dépassé. M. C.-W. Merrill, dans une communication récente, a établi que les pertes dans le procédé à l'acide varient de 2 à 6 0/0.
Il se dégage aussi, pendant l'attaque par l'acide, des quantités condérables de gaz nuisibles. S'il est resté dans le précipité quelques traces de cyanure, il se dégage de l'acide hydrocyanhydrique dont les vapeurs sont mortelles ; l'arsenic, qui peut avoir été apporté par le zinc, forme de l'hydrogène arsénié qui est aussi un gaz dangereux, Il y a eu plusieurs cas de décès par l'hydrogène arsénié au moulin de Golden-Gate àMercur (Utah), où on traite des minerais contenant du mispickel. On a été obligé, dans celte usine, d'employer un
mélange d'acide nitrique et d'acide sulfurique (1 partie d'acide sulfurique pour 2 d'acide nitrique) et d'installer de puissants ventilateurs pour renouveler l'air de l'atelier.
L'acide nitrique transforme l'acide cyanhydrique en acide cyanique et l'hydrogène arsénié en acide arsénique qui sont fixes.
Dans quelques moulins, on procède à un grillage préalable avant de traiter les minerais par l'acide. On obtient ainsi une élimination plus parfaite du zinc et des autres impuretés; mais les frais de traitement sont naturellement plus élevés que dans l'attaque directe.
Comme je l'ai dit plus haut, les précipités provenant du traitetement par le zinc en poudre sont moins facilement attaqués par l'acide que ceux provenant de la tournure de zinc. Dans une mine des Black Hills, qui a employé de la poudre de zinc, on remarqua que l'attaque aux acides ne se produisait pour ainsi dire pas ; même après une semaine entière de contact avec agitation et chauffage par de la vapeur à travers toute la masse, la proportion de zinc dissoute était restée insignifiante. On revient, dans ce moulin, à la précipitation sur du zinc en fils.
D'autre part, à la mine Golden Gâte, à Mercur, le traitement par l'acide des précipités provenant du zinc en poudre ne donne lieu à aucune difficulté. 11 est vrai que les matières sont soumises à un grillage préliminaire et qu'on emploie pour l'attaque un mélange d'acide sulfurique et d'acide nitrique.
 la Compagnie du Homestake (Voir page 706), on emploie comme précipitant du zinc en poudre; mais il reste dans le résidu de 4 à 12 0/0 de zinc.
Plusieurs causes contribuent à rendre difficile la dissolution complète du zinc. J'ai déjà parlé de la formation de soUs-sels quand on emploie de l'acide trop concentré. Il peut s'être formé aussi des alliages de zinc et d'autres métaux moins facilement attaqués par cet acide. En outre, tous les zincs du commerce contiennent plus ou moins de plomb. 11 peut être resté une certaine quantité de ce métal par suite de l'immersion des tournures de zinc dans une solution diluée d'acétate de plomb, pratique qui est assez répandue et qui a pour but de former un couple zinc-plomb qui provoque la précipitation. Il s'ensuit que tous les précipités contiennent une proportion plus ou moins grande de plomb et, lorsqu'on les traite par l'acide sulfurique, il se forme une couche de sulfate de plomb
insoluble qui protège contre l'attaque les matières qu'elle enve-
loppe.
• Il en est de même pour la chaux, qui est toujours présente, et qui
donne lieu à la formation de sulfate de chaux insoluble qui produit
les mêmes effets.
La présence du zinc dans les matières bonnes à fondre provoque une perte certaine car les scories contenant du zinc entraînent toujours une proportiou élevée de métaux précieux; en outre, il reste toujours un peu de zinc dans le lingot, ce qui abaisse le titre.
M. A. Whitby a donné une analyse d'un précipité, traité par l'acide et calciné dans une des mines du Rand, qui contenait encore 7 0/0 d'oxyde de zinc.
3° Fusion plombeuse. — Un des grands moulins de cyanuration américaine se trouvant à proximité d'usines où on raffine des plombs d'œuvre se contente d'y envoyer ses précipités et ne s'occupe par conséquent pas de les traiter.
Voici comment on opère à la Compagnie Balbach Smelting and Refining C° à Newark (New Jersey).
On met le précipité dans des sacs en papier, contenant de 1 à 5 livres de matière, qu'on ajoute de temps à autre sur un bain de plomb fondu contenu dans un four de coupellation. L'or et l'argent sont rapidement absorbés par le plomb et jusqu'à ce que la masse soit bien fondue, on a soin de modérer le tirage. On écume la scorie qui surnage et les lingots de métaux précieux sont coulés après que la coupellation est achevée. En Afrique du Sud, la fusion plombeuse est appliquée dans un grand nombre de moulins.
Méthode Taverner. — M. P. -S. Taverner est l'auteur d'un procédé d'extraction de l'or des résidus zincifères retirés des boites, qui dispense de l'attaque aux acides et de toute manipulation chimique. Directeur de la Compagnie Bonanza Gold Mining, il y a installé le procédé qui y fonctionne régulièrement.
Le principe de sa méthode est des plus simples :
1° Fusion, au four à réverbère, des résidus provenant des boîtes, sans aucun traitement préalable, avec de la litharge et des fondants ;
2° Coupellation du plomb d'œuvre ;
3° Coulée en lingots du métal fin.
Fusion au réverbère. — Les résidus, sortant du filtre-presse, sont mélangés avec de la litharge, provenant de coupellations antérieures et avec des fondants, composés de carbonate de soude et de borax. Le tout est mis sur la sole d'un petit four à bassin, du type employé dans le procédé Siemens et Halske (Voir p. 714).
