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Soloniaina Hanitra Sylvia Franckline Mémoire de fin d’études Mines promotion 2006 UNIVERSITE D’ANTANANARIVO ECOLE SUPERIEURE POLYTECHNIQUE D’ANTANANARIVO oOo DEPARTEMENT MINES MEMOIRE DE FIN D’ETUDES EN VUE DE L’OBTENTION DU DIPLÔME D’INGENIEUR DES MINES Thèmes CONCEPTION ET REALISATION D’UNE UNITE PILOTE DE TRAITEMENT HYDROMETALLURGIQUE APPLIQUEE AU TRAITEMENT DU PRECONCENTRE D’OR DU SLUICE Méthode artisanale Présenté par : SOLONIAINA Hanitra Sylvia Franckline Soutenu le 5 juin 2007 - Promotion 2006 -

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Soloniaina Hanitra Sylvia Franckline

Mémoire de fin d’études Mines promotion 2006

UNIVERSITE D’ANTANANARIVO

ECOLE SUPERIEURE POLYTECHNIQUE D’ANTANANARIVO oOo

DEPARTEMENT MINES

MEMOIRE DE FIN D’ETUDES EN VUE DE L’OBTENTION DU DI PLÔME D’INGENIEUR DES MINES

Thèmes

CONCEPTION ET REALISATION D’UNE UNITE PILOTE DE

TRAITEMENT HYDROMETALLURGIQUE APPLIQUEE AU

TRAITEMENT DU PRECONCENTRE D’OR DU SLUICE

Méthode artisanale

Présenté par :

SOLONIAINA Hanitra Sylvia Franckline

Soutenu le 5 juin 2007

- Promotion 2006 -

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Soloniaina Hanitra Sylvia Franckline

Mémoire de fin d’études Mines promotion 2006

UNIVERSITE D’ANTANANARIVO

ECOLE SUPERIEURE POLYTECHNIQUE D’ANTANANARIVO oOo

DEPARTEMENT MINES

MEMOIRE DE FIN D’ETUDES EN VUE DE L’OBTENTION DU DI PLÔME D’INGENIEUR DES MINES

Titre :

CONCEPTION ET REALISATION D’UN UNITE DE TRAITEME NT

HYDROMETALLURGIQUE APPLIQUEE AU TRAITEMENT DU

PRECONCENTRE D’OR DU SLUICE

- Méthode artisanale -

Soutenu le 05 Juin 2007par :

SOLONIAINA Hanitra Sylvia Franckline

Membres du jury :

Président : Professeur RASOLOMANANA Eddy Herilala

Examinateurs : Monsieur Pascal PUVILLAND

Monsieur RAKOTOARIVONIZAKA Ignace

Mademoiselle RAKOTONOMENJANAHARY Vololona

Madame ARISOA Rivah Kathy

Mademoiselle RANDRIAMIARISOA Onivola

Encadreur : Professeur RANDRIANJA Roger

- Promotion 2006 -

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RemerciementsRemerciementsRemerciementsRemerciements

En premier lieu, nous tenons à remercier et à louer le seigneur de nous

avons avoir donné la force et le courage pendent l’élaboration de ce mémoire.

Nous adressons également nos vives et respectueuses reconnaissance à :

• Monsieur RAMANATSIZEHENA Pascal , directeur de l’Ecole Supérieures

Polytechnique d’Antananarivo ;

• Professeur RASOLOMANANA Eddy Harilala , enseignant chercheur qui a

bien voulu présider la commission de jury pour l’appréciation de ce

travail ;

• Professeur RANDRIANJA Roger , chef de département Mines qui n’a pas

ménagé ses efforts pour encadrer ce mémoire ;

• Monsieur RAKOTOARIVONIZAKA Ignace , Enseignant chercheur à L’ESPA

qui a accepté de rapporter ce mémoire.

• La coopération Française à travers monsieur Pascal PUVILLAND ,

Assistant Technique, Chef du projet PRISMM qui a accepté d’être

parmi les examinateurs de ce mémoire ;

• Mademoiselle RAKOTONOMENJANAHARY Vololona , homologue chef de

projet PRISSM qui a bien voulu s’atteler au jugement de ce mémoire de

fin d’études ;

• Madame ARISOA Rivah Kathy , Enseignement à l’ESPA qui a répondu

avec bienveillance de sièger dans ce jury ;

• Mademoiselle RANDRIAMIARISOA Onivola , Ingénieur des Mines qui a

accepté de faire partie du membre de jury.

Pareillement je remercie :

• Tout le personnel du bloc technique de L’ESPA Vontovorona, qui nous

a aidé pour ka réalisation de l’appareil ;

• Tout le personnel du laboratoire du département Génie Chimique de

Vontovorona pour ses précieux conseils et aides.