On chauffe d'abord légèrement, pour chasser l'humidité, puis on augmente le degré de chaleur jusqu'à fusion tranquille de toute la masse. On emploie la sciure de bois comme réducteur. On brasse continuellement pour éviter la formation de masses non fondues et, lorsque la scorie est devenue vitreuse et noire, on la fait couler par une ouverture ménagée à cet effet dans la porte. On coule le plomb dans les moules par un autre trou de coulée.
On s'arrange pour ne pas avoir un plomb d'oeuvre trop riche 7 à 8 0/0 d'or constitue une moyenne raisonnable.
Coupe lia tion. — Cette opération se fait par « filage », absolument comme s'il s'agissait de plomb argentifère. Les litharges qui s'écoulent par le canal de plus en plus profond pratiqué dans la paroi de la coupelle, ou qui sont absorbées par la sole en poudre d'os, retournent à la fusion au réverbère.
Le gâteau de métal fin est coulé en lingots.
Voici les avantages de ce procédé sur la méthode à l'acide:
1* 11 est plus rapide;
2° 11 est beaucoup plus économique. On dépense, en acide sulfurique seulement, autant que pour tout le traitement par fusion plombeuse. Quant aux frais de construction des appareils, le prix de revient des deux fours nécessaires pour la fusion plombeuse de la coupellation ne dépasse pas le coût du grand four de grillage employé dans les autres méthodes ;
3° 11 n'y a pas de sous-produits à écouler. Tous les fonds de coupelles, les balayures, débris de zinc et de plomb, tout ce qui peut contenir de l'or en un mot, est passé au bain de plomb, et les scories de cette fusion ne contiennent pas de métal précieux;
4° Il y a moins de chances de pertes par manutentions. II est superflu de faire remarquer que des matières d'une aussi grande valeur que les résidus des boîtes ne peuvent que perdre à être manipulées. Dans le procédé à l'acide, les matières sont maniées et transportées trois fois. Dans la fusion plombeuse, une fois seulement;
5° Le rendement en or est augmenté, non pas que la fusion plom-
beuse puisse accroître la quantité de métal précieux, à la façon des alchimistes passés ou modernes, mais, c'est un fait d'expérience que le rendement est meilleur. Des lots, soigneusement échantillonnés, divisés en deux parties égales et traités par les deux méthodes, ont donné constamment un rendement supérieur de 1, 2 et jusqu'à 4 0/0 en plus, par la fusion plombeuse.
Méthode Merrill. — Cette méthode est appliquée sur une grande échelle dans les grandes mines de Homesteake : on la trouvera décrite dans tous ses détails dans la monographie de cette mine à la page 768.
Prix de revient. — Comparaison de ces diverses méthodes. — D'après les chiffres donnés par M. Taverner pour la mine de Crow Deep en Afrique du Sud, les prix de revient comparatifs de deux portions égales du même précipité, traitées Tune par l'acide et l'autre par la fusion plombeuse, ont donné les résultats suivants par once d'or tin obtenu sous forme de lingot :
Traitement par l'acide $ 0,256
Fusion plombeuse 0,032
Dans ce prix n'est pas comprise la main-d'œuvre, qui est moindre pour la fusion plombeuse que pour l'autre procédé. La perte de plomb n'est pas comprise dans le prix de revient ci-dessus, de sorte qu'il convient de porter le coût de l'opération par fusion plombeuse à 0,05 au moins, ce qui laisse encore, comme on le voit, une économie considérable sur le prix de revient du traitement par l'acide.
Les prix de revient du traitement par la fusion plombeuse à Homestake sont, d'après M. Merrill, de $ 0,15 par once. D'autre part, d'après M. Clevenger et M. Deadwood, le prix de revient du traitement par l'acide à Horseshoe Mills, Terry (South Dakota), est de : S 0,221 par once d'or, chiffre qui se rapproche beaucoup, comme on le voit, de celui de la Croiv Deep.
4° Distillation du zinc. — Les précipités contiennent des quantités de zinc métallique ou légèrement oxydé si considérables qu'il était naturel de chercher une méthode qui permît de retirer ce métal,
au moins partiellement, sous une forme utilisable dans les opérations postérieures.
D'après les données résultant de la pratique, on peut compter qu'on consomme environ 0,92 lb. de zinc pour chaque once d'or fin (environ 16 kilos de zinc par kilogramme d'or concentré dans le lingot). Sur cette quantité, il n'y a guère que 40 0/0 qui soit dissous par la solution cyanurée, les autres 60 0/0 se retrouvent dans le fond des boites mélangés avec les métaux précieux et doivent être dissous au moyen d'acides. Il paraît donc naturel de chercher à retirer ce zinc en le distillant et de le recueillir par condensation sous forme de poudre de zinc, immédiatement utilisable pour une nouvelle opération.
Il a été fait dans ce sens des essais assez nombreux, et on a reconnu rapidement qu'il était nécessaire d'atteindre une température élevée pour que la distillation du zinc fût à peu près complète.
On a employé à cet effet des cornues en graphite ou en plombagine communiquant par une allonge, aussi en graphite, avec un condensateur ayant la forme d'un creuset. On avait préalablement mélangé le précipité avec une certaine quantité de charbon de bois en poudre pour réduire les oxydes et sous-oxydes de zinc qui pouvaient s'être formés.