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Enfin, mes sincères remerciements vont aux personnes suivantes :

• Tous les enseignants de l’Ecole Supérieure Polytechnique

d’Antananarivo qui ont assuré mes formations pendant cinq années

d’études ;

• Maman et Papa ainsi que toute ma famille pour leur soutien moral et

financier durant mes études ;

• Mes amis, mes collèges et tous ceux qui ont contribué de près ou de loin

à la réalisation du présent mémoire.

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SOMMAIRE

Remerciements

Liste des figures

Liste des cartes

Liste des tableaux

Liste des photos

Liste des annexes

Thèmes

Méthode artisanale

Titre :

- Méthode artisanale -

Partie I

ETUDE BIBLIOGRAPHIQUE

Chapitre I : GENERALITE SUR L’OR

Chapitre II : L’OR A MADAGASCAR

Chapitre III : ETUDE D’ANDROFIA ANDRIAMENA ZONE DE PRELEVEMENT

DU PRECONCENTRE DU SLUICE

Chapitre IV : LES DIFFERENTES TECHNIQUES DE TRAITEMENTS

Chapitre I LE TRAITEMENT HYDROMETALLURGIE

Chapitre II ESSAIS EXPERIMENTAUX

Chapitre III : CONCEPTION ET REALISATION DE L’APPAREIL DE TRAITEMENT

HYDROMETALLURGIQUE ARTISANAL

Chapitre IV : ESSAI DE LAPPAREIL SUR LE TRAITEMENT

HYDROMETALLURGIQUE

CONCLUSION GÉNÉRALE

RÉFÉRENCES BIBLIOGRAPHIE

ANNEXES

TABLE DES MATIERES

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LISTE DE FIGURES

Figure 1: Cours mondial de l’Or sur 10 ans (Janvier1997 – Janvier 2007) ............ 10

Figure 2: Production de l’or de Madagascar de 1897 à 1929 en kilogramme........ 12

Figure 3: Production de l’or de Madagascar de 1931 à 1963 en kilogramme........ 12

Figure 4: Production de l’or de Madagascar de 1964 à 1983 en kilogramme........ 12

Figure 5: Production de 1984- 2005 ...................................................................... 13

Figure 6: carte de localisation de la zone.............................................................. 20

Figure 7: carte géologique de la région ................................................................. 21

Figure 8: Effet du pH sur la solution aqueuse........................................................ 38

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LISTE DESCARTES

Carte 1: Les indices d’Or de Madagascar ............................................................ 16

Carte 2: Les régions aurifères de Madagascar..................................................... 19

LISTE DES TABLEAUX

Tableau 1 : Coût de fabrication de l’appareil ......................................................................................................55 Tableau 2 : Processus timing à réaliser .............................................................................................................. 58

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LISTE DES PHOTOS

Photo 1: Lingot........................................................................................................ 4

Photo 2: L’Or sur le plan artistique.......................................................................... 9

Photo 3: Photo 4: la batée..................................................................................... 24

Photo 4: Sluice metallique..................................................................................... 26

Photo 5: L’ensemble de l’appareil ......................................................................... 47

Photo 6: Réacteur mélangeur pour précipitation avec unité de soutirage du gaz . 48

Photo 7: Le filtre.................................................................................................... 49

Photo 8: Réacteur pour précipitation..................................................................... 50

Photo 9: Le compactage-forgeage de la poudre ................................................... 61

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LISTE DES ANNEXES

Annexe 1: Minéralogie de l’or ..................................................................................... I

Annexe 2: Classification minéralurgique des minerais d'or........................................ II

Annexe 3: Les alliages d’Or...................................................................................... IV

Annexe 4: Poids et mesures utilisés pour le marché de l’Or..................................... VI

Annexe 5: Répartition granulométrique des particules de la zone d’Androfia.......... VII

Annexe 6: Flow sheet du traitement aurifère .......................................................... VIII

Annexe 7: Les essais sur la lixiviation et de précipittion .......................................... IX

Annexe 8: Détermination du titre en or………………………………………………….XII

Annexe 9: Analyse de l'or par la méthode spectrophotométrie…………….....…..…XIII

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Mémoire de fin d’études Mines promotion 2006 1

INTRODUCTION

L'or est connu depuis la plus haute antiquité, et les hommes préhistoriques

l'utilisaient probablement déjà. Facile à travailler, malléable pour faire de bons outils,

il fut probablement peu employé jusqu'à ce que les Lydiens imaginent d'en faire un

instrument monétaire. L'or fut vite utilisé pour marquer la puissance et la richesse,

servait à la fabrication de parures et bijoux.

Jusqu’à nos jours l'or a suscité l'admiration et la convoitise des hommes.