On a reconnu ainsi qu'une température de 1.300° était suffisante pour volatiliser environ 90 0/0 du zinc contenu. Il y a toutefois une certaine volatilisation d'or et d'argent ; mais ce fait a moins d'importance qu'on ne pourrait le croire, puisque le produit de la distillation rentre en circulation. En tout cas, cette méthode n'a pas eu, jusqu'à présent, à ma connaissance, d'application industrielle.
MÉTHODES ÉLECTROLYTIQUES
Procédé Siemens et Halske. — Nombreuses sont les méthodes au moyen desquelles on a cherché, depuis le début de la cyanuration, à remplacer la précipitation de l'or sur le zinc en fils par un procédé meilleur. Cette méthode présente en effet des difficultés multiples, que nous avons indiquées en l'exposant. Elle
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donne l'or sous une forme incommode, exigeant un raffinage, opération qui entraine une perte assez importante. Comparée surtout à l'amalgamation, qui donne For pour ainsi dire directement, il était naturel de chercher un procédé se rapprochant de 1 amalgamation par sa simplicité.
L'idée de déposer For électrolytiquement, comme on Ta fait il y a vingt ans pour le cuivre, devait venir naturellement à l'esprit. C'est au Dr Siemens de Berlin que revient l'honneur d'en avoir fait l'application, sur une grande échelle, dans l'Afrique du Sud. Le procédé est basé sur l'électrolyse d'une solution de cyanure double d'or et de potassium, l'or se rendant au pôle négatif et le cyanure à l'autre pôle. Après des expériences répétées, on reconnut que la cathode négative la plus avantageuse était une lame de plomb et que la positive devait être en fer. Vagitation de Tèlectrolyte restait aussi une condition indispensable, si on voulait obtenir un rendement acceptable.
Dès 1901, il y avait en Afrique du Sud 13 installations Siemens et Halske, et 17 étaient en construction à la même époque. Voici des indications sur les appareils employés.
Dans les caisses de précipitation les plus récentes, les anodes ont 0,65 X 1,20 de surface et 4mm,5 d'épaisseur. Cette dimension est celle en usage pour les caisses traitant les solutions provenant du traitement des sables. Les caisses de précipitation ont lm,50 en carré et 9m,60de longueur. Elles contiennent 156 anodes en fer. Les caisses qui reçoivent les solutions provenant du traitement des slimes ont des dimensions différentes : elles ont 3 mètres de large et lm,50 de profondeur, et elles sont divisées en 12 compartiments contenant chacun 24 anodes de fer, distantes de 12cm,5 lune de l'autre : soit au total 288 anodes. On emploie, dans les bacs traitant les solutions provenant des slimes, une densité de courant de 0,4 ampère et 0,6 dans les bacs à solutions provenant des sables, le tout par pied carré. Les cathodes sont, soit des feuilles de plomb, soit même du plomb en tournure fine.
L'avantage principal du procédé électroly tique est de pouvoir traiter des solutions extrêmement pauvres. Son application est surtout indiquée lorsqu'on peut se contenter, pour la dissolution de l'or, d'agir avec des dissolutions très faibles de cyanure, c'est-àdire avec des titres inférieurs à 0,05 0/0. Il est certain qu'avec des
solutions aussi faibles le temps nécessaire pour arriver à une dissolution suffisante du métal précieux est considérablement accru, mais l'épuisement peut, sans aucun doute, être aussi complet qu'avec des solutions plus concentrées. On en trouvera un exemple à la page 789, à propos de la méthode de cyanuration de la mine Camp Bird.
Les défenseurs de la précipitation par le zinc prétendent arriver au même épuisement total des solutions en faisant passer les liquides dans une sorte de caisse témoin, chargée de zinc frais, qui épuise les dernières traces et ne laisse dans les solutions, à leur sortie, qu'une valeur de moins de 0 fr. 40 d'or par tonne de liquide.
Prix de revient. — En ce qui concerne le prix de revient comparé des deux méthodes, il faut mettre en parallèle le coût du fer et du plomb avec celui du zinc en tournures fines. Voici des chiffres qui fixeront les idées à cet égard.
Prenons par exemple un moulin traitant 3.000 tonnes de tailings par mois. 11 consommera, avec le procédé Siemens . falske, environ 490 kilogrammes de fer et 354 kilogrammes de plomb. Avec la tournure fine de zinc, la consommation de ce dernier métal aurait été de 408 kilogrammes. On peut, avec ces éléments, connaissant le prix des trois métaux, faire aisément la comparaison des dépenses respectives. Il faut remarquer que dans le cas où, avec des solutions faibles, la précipitation par le zinc reste incomplète, le procédé Siemens procure une économie considérable de cyanure. Ce parallèle suppose, par conséquent, que le minerai soit tel qu'il puisse être épuisé au moyen de lessivages répétés par des solutions très faibles.
Depuis que le procédé par le zinc est tombé dans le domaine public, la concurrence qu'il fait au procédé Siemens est devenue plus redoutable ; ce dernier étant encore protégé par sa patente, oblige ceux qui l'emploient à payer une redevance qui vient diminuer d'autant l'économie qu'il peut présenter.
Procédé Pelatan-Clerici. — Le procédé Pelatan-Clerici a été conçu de façon à permettre d'éviter, autant que possible, les difficultés et les complications découlant de la lixiviation et de l'emploi de solutions cyanurées impures.
Il a fallu, pour cela, sortir absolument des sentiers battus et abor-
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der franchement d'une façon pratique le problème de la dissolution de l'or par agitation des matières traitées avec la solution de cyanure et de la précipitation subséquente des métaux précieux au sein de la pulpe même par un courant électrique, sans séparation du minerai.
Les deux opérations ont été combinées de façon à être effectuées dans une seule et même cuve, construite pour cet objet et qui constitue ainsi un appareil métallurgique à la fois très simple et tout à fait complet.
La cuve, faite entièrement en bois, a son fond recouvert d'une plaque de cuivre amalgamée, d'une fabrication spéciale, et recouverte sur toute son étendue d'une faible épaisseur de mercure liquide. Elle est munie à l'intérieur d'un agitateur monté sur un arbre vertical occupant le centre de l'appareil. Cet agitateur, armé de doigts en bois, porte des plaques d'acier fixées horizontalement à une distance convenable au-dessus du fond de cuivre amalgamé de la cuve.
Lorsqu'on veut traiter des minerais ou des matières aurifères quelconques (tailings ou slimes), on les charge dans l'appareil en même temps qu'une solution renfermant du cyanure de potassium, du sel marin et, au besoin, une matière oxydante accessoire, le tout dans des proportions qui dépendent de la nature du minerai traité.
Le mélange est mis en mouvement par l'agitateur, et on fait passer à travers la charge un courant électrique allant de l'agitateur qui porte l'anode au fond mercuriel de l'appareil qui sert de cathode.
Grâce à l'action simultanée du dissolvant et du courant électrique, l'or et l'argent sont promptement dissous parle cyanure, avec lequel ils sont partout en contact intime, puis ensuite électrolysés dans le fond de la cuve où ils se déposent à l'état d'amalgame.
L'agitation renouvelle constamment les contacts entre le liquide et les parcelles de minerai, et les inconvénients signalés au sujet de la filtration se trouvent ainsi complètement supprimés.
Les grains d'or fin se trouvent pendant toute l'opération en présence de quantités de cyanure plus que suffisantes pour les dissoudre.
718 l'indcstrie aurifère
Les grains plus gros descendent graduellement à travers le mélange où ils se trouvent en suspension pour venir s'amalgamer directement sur le mercure du fond de la cuve que le courant électrique maintient pur et brillant.
Les deux effets combinés assurent ainsi la récolte de. l'or le plus fin et de l'or le plus gros, tout en permettant l'emploi de solutions bien moins fortes que celles qui sont nécessaires dans les procédés de cyanuration ordinaire par filtrat ion, dans lesquels on doit compter exclusivement sur les propriétés dissolvantes du cyanure de potassium.
Rendements obtenus. — Depuis l'origine du procédé Pelatan-Clerici, on en a éprouvé l'action sur les jninerais de plus deux cents mines.
Pour chaque mine, on a traité souvent plusieurs minerais différents sans compter, dans bien des cas, des tailings, des concentrés ; outre cela, les essais sur chaque matière ont été toujours répétés plusieurs fois.
Le nombre des opérations faites a donc été considérable, et il permet de tirer des conclusions pratiques au point de vue du rendement sur les minerais essayés :
35 0/0 ont donné des rendements supérieurs à 85 0/0 35 » — — de 75 à 85 »
30 » — — inférieurs à 75 »
On peut admettre, sans erreur, que, dans la seconde catégorie, la moitié des essais a donné de 80 à 85 0/0.
Il en résulte que plus de la moitié des mines, dont les minerais ont été étudiés, ont donnés plus de 80 0/0 d'extraction.
Il est à noter que les rendements indiqués ont presque tous été obtenus en passant les minerais broyés au tamis de 40.
En broyent plus fin, les deux tiers des minerais essayés sont susceptibles de donner un rendement supérieur à 85 0/0.
Si Ton pousse uniformément le broyage assez loin pour faire passer les matières au tamis de 80.
55 0/0 des minerais donnent effectivement plus de 85 0/0 de la teneur 20 » — — de 80 à 85 » —
15 » — — de 75 à 80 » —
10 » — — moins de 75 » —
MÉTHODES ÉLECTROLYTlQUES 719
Un pareil broyage, qui a pour effet naturel de libérer jusqu'à la limite du possible les plus fines particules d1or de la gangue qui les emprisonne, n'est nullement irréalisable dans la pratique surtout depuis que les tubes-mills ont fait leur apparition.
Il est de nature à permettre dans beaucoup de cas d'aborder avec succès le traitement, par le procédé Pelatan-Clerici, de minerais considérés jusqu'ici comme intraitables.
Les diverses usines où le procédé est déjà appliqué donnent, du reste, des résultats confirmant cette supériorité d'une manière indiscutable.
Entre autres exemples de rendements élevés, obtenus sur une grande échelle, on peut citer le traitement contradictoire, devant des experts, de 200 tonnes, fait au commencement de Tannée 1897dans les usines de la Delamar Mining C°, dans l'Etat d'Idaho, aux Etats-Unis.
Dans cette épreuve dont dépendait la construction d'un atelier de 1.500 tonnes de capacité mensuelle, le rendement effectif s'est élevé à plus de 86 0/0 de la valeur des métaux contenus, or et argent.
Le rendement en argent est ordinairement moindre que celui de l'or; il varie le plus souvent depuis 50 0/0 jusqu'à 80 0/0 suivant l'état dans lequel l'argent se trouve dans ces minerais.
Prix de revient. — Le prix de revient du procédé Pelatan-Clerici appliqué à des minerais, préalablement broyés au degré de finesse voulu, comprend seulement :
1° La valeur des produits chimiques ;
2° La dépense de force motrice pour le mouvement des matières, le courant électrique et l'agitation de la charge dans les cuves;
3° La main-d'œuvre, l'usure et l'entretien du matériel.