Guidant des nations vers leur gloire comme vers leur perte, le métal jaune reste

encore aujourd'hui une valeur de référence dans notre culture et notre économie.

Madagascar est reconnu comme un pays à potentialité aurifère appréciable.

La production officielle d’or actuelle est trop basse pour apporter une quelconque

part positive dans l’économie nationale car jusqu'à maintenant, l’exploitation de ce

métal est effectuée de manière artisanale, les techniques de traitement sont

archaïques et ne permettent pas d’optimiser la production.

Actuellement beaucoup des projets sont mis en place pour le développement

de la filière. Le PRISMM est l’un de ce projet, il a mis en place un projet pilote

d’orpaillage sur la zone d’Andriamena district de Tsaratanana dont le but c’est de

réduire la pauvreté par l’amélioration de niveau de vie de la population grâce à

l’augmentation de production d’or et la structuration de la filière or.

Dans ce sens, on a en pensé à une méthode de traitement facile a manipuler,

utilisé dans plusieurs pays à potentialités aurifères. Il s’agit du traitement

hydrométallurgique. Notre étude s’intitule « conception et réalisation d’une unité

pilote de traitement hydrométallurgique appliqué au traitement de

préconcentré du sluice – méthode artisanale ». Cette étude vise les collecteurs

agrées d’or les comptoirs de l’or et les permissionnaires dans l’or.

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Ainsi, elle comprend deux parties :

� La première sera consacrée à une étude bibliographique : la

généralité sur l’or, ses propriétés, ses utilisations, ainsi que l’or à

Madagascar et les différentes méthodes de traitement ;

� La deuxième partie concerne le traitement hydrométallurgique :

généralité du traitement, essais expérimentaux en laboratoire,

conception et réalisation de l’unité et essais des matériels.

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Partie I ETUDE BIBLIOGRAPHIQUE

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Chapitre I : GENERALITE SUR L’OR

I-1 Le Métal OR [8] [W1]

I-1-1 L’Or

Chimiquement l’or présente les caractéristiques suivantes :

Symbole chimique : Au

Densité : 19.3

Numéro atomique : 79

Dureté : 2.5 à 3

Clarke : 0.05g/t : 0.005ppm

Température de fusion : entre 1035 et 1064° C

Unité de masse : once et gramme

Pouvoir réflecteur : 73 à 85 %

Couleur : jaune vif à métallique

Confusio n : pyrite, chalcopyrite

Il est le plus malléable et le plus ductile des métaux ; on peut le réduire à

1/10000 de mm d’épaisseur.

I-1-2 Titres Qualités et finesses [1] [10] [W1]

Le titre d’un métal indique sa pureté, il peut s’exprimer en millièmes de parties

en or ou en pourcentage ou en carats.

La pureté est exprimée en pourcentage en masse :

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Mémoire de fin d’études Mines promotion 2006 4

� Le premier titre doit contenir 92% d’or pur ;

� le deuxième titre renferme 84% de l’or pur;

� le troisième titre est de 75% de l’or pur;

� la quatrième titre à 58,3% de l’or pur

En bijouterie on utilise le terme carat pour designer le titre de l’or, spécifie la

proportion d’or pur dans un alliage. Ainsi un Or à :

� 24 carats est un Or à 100%d’or pur

� 22 carats contiennent de 92% d’or pur

� 20 carats est formés de 84% d’or pur

� 18 carats contiennent 75% d’or pur

� 14 carats est formés de 58,3% d’or pur

Les lingots d’or sur le marché mondial contiennent 99,5à99 ; 99% de l’or pur.

Photo 1: Lingot

Le marché mondial exige la présentation en barre. Une barre de bonne

livraison doit contenir, par exemple, 350 à 430 onces d’or pur avec un minimum de

99.5% de l’Or pur. Le cours de l’or se réfère à ces barres

I-1-3 Les propriétés de l’or [11]

I-1-3-1 Propriétés physiques et mécaniques

Ductilité : grâce à son extrême ductilité, l’Or peut être étiré à une grande

étendue sans se briser ; avec un gramme d’Or on peut faire un fil long de 500 m.

Battu à froid avec un maillet en bois, il peut être aplati en feuilles très minces

d’un millième de millimètre d’épaisseur. Broyé en poudre, il peut être pulvérisé en

une poudre tellement fine, et devient pratiquement insaisissable.

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Structure : l’Or n’est pas dur, il est plutôt mou. Sa structure se situe entre celle

du zinc et de l’étain dont la dureté est analogue à la sienne.

Volatilisation :après un chauffage de quelques heures, même à basse

température, 300°C par exemple, le poids de l’Or ch auffé baisse considérablement ;

voilà pourquoi il est recommandé de ne jamais le chauffer à une température au

dessus de 200°C sans le couvrir.