Les produits chimiques employés sont du cyanure de potassium, du sel marin, un agent oxydant qu'on peut supprimer quelquefois et dont la nature peut varier.
Éventuellement, on ajoute aussi de la chaux pour neutraliser la charge dans le cas où les minerais sont acides.
La proportion de cyanure de potassium est en moyenne d'un kilogramme par tonne de minerai aurifère ; on peut en récupérer une partie par le réemploi des solutions ayant déjà servi.
La quantité d'agent oxydant (lequel, peut être, par exemple, du peroxyde de sodium) est ordinairement de 1/10 du poids de cyanure.
Suivant le degré de conductibilité électrique de la charge, le
sel marin y entre dans la proportion de 2 à 10 kilogrammes par tonne de minerai.
La perte de mercure ne dépasse pas 50 grammes par tonne traitée, en marche courante.
Considérons le cas d'une usine de 100 tonnes de capacité journalière, contenant 20 grandes cuves de traitement. Le courant électrique nécessaire, calculé d'après les équivalents chimiques et électriques, pour y traiter un minerai d'or de richesse moyenne, correspondrait à un demi-cheval pendant vingt-quatre heures.
La faiblesse de ce chiffre ne doit pas surprendre, car le poids des métaux précieux à électrolyser ne représente dans un pareil cas, même pour des minerais contenant par exemple 30 grammes d'or par tonne, qu'un petit nombre de kilogrammètres.
Dans l'électrolyse de bains de composition complexe, on admet qu'il faut multiplier le chiffre théorique par 3 ou 4; il est plus prudent ici de le multiplier par 20, ce qui donnera 10 chevaux pour le courant.
Une autre force égale de 10 chevaux suffit pour l'agitation dans les 20 cuves de l'atelier.
Dix chevaux de plus seront consacrés & actionner des monte-charges et des pompes, quoique le mouvement, des 100 tonnes de minerai et d'environ 80 tonnes de solutions, doive se faire presqu'entièrementpar descentes successives sous la seule action de la pesanteur.
Le tout fera un total de 30 chevaux, qui coûteront, à 2 fr. 50 par cheval et par vingt-quatre heures, 75 francs.
La dépense de main-d'œuvre est faible, le travail consistant presque uniquement à ouvrir et à fermer des robinets ou des soupapes; mais il faut une surveillance attentive de jour et de nuit. Cette dépense ne dépasse pas 100 francs par vingt-quatre heures.
En résumé, le prix de revient de l'opération proprement dite s'établit comme suit :
Par ton De de minerai.
Produits chimiques : '■ — — ^ —
i kilogr. de cyanure de potassium à 3 f r 3,00
400 gr. d'agent oxydant à 4 fr. le kilog 0,40
Sei marin, chaux, mercure 0,60
Force motrice :
30 chevaux à 2 fr. 50 75,00 0,75
Main-d'œuvre 100,00 1,00
Usure et entretien D,25
Prix de revient par tonne 6,00
MÉTHODES ELECTROLYTIQLE8 721
Dépenses d'établissement. — Le matériel nécessaire pour appliquer le procédé Pelatan-CIerici est des plus simples ; il est même beaucoup moins compliqué que le matériel employé pour l'amalgamation au pan.
La conséquence est que son prix d'établissement est très modéré.
Abstraction faite, bien entendu, des appareils de broyage qu'il faut considérer à part; le matériel complet, mis en place, d'une usine capable de traiter 100 tonnes par vingt-quatre heures ne coûte pas plus de 60.000 francs.
Un matériel d'essai, d'une capacité de 10 tonnes par vingt-quatre heures, comprenant deux cuves de traitement, une dynamo avec rhéostats et instruments de mesure du courant, et tous les accessoires nécessaires pour la transmission du mouvement et du courant revient à environ 5.000 francs.
C'est le matériel dont il est généralement fait usage, lorsqu'on veut éprouver en grand les résultats de l'application du procédé au traitement des minerais d'une mine particulière.
La figure 239 représente la coupe transversale d'un atelier Pelatan-Clerici d'une capacité de 40 tonnes par vingt-quatre heures, avec le détail, h une échelle un peu plus grande, d'une cuve de traitement dont les dimensions sont calculées pour permettre de passer 5 tonnes par jour à raison de deux charges de 2.500 kilogrammes chacune en marchant jour et nuit.
Ces cuves ont environ 2n,50 de diamètre intérieur et ln,30 de hauteur. L'agitateur rotatif à quatre bras qui est à l'intérieur porte des anodes fixées à 10 centimètres au-dessus du fond de cuivre amalgamé recouvert de mercure.
Le broyage est effectué à sec, ce qui est évidemment favorable dans une méthode où la quantité d'eau employée doit être limitée, en poids, à 100 0/0 au maximum du poids du minerai traité.
Applications. — Les procédés de cyanuration simple ont eu l'heureuse fortune de trouver pour leurs débuts un admirable champ d'exploitation au Transvaal, dans ce district aurifère du Rand qui, sur une étendue restreinte, produit un immense tonnage de minerais d'une qualité à peu près uniforme.
Sur ce terrain éminemment favorable, les procédés Mac Arthur et Forrest, Siemens et Halske etc., ont été appliqués au traitement de tailings présentant quelques-unes des conditions les plus favo-
J.'iKDUSTHIE ACR1FÈRB
MÉTHODES ÉLECTROLYTIQUES 723
rables à une bonne lixiviation par le cyanure de potassium, telles que :
1° L'absence de grains d'or gros à l'état libre, ces grains ayant été enlevés par une amalgamation préalable;
2° L'absence, grâce à une séparation préalable également, des boues ou s/imes, c'est-à-dire des matières fines pouvant mettre obstacle à une bonne filtration ;
3* La suppression d'une notable proportion de l'acidité du minerai par suite du lavage forcé des tailings sous les bocards et sur les plaques d'amalgamation.