Avec des périodes de chauffage de plusieurs heures et une température

dépassant son point de fusion, la perte peut atteindre de 5 à 20% son poids.

I-1-3-2 Propriétés chimiques

Inaltérabilité : l’Or se distingue par sa résistance à la corrosion et à son

inaltérabilité. Il est l’un des métaux moins actifs. Donc, il résiste très bien à

l’oxydation, et c’est pour cette raison qu’on l’appelle : un métal noble.

Les principaux dissolvants de l’Or :

L'eau régale (mélange de trois parties d’acide chlorhydrique et d’une partie

d’acide nitrique) dissout l'Or facilement. L’or peut être attaqué par une solution

chaude préparée avec HNO3 et H2 SO4.

Le mercure dissout et avec lequel il s’amalgame.

Tous les halogènes réagissent bien avec l’Or :

� le chlore est moins actif à sec, mais quand il est mouillé,

même à haute température, il peut attaquer facilement l’Or;

� l'iode réagit presque comme le chlore;

� le fluor attaque seulement l'Or à très haute température;

� le brome est le dissolvant le plus actif de métal à la

température normale;

L’HCN et les cyanures alcalins dissolvent l'Or, et la présence d'agents

oxydants peut intensifier l'attaque.

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I-1-3-3 Propriétés optiques

Les surfaces polies de l’Or ont un pouvoir réfléchissant élevé ; cette propriété

est mise à profit par les constructeurs des missiles qui recouvrent d’Or les sommets

des fusées pour les préserver des radiations intenses de chaleur engendrées par la

friction des projectiles avec l’air de l’atmosphère.

I-1-3-4 Propriétés thermiques

La conductibilité thermique de l’Or est moindre que celle de l’Argent, elle est

largement influencée par les impuretés qui imprègnent parfois le métal.

I-1-3-5 Propriétés électriques

L’Or est un bon conducteur d’électricité ; sa conduction électrique est

légèrement plus basse que celle de l’Argent et du Cuivre. Lorsqu’il est souillé par des

impuretés étrangères, l’Or perd une partie de son pouvoir de conduction naturelle.

Une couche mince d’Or appliquée sur un support métallique possède une

résistivité électrique plus élevée qu’une couche épaisse de métal jaune ; plus

l’épaisseur de la couche d’Or est importante, moins le courant passe vite.

I-2 L’utilisation de l’or [1] [W2] [W5]

I-2-1 Thésaurisation dans les banques

Les thésaurisations dans les banques nécessitent de l’Or pour comprendre la

valeur monétaire, car il s’agit d’amasser de l’Argent sans le faire fructifier. Cet Or

accumulé dans les banques pour usage futur dans le cadre de l’échange est

synonyme de l’utilisation de l’Or à l’échelle bancaire.

I-2-2 En électronique

Notre époque de haute technologie trouve l’Or indispensable, en passant de la

calculette à l’Ordinateur, de la machine à laver à la télévision et du missile au

vaisseau spatial.

Les moteurs des fusées des navettes spatiales américaines sont réglés avec

les alliages spéciaux d’Or pour refléter la chaleur, et les modules lunaires du

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programme Apollo, qui a mis des hommes sur la lune, ont été enveloppés avec de

l’Or en feuilles qui agit comme un bouclier anti-radiation.

Dans le domaine de la télécommunication, la plupart des organes sensibles

de l’équipement téléphonique sont actuellement produits en métaux précieux dont

l’Or ; pour les sélectionneurs téléphoniques, les jeux de ressorts, les bras porte-balai

sont tous en Or, Argent, Platine, Palladium, Rhodium, ou en alliage de Palladium à

700‰ et d’Argent à 300‰ ou en alliage d’Or-Platine 690‰ et Argent 310‰.

L’autre rôle principal de l’Or en électronique est dans les appareils semi-

conducteur où le fil de l’Or fin est utilisé pour relier des parties telles que les

transistors, les circuits intégrés, et les cartes à circuits imprimés. Ce fil de liaison est

un des usages les plus spécialisés de l’Or ; il est hautement raffiné à 999,9Au et a un

diamètre typique d’un centième de millimètre.

C’est le Japon qui est le transformateur de produits semi-finis majeurs en

l’électronique dans le monde Occidental, avec 45% de consommation d’Or,

précédant les Etats-Unis avec presque 30%, suivi respectivement par Le Royaume-

Uni et l’Allemagne avec 6% et 7% pour la Corée du Sud.

I-2-3 Dentisterie

Les alliages d’Or sont les matières idéales pour réparer ou remplacer les

dents. Ils sont suffisamment résistants pour supporter la pression de la mastication ;

ils sont inaltérables et ne provoquent pas de réaction avec l’organisme

(biocompatibilité).