Dans de pareilles conditions, ces procédés nouveaux, appliqués par des ingénieurs habiles, ont produit une véritable révolution économique dans les champs d'or de l'Afrique du Sud, et ont acquis du môme coup une réputation qui ne leur fût jamais venue dans d'autres circonstances.
Le procédé Pelatan-Clerici, a débuté et s'est développé aux Etats- Unis dans des conditions assurément beaucoup moins favorables que la cyanuration simple en Afrique.
Cependant ses avantages sont de telle nature et il marque un progrès qu'on trouve si décisif, ei^ce qui concerne surtout le traitement direct des minerais d'or réfractaires, qu'il s'est très rapidement fait une place dont chaque jour voit s'accroitre l'importance.
Actuellement, rien que dans l'Amérique du Nord, les établissements métallurgiques en marche ou en construction qui appliquent le procédé Pelatan-Clerici, tant pour la récupération de l'or que pour celle de l'argent comprennent :
Deux usines dans le Colorado;
Trois usines dans l'Idaho ;
Une usine dans le Montana;
Une usine dans le Nouveau-Mexique ;
Une usine dans la Colombie Britannique.
Rien que dans l'Etat du Colorado cinq autres usines nouvelles doivent être construites d'ici à quelque temps.
Concurremment le procédé commence aussi à faire ses preuves dans d'autres pays, et des installations existent déjà au Chili et en Russie.
On voit par ce qui précède, que la cyanuration n'est pas, comme on Ta dit, une panacée universelle pour le traitement avantageux de tous les minerais aurifères non amalgamables. Ce procédé constitue évidemment un immense progrès sur les méthodes antérieures de traitement, mais il demande à être appliqué avec discernement et il n'est pas possible de pouvoir affirmer a priori que tel dispositif ou telle manière de procéder sera à coup sûr applicable avec avantage à un minerai déterminé. Tant de facteurs entrent en ligne de compte, qui paraissent à première vue insignifiants, qu'on ne peut en évaluer l'influence réelle que par des essais directs.
Ces réserves une fois faites, il est indéniable qu'on dispose, grâce à la cyanuration, d'une méthode permettant de tirer un parti avantageux de minerais à bas titre, considérés auparavant comme sans valeur aucune. Il ne faut pas oublier que c'est grâce à la cyanuration que les énormes tas de tailings abandonnés dès 1889 par les premiers exploitants du Transvaal ont. pu être traités. Trop heureuses de se débarrasser de ces nfontagnes envahissantes, les sociétés les vendirent au fameux « Gold Recovery Syndicale » qui installa, en 1890, une première petite usine sur les tailings de la Robinson. En 1891, le procédé de cyanuration y produisit 160.168 onces; en 1894, on atteignait 587.388 onces et, en 1897, plus de 618.000 onces valant près de 60 raillions de francs.
Il est certain qu'il y a encore beaucoup de perfectionnement à apporter dans cette méthode de traitement. Le grillage préalable des minerais parait devoir réserver encore bien des surprises, et c'est certainement un des points sur lesquels on peut entreprendre des investigations utiles. En tous cas, la cyanuration se prête admirablement à l'emploi des procédés économiques de manutention et de traitement mécanique des matières qu'elle met en jeu, mais c'est aussi une raison majeure pour ne négliger aucun des plus petits détails dans l'installation. Les questions de broyage notamment ont une importance si grande au point de vue du traitement tout entier que je ne saurais trop insister sur leur étude approfondie, élude qui nécessite de la part de ceux qui sont chargés de la faire une grande expérience et une grande pratique.
La conclusion est qu'il ne faut confier l'organisation d'usines de cyanuration qu'à des personnes ayant de ce genre de traitement une expérience consommée et qu'il ne faut se lancer dans une installation en grand qu'après avoir expérimenté sur une échelle suffisante le meilleur mode de traitement à appliquer au minerai qu'il s'agit de traiter. Les essais de laboratoire, qui sont si souvent un leurre quand, après réussite sur une petite échelle, on veut les appliquer en grand, sont plus dangeureux ici que dans toute autre partie de la métallurgie de l'or. 11 entre en effet en ligne de compte des actions encore mal définies, telles que l'oxydation des pulpes, la mesure de leur acidité latente, l'action des substances cyanicides, sans parler de leur constitution physique et de leur imperméabilité relative, qui se comportent tout autrement au laboratoire que dans la pratique en grand.
Certains minerais aurifères, tout en restant des minerais d'or proprement dits, c'est-à-dire ne contenant comme valeur réellement utilisable que de l'or plus ou moins mélangé d'argent, se prêtent si facilement à un des traitements en usage pour les minerais métalliques proprement dits qu'il est à la fois naturel et économique de les soumettre aux méthodes habituelles en usage pour ces derniers. C'est le cas, par exemple, des concentrés pyriteux recueillis par les Fruc-vanners, les Wilfley et autres appareils de ce genre.
Fusion directe des concentrés, — En fait, toutes les fois qu'on dispose de voies de communications suffisamment économiques pour pouvoir livrer, avec des frais de transport modérés, ces matières à des usines métallurgiques, on s'empresse de le faire, car les formules de vente ne sont pas draconiennes, surtout depuis que l'emploi des procédés électrolytiques pour le raffinage du cuivre permettent de séparer de ce métal l'or et l'argent qu'il peut contenir à un coût, pour ainsi dire, nominal, les frais de l'opération n'étant nullement augmentés par le fait de la présence des métaux précieux dans les boues résiduaires du traitement par cette voie. Il est donc, en pratique, aussi économique de retirer les métaux précieux du cuivre que du plomb.
Voici, pour fixer les idées, une formule de vente de ces concentrés.
L'or est payé par once, suivant la teneur du minerai.
Pour une teneur de 1 once 72 shillings l'once
— 2 onces 73 —
— 3 onces et au delà. 75 —
Quant à l'argent, on le paie au-delà de 2 onces au cours du barsilver. Enfin on bonifie, pour les frais de séparation, une somme à forfait varie, suivant la nature des concentrés, de 40 à 50 francs par tonne, aussi suivant une échelle proportionnelle à la teneur en métaux précieux.
Un concentré contenant, par exemple, 2 onces d'or et 2 onces d'argent, vaudra, rendu franco à l'usine de fusion :
Pour l'or 2 X 73 X 1,25 — 50 fr. = 132 fr. 50
en comptant 50 francs pour les frais de traitement.
On voit qu'il faut disposer, comme c'est le cas en Amérique, de moyens de transport à bon marché pour que cette méthode soit plus économique que le traitement sur place par la cyanu ration. Elle n'est pratique, en réalité, que pour les concentrés riches. A Treadwell, par exemple, où les transports se font par mer à très bas prix, à titre de marchandises en retour, tous les concentrés sont vendus aux fonderies de Tacoma, et la mine n'a que des pilons et des concentrateurs comme moyens d'extraction. Toute la cyanuration se trouve ainsi supprimée.
Lorsque l'or se trouve accompagné de bas métaux, ce procédé d'incorporation dans les mattes de cuivre ou dans le plomb d'oeuvre devient alors la règle, mais le minerai cesse de constituer un minerai d'or proprement dit. C'est alors le cas d'appliquer les méthodes de concentration préalable préconisées par M. Lenicque et dont j'ai parlé précédemment (Voir p. 687).
Il est intéressant de se rendre compte de l'intérêt comparé du traitement des concentrés sur place ou de leur vente aux fonderies.
Prenons par exemple un minerai moyennement riche, contenant une valeur totale de 40 francs à la tonne et donnant à la concentration une proportion de pyrites représentant le dixième du poids du minerai traité.
Admettons comme rendement effectif en or les chiffres suivants, qui représentent assez bien la moyenne de ce qu'on obtient dans les moulins californiens du Colorado.
65 0/0 de l'or contenu est recueilli sous forme d'amalgame
45 0/0 — — est concentré dans les pyrites
20 0/0 — — reste dans les slimes et dans les tailings
Total 400
Voyons ce que donnera le traitement de 10 tonnes contenant en totalité 400 francs d'or.
Sur ce chiffre, 65 0/0, soit 260 francs, sont retirés sous forme d'or amalgamé. 15 0/0, soit 60 francs, sont réunis dans 1 tonne de concentrés.
Cette tonne expédiée aux usines de Denver est vendue à un prix représentant environ 95 0/0 de la valeur intrinsèque des métaux précieux contenus, soit par conséquent 60 X 0,95 = 57 francs, dont il faut déduire 25 francs de frais de traitement et 7 fr. 50 de transport, ce qui laisse un prix net de vente de 24 fr. 50 pour cette tonne, somme, qui ajoutée aux 260 francs provenant de l'or amalgamé, donne une réalisation nette de 284 fr. 50 pour 10 tonnes du minerai primitif.
La suppression de l'amalgamation et la concentration directe, dans 1 tonne, de 80 0/0 de la teneur aurait bien une valeur contenue de 320 francs ; mais il en faudrait déduire d'abord des frais de traitement plus élevés à cause de la plus haute teneur en métaux précieux ; puis des frais d'échantillonnage plus élevés aussi que ceux admis pour des concentrés pauvres, qui s'échantillonnent à la sonde, enfin des frais de transport plus élevés aussi, ces matières ne voyageant plus aux tarifs réduits.
On a donc le tableau suivant :
Prix de facture 93 0/0 de la valeur de l'or contenu . . . 320 fr.
à déduire :
Frais de traitement 40 fr.
Frais d'échantillonnage 5 fr.
Frais de transport 10 fr. Total. . . 55 fr.
Reste net 265 fr.
au lieu de 284 fr.50 avec l'emploi de l'amalgamation préalable.
Traitement de Zyrianovsk (Altaï du Sud, Sibérie). —
Examinons aussi le cas de la mine de Zyrianovsk, dans Y Altaï du Sud, en Sibérie (Voir la figure 240) : Le gisement filonien contient de la galène argentifère, de la blende, de la pyrite aurifère, et un peu d'or libre dans la gangue quartzeuse. On a reconnu que, pour obtenir la séparation des éléments constitutifs du filon, il fallait tout broyer au-dessous de 1 millimètre. On a donc fait une installation destinée à remplir ce but en établissant un broyage assez fin, tout en le faisant méthodique pour éviter la trop grande pulvérisation ; pour les appareils de concentration, on a employé des cribles à cinq compartiments pour séparer la galène de la pyrite et de la blende.