Leur composition varie suivant leur destination et la couleur désirée ; la

proportion de l’Or dans l’alliage va de 60% à 80%Au.

Les principaux métaux entrant dans la composition sont le Palladium (de 2% à

26%), l’Argent (de 2,5% à 25%), le Platine (jusqu’à 12%) et aussi parfois de faibles

quantités d’Étain, d’Indium, de Plomb, de Cuivre et de Nickel.

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L’Or employé dans les applications dentaires est généralement d’une pureté

de 995‰ ; les métaux du groupe de platine et ceux de base qui lui sont adjoints sont

habituellement additionnés à l’alliage dans le but de le renforcer et de le doter des

qualités indispensables pour sa longue conservation.

I-2-4 L’Artistique

L’utilisation de l’Or s’entend aussi sur les domaines artistiques, les bijouteries,

l’ornementation, décoration…

Les débouchés artistiques sont les plus importants. En effet, les bijoux

représentent le 3/4 de la production (1000 tonnes par an) dans le monde et se

retrouvent en Inde, aux Etats-Unis, en Italie, en Allemagne, à l’Espagne et en

France.

Les Orfèvres, les bijoutiers et les joailliers travaillent rarement l’Or pur (24

carats). Mais par souci du travail du métal, ils le mélangent :

� au Cuivre pour faire de l’Or rouge ;

� au Cuivre et à l’Argent pour faire de l’Or jaune ou de l’Or rosé ;

� à l’Argent seul pour faire de l’Or vert ;

� au Fer pour faire de l’Or gris ;

� au Nickel pour faire de l’Or blanc ;

� à l’Aluminium pour faire de l’Or violet.

Suivant les réglementations de chaque pays, la teneur en Or varie

énormément. Les applications vont ainsi aux bijoux (bracelets, colliers, bagues,

boucles d’oreille, …) aux médailles commémoratives en passant par les objets de

récompense et les pièces de collection.

Des métiers artisanaux utilisent l’Or comme matière première : pour dorer les

boiseries, les cadres de tableaux, les livres, les porcelaines….

L'usage le plus spectaculaire de l'Or décoratif est la feuille d'Or qui a été

utilisée depuis des siècles pour orner les dômes ou plafonds de bâtiments publics,

parce qu’elle résiste beaucoup à la corrosion plus longtemps que la peinture.

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Mémoire de fin d’études Mines promotion 2006 9

La capacité de l'Or à refléter la chaleur durant l’été et de la retenir pendant

l’hiver l’a aussi conduit vers l'usage de verre enduit avec une couche mince d'Or

dans plusieurs bâtiments modernes, surtout en Amérique du Nord.

Exemple, la dorure du dôme de l'hôtel des Invalides à Paris a utilisé 550 000

feuilles d'Or à 23,5 carats (98 % Au, 1 % Ag, 1 % Cu) de 0,2 mm d'épaisseur et de

60 cm2, soit 23 g d'Or pour 1000 feuilles, et au total, 12,5 kg d'Or.

Photo 2: L’Or sur le plan artistique

I-3 Production et marché [W3] [W4]

Depuis l'origine de l'or, on peut estimer la production total de l'Or à 125.000

tonnes. La majorité de cette production a eu lieu dans les 150 dernières années,

notamment avec la découverte des mines d'Afrique du Sud, de l'Australie et des

Etats Unis.

Les cours sont particulièrement fluctuants et soumis à divers facteurs :

évolution des stocks d'or des banques centrales, demandes d'orfèvrerie, notamment

en Inde et en Chine, demande industrielle (électronique...), achats et ventes

incertaines en fonction des incertitudes monétaires, coûts et volumes de production,

état des réserves minières, etc.

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Mémoire de fin d’études Mines promotion 2006 10

Sur le marché mondial, le 12 janvier 2007, l’Or a franchi la barre des 620

dollars l’once.

Figure 1: Cours mondial de l’Or sur 10 ans (Janvier1997 –

Janvier 2007)

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Chapitre II : L’OR A MADAGASCAR

II-1 Introduction [5] [W11]

II-1-1 Historique

La première découverte de l’or à Madagascar revenait à Jean LABORDE en

1845.l’exploitation de l’or était autrefois interdite à Madagascar. C‘est seulement en

1883 que les premières exploitations furent autorisées. Très vite, cette activité

connut un développement remarquable avec des productions de l’orpaillage artisanal

plus grand. La période, entre les deux guerres mondiales, a vu le fonctionnement

d’exploitations industrielles de tailles petites ou moyennes, mais descendant

rarement au-dessous des zones altérées et oxydées proches de la surface. De plus,

aucune n’était équipée de laverie capable de concentrer les minerais sulfurés de

profondeur avec un rendement correct.

Au cours des années 1970 à 1980, le Service Géologique a entrepris des

recherches de sujets ponctuels. Mais ces tentatives n’ont pas réussi à déboucher sur

des résultats concrets. En 1984, un nouveau projet financé par le Fonds d’Aide et de

Coopération Française, reprend le problème de l’or, de manière à sélectionner des

cibles bien précis (Rapport, 1984. Service Géologique).

II-1-2 Statistique et production

D’après la statistique Madagascar a produit environ 50 tonnes d’or entre 1897

et 1964, la production moyenne annuelle fut 2 tonnes entre 1904 et 1915, elle est

descendue de 500kg à 200kg entre 1919 et 1945. Les trois quarts de cette

production provenaient de l’orpaillage artisanal et le quart de l’exploitation semi

industrielle. De 1964 à 1984, la production de l’or a connu à nouveau une baisse

considérable. Depuis 1972 la production déclarée est en dessous de 10

kilogrammes par an ; elle est très faible car une grande partie de production passe

dans un circuit informel de commercialisation c’est à dire la production clandestine

est difficile à estimer.

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Mémoire de fin d’études Mines promotion 2006 12

Production 1897-1929

0500

1000150020002500300035004000

1897

1899

1901

1903

1905

1907

1909

1911

1913

1915

1917

1919

1921

1923

1925

1927

1929

Production

Figure 2: Production de l’or de Madagascar de 1897 à 1929 en

kilogramme

Figure 3: Production de l’or de Madagascar de 1931 à 1963 en

kilogramme

Ces baisses successives de production sont imputables à la fixation du prix de l’Or, à

$35 l’once, jusqu’en 1972, rendant inintéressante la poursuite des anciennes

exploitations ou le démarrage de nouvelles exploitations

Figure 4: Production de l’or de Madagascar de 1964 à 1983 en

kilogramme

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Mémoire de fin d’études Mines promotion 2006 13

Ces chiffres concernent la production officiellement déclarée, 175.743 kg

pendant cette période. La production clandestine est difficile à estimer.

Figure 5: Production de 1984- 2005

Source : Direction de Mine et de la Géologie

II-2 Le gisement aurifère de Madagascar [W6]

II-2-1 Les gisements primaires

Mis à part les filons barytiques aurifères de l’Andavakoera, à la limite du socle

sédimentaire (Permo-trias) de l’extrême Nord-Ouest, les gîtes primaires se trouvent

tous dans les terrains métamorphiques précambriens, sous forme de veines ou

“ filons ” quartzeux discontinus, ou en minéralisation disséminée dans divers faciès

de schistes cristallines. On distingue trois grandes catégories :

- gîtes appartenant au domaine archéen

- gîtes appartenant au domaine protérozoïque

- gîtes liés à la tectonique permo-triasique

II-2-1-1 Les gisements primaires appartenant au domaine archéen

Ces types de gisements sont les plus nombreux. Ils se présentent souvent

sous forme de veines interstratifiées :

� Associès a des séries de roches ampiboliques basiques :

Maevatanana, Andriameana, Alaotra et Ampasary ;

� associées à des quartzites à magnétite : Maevatanana, falaise orientale

du sud d’Antananarivo, et Sud-est, plus accessoirement Andriamena et

Beforona-Alaotra ;

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� associées aux séries silico-alumineuses du type d’Ambatolampy

Andriba (quartzites, gneiss, migmatites, micaschistes alumineux et

souvent graphiteux) : régions- types

II 2-1-2 les gisements appartenants au domaine protérozoïque

Ils sont aux faciès à micaschistes ou à quartzites de la série “ schisto-quartzo-

calcaire ”, et transformés par un métamorphisme de contact intrusif. Ils apparaissent

le plus souvent sous forme de dissémination de sulfures aurifères.

Les deux cas-types les mieux connus sont :

a) la région de Betsiriry(Est Miandrivazo) où les indices aurifères

se regroupent dans la zone de passage entre les gneiss migmatitiques et la série épi

métamorphique “ schisto-quartzo-calcaire ” (front des migmatites) ;

b) la région d’Itéa où les indices s’alignent dans les formations

plus ou moins silicifiées ( tactites) bordant le massif granitique intrusif d’Itéa.

II-2-1-3 Les gisements primaires liés à la tectonique Permo-triasique

Ce sont des filons “ vrais ”, constitués par des remplissages quartzo-

barytiques de fractures, avec Or natif et sulfures associés. Ce type ne se rencontre

que sur la bordure socle sédimentaire de l’extrémité Nord de Madagascar, sur une

centaine de kilomètres entre la vallée du Sambirano et la côte Est.

II-2-2 Les gisements secondaires

Ils résultent de l’altération météorique des gîtes primaires et de la

reconcentration de l’Or par les eaux de surfaces. Cette altération conduit à la

transformation en altérite des roches encaissantes. Une partie de l’Or libéré migre

vers le bas et peut éventuellement former des concentrations d’intérêt économique à

la limite de la roche saine.