Quant au traitement métallurgique, il est très simple : la pyrite aurifère est grillée, puis elle est mélangée avec la galène dans le lit de fusion du four à plomb destiné au traitement de la galène. Le plomb dissout l'or de la pyrite grillée et, par la coupellation, précédée d'une concentration des métaux riches par le procédé du zingage, on obtient tout l'or et tout l'argent de la pyrite et de la galène. Quant à la blende, on la sulfatise par un grillage convenable et on en retire le zinc par l'électrolyse.
Enfin, le quartz, qui a passé par dessus le déversoir des cribles, est pulvérisé et livré aux appareils d'amalgamation.
Voici maintenant la description de l'atelier, construit, par M. Lenicque avec la marche des opérations qui s'y fout.
Le minerai est amené en haut de l'atelier par des wagonnets, et il est poussé dans le concasseur B. Entre les mâchoires de ce concasseur coule de l'eau tombant d'une pomme d'arrosoir, et cette eau entraîne la matière concassée, dans un trommel G muni de deux viroles en tôle perforée ; la virole intérieure est perforée de trous de 15 millimètres, la virole extérieure à 3 millimètres, ce qui donne trois classes de matières :
Première classe. — Les matières plus grosses que 15 millimètres vont à un broyeur à cylindres, sans engrenages, D, à bagues d'acier.
Deuxième classe. — Les grenailles comprises entre 3 et 15 millimètres vont à un broyeur à cylindres, avec engrenages, J, à
20 à gauche) 5 compartiments itinues
■ommel
W.WW//M
me
bagues d'acier ; ces bagues sont les mêmes que celles du broyeur D et pourront s'y adapter quand elles commenceront h ne plus être assez bonnes pour le broyage des grenailles 3-15.
Troisième classe. — Les matières plus fines que 3 millimètres tombent dans la trémie située sous le broyeur D, trémie h deux goulottes d'évacuation qui mènent les matières dans les deux trommels E et E'.
Ces trommels sont munis de deux viroles concentriques, en tôle perforée : la virole intérieure est perforée à 3 millimètres, la virole extérieure est en cuivre, et elle est perforée à 1 millimètre. Cela donne trois classes :
Première classe. — Les matières plus grosses que 3 millimètres vont au broyeur à cylindres J.
Deuxième classe. — Les matières comprises entre 1 et 3 millimètres vont à deux broyeurs des fins 1 et T : le trommel E dessert le broyeur I et le trommel E' le broyeur I'.
Troisième classe. — Les sables plus fins que 1 millimètre se rendent dans quatre caisses de classification en fonte G, G', G", G", deux pour chaque trommel, et de là ils sont entraînés par le courant d'eau dans deux spitzkasten en bois.
A la sortie des derniers spitzkasten, les eaux vont dans des bassins de dépôt où se déposeront les slimes.
Les matières rebroyées par les broyeurs J, I, et 1', tombent dans un couloir K, muni d'une vis conductrice qui les entraine dans la fosse d'une chaîne à godets F, qui les remonte au haut de l'atelier dans une trémie à 2 goulottes d'évacuation, qui distribuent la matière aux deux trommels E et E' pour la classer à nouveau.
Concentration. — Toutes les matières plus fines que 1 millimètre sont classées par les caisses de classification et les spitzkasten.
Les sables sortant des premières pointes des caisses de classification sont traités sur les deux cribles à cinq compartiment L2 et L3, les sables sortant des deuxièmes pointes sont traités sur les quatre cribles à cinq compartiments Ll, L4, L5, L8.
Les sables sortant des premières pointes de spitzkasten sont traités sur les deux cribles à cinq compartiments Lô et L7.
Les slimes provenant des bassins de dépôts sont traités d'abord sur quatre round-buddles ordinaires, placés en dehors de l'atelier dans des hangars spéciaux, qui font une première cencentration ; puis ils sont livrés à deux tables tournantes continues M et M', système Lenicque, après avoir été délayés convenablement par le délayeur livreur, composé d'un patouillet P, d'une courroie à godets et d'un petit trommel débourbeur muni de tôles perforées à 1 millimètre, en cuivre.
Prix de revient. — Le prix de revient de ces diverses opérations varie suivant la nature et la dureté des minerais traités, dans des limites assez étendues. On peut compter cependant qu'avec des minerais exceptionnellement durs, quartzeux ou ferrugineux, Je coût de lavage et de la séparation ne dépassera pas 4 fr. 50 par tonne traitée. Ce prix comprend tous les frais techniques sans exception, la main-d'œuvre, l'usure des appareils, la part des frais généraux afférente à l'atelier et l'amortissement en dix années des frais d'installation dudit atelier. Ce prix est établi en prenant, comme diamètre d'attaque de minerai, 4 millimètres.
Avec des minerais moyennement durs, le prix n'atteint pas 4 francs par tonne pour l'attaque à 4 millimètres et 4,50 pour l'attaque à 2 millimètres.
Enfin, pour les minerais oxydés, tendres, à gangue carbonatée, ces prix tombent respectivement à 2,50 et 3 fr. par tonne passée à la laverie.
Procédé Herrenschmidt. — Le traitement rationnel et économique des minerais d'or contenant du sulfure d'antimoine a déjà donné lieu à de nombreux travaux. Aucun des procédés employés jusqu'ici n'a pu donner de résultat satisfaisant. La chloruration et la cyanuration, avec ou sans grillage préalable, ne donnent que des coefficients très faibles d'extraction du métal précieux contenu. Cela tient à l'extrême facilité avec laquelle l'antimoine forme des soussels et à l'influence délétère qu'exercent ces sous-sels sur la dissolution de l'or.
Les traitements par voie sèche donnent des résultats tout aussi