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II-2-2-1 les gisements éluvionnaires

Le matériel alteritique a été transporté le long des pentes, sur une faible

distance. L’effet de gravité peut provoquer localement des enrichissements en Or.

II-2-2-2 Les gîtes alluvionnaires

Des gîtes alluvionnaires anciens où les alluvions aurifères, plus ou moins

consolidées, forment des terrasses surélevées le long des vallées et entaillées par

les cours d’eau actuels ;

Des gîtes alluvionnaires actuels où les sables et graviers aurifères forment le

lit actuel des cours d’eau. Suivant les cas, l’or peut provenir, soit du démantèlement

des terrasses anciennes, soit directement de l’érosion des gîtes primaires ou

éluvionnaires.

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Carte 1: Les indices d’Or de Madagascar

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II-3 Les principaux zones de ressources minières [4]

II-3-1 Betsiaka

Champ de filons quartzo-barytiques encaissés dans les gneiss du socle et

dans les grès de base du Permien, le long de contact socle sédimentaire.

Production de 1906 à 1934 : 7 285,8 kg

Anciennes exploitations principales : Ranomafana et Bereziky

II-3-2 Tsaratanana

Série métamorphique Calco-Ferro-Magnesienne d’Andriamena et roches

basiques associées

Anciennes exploitations principales : Ambohipihaonana et Masokoamena

II-3-3 Maevatanana

- Série métamorphique silico-alumineuse de l’Ikopa-Betsiboka.

- Série métamorphique calco-Ferro-Magnésien d’Andriamena.

Production de 1901 à 1921 : 6 733kg

Ancienne exploitations principales : Nandrojia, Tainangidina, alluvions des

rivières Ikopa et Betsiboka.

II-3-4 Betsiriry

Gneiss migmatiques du groupe de Miandrivazo.

Production de 1901 à 1968 : 2 623 kg

Anciennes exploitations principales : Dabolava, Ankarongana, Antsaily.

II-3-5 Itasy

Série gneissique silico-alumineuse de l’Itasy.

Production de 1901 à 1921 : 1 097 kg

Ancienne exploitation principale : Antsolobato.

II-3-6 Axe Ambositra Antananarivo

Presque tous les gîtes connus sont encaissés dans la série gneissique silico-

alumineuse archéenne d’Ambatolampy, sauf Itéa qui se situe dans la série schisto-

quartzo-calcaire d’Ambatofinandrahana (Protérozoïque moyen).

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Production de 1901 à 1921 : 1489 kg

Anciennes exploitations principales : Antsofimbato et Andravoravo et Itéa

II-3-7 Vohilava-Ampasary

Séries gneissiques silico-alumineuses à lentilles ultrabasiques des groupes

archéens de l’Ampasary (formation de Betampona) et de Vohilava (au contact du

voisinage avec le granite de Befody et les Orthogneiss dioritiques de Masora,

rapportés au soubassement Antongilien d’âge Catarchéen plus rarement à l’intérieur

de ce dernier).

Production de 1901 à 1921 : 8 580 kg

Exploitations principales : Bebasy, Andrambo, Tsongolo, Tsaramiadana, gîtes

alluvionnaires des rivières Ampasary, Maha, Sakaleona, Sahandrambo.

II-3-8 Beforona

Formation métamorphique calco-Ferro-magnésiennes de l’Alaotra (Archéen)

et roches basiques associées.

Production de 1901 à 1921 : 6 546 kg

Anciennes exploitations principales : Marovato, Grigri

II-3-9 Andrarona

Contact entre le granite Antongilien de Masoala et une série de schistes et

quartzites.

Production de 1905 à 1920 : 276 kg

Ancienne exploitation principale : Antsahivo.

II-3-10 Vavatenina

Série métamorphique silico-alumineuse d’âge Archéen, envahie par de nombreux

filonnets pegmatitiques (front de migmatisation).

Exploitation des alluvions anciennes et actuelles uniquement.

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Carte 2: Les régions aurifères de Madagascar

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Chapitre III : ETUDE D’ANDROFIA ANDRIAMENA ZONE DE

PRELEVEMENT DU PRECONCENTRE DU SLUICE

III-1 Contexte géographique [3]

III-1-1 Localisation

La zone d’étude se trouve dans les hauts plateaux centraux de Madagascar.

Elle est à 150 Km en vol d’oiseau au Nord d’Antananarivo. Elle se situe

administrativement dans la Province autonome de Mahajanga, Région de Bétsiboka,

District de Tsaratanàna et Commune de Brieville.

Figure 6: carte de localisation de la zone

III-1-2 Morphologie

La région se présente comme une plateau très vallonnée couvert par des

couches latéritiques, déchiqueté par l’érosion qui y creuse d’innombrable LAVAKA,

ravin d’effondrement à parois verticale, taillés à flanc de colline en digitation plus ou

moins serrées et rendant très délicate la construction de piste en dehors des lignes

de crête. Grande dénivellation entre sommet et vallée (= 400 à 500M) relief très

tourmenté.

III-2 Contexte géologique [3] [6] [10]

La région est constitué surtout d’Orthogneiss, d’amphibolites de gneiss à

biotite et de migmatites avec des intrusions de norites, orthoamphibolites et de

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quartzites magnétites. Des lentilles des chromites sont assez fréquents .on note

aussi quelque affleurement de roche ultrabasique. A part l’or les minéralisations

importantes sont le chrome et béryls.

Figure 7: carte géologique de la région

III-3 Modes de gisement [3]

Le secteur proprement dit de l’Androfia est constitué par des formations

superficielles et celle du socle, les formations éluvionnaires et les éboulis, les

formations alluvionnaires, le socle.

Les formations éluvionnaires sont fournies par l’altération des roches en

place. Ce sont surtout les gneiss, les amphiboles et les quartzites à magnétite. Donc

les formations éluviales se trouvent à proximité de la zone où ces roches sont

abondantes. Les éboulis sont issus de la désagrégation des quartzites à magnétite.

Les formations alluvionnaires prédominent dans la vallée et le lit de la rivière

et ses affluents. Le socle est uniquement formé par la zone moyenne du secteur

d’étude, les faciès dominants sont les faciès gneissiques, amphibolitiques et

quartzitiques.

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Chapitre IV : LES DIFFERENTES TECHNIQUES DE

TRAITEMENTS

IV-1 Bases du traitement des minerais d’or [2] [8]

Les minéraux d’or possèdent quelques propriétés caractéristiques qui conduit

au développement des méthodes de traitement des minerais d’or. Ces propriétés

sont :

� la densité de l’or et des ses minéraux est généralement très élevée cette

propriété conduit au développement des techniques des concentrations

gravimétriques, connues depuis fort longtemps et toujours d’actualité

aujourd’hui

� le caractère naturellement hydrophobe de la surface de l’or natif, lui confère

une excellence flottabilité. Si l’on observe de plus que l’or est souvent associé

à des sulfures, facilement flottables, on comprend que la flottation soit une

méthode de traitement très utilisée pour l’élaboration de concentrés;

� l’Or et certain de ses minéraux porteurs sont solubles dans les solutions

diluées et alcalines de cyanure. Cette propriété a donne naissance à la

lixiviation au cyanure, technique de traitement la plus courante pour les

minerais d’Or. L’Or est aussi soluble dans d’autre solvant

� L’Or est enfin mouillable par le mercure, car la tension de surface entre Or et

mercure est faible. Cette propriété est utilisée dans l’amalgamation, connue

depuis fort longtemps utilisée dans les siècles passés sur les minerais tout-

venant et aujourd’hui sur des concentrés.

IV-2 Critères de choix de traitements adoptés

De nombreuses données doivent être prises en considération dans la

sélection d’un procédé.

Parmi les principaux facteurs intervenant, on peut citer

IV-2-1 Le gisements

Le couple tonnage de minerai / teneur en Or donne au départ une indication

sur la quantité d’Or à récupérer et oriente le projet vers un procédé classique

complet ou vers un procédé à faible coût comme la cyanuration en tas.

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Mémoire de fin d’études Mines promotion 2006 23

La nature de l’exploitation minière (mine souterraine ou à ciel ouvert) est aussi

une donnée à prendre en considération, ainsi que la présence d’un ou plusieurs

faciès de minerais (zones superficielle oxydée, zone cémentée, zone non altérée…).

IV-2-2 La minéralogie

La connaissance de la minéralogie du minerai permet de prévoir si le minerai

étudié aura un comportement simple ou complexe.

L’identification des difficultés potentielles découlant de l’étude minéralogique

permet d’orienter le programme d’essais en conséquence.

IV-2-3 Nature de la gangue

La présence de certains éléments (carbone, argile…), la granulométrie du

minerai, la porosité des fragments, etc., sont des informations utiles qui orientent le

choix vers certains procédés de traitements ou de prétraitements

IV-2-4 Réponse du minerais sur l’essai aux laboratoires

Bien évidemment, le comportement du minerai lors des essais est une donnée

essentielle. Les résultats des essais déterminent les premiers choix de procédés ou

les orientent différemment.

IV-2-5 Conditions locales

De multiples facteurs peuvent intervenir :

- la quantité d’eau disponible;

- l’éloignement du gisement ;

- la qualité de la main-d’œuvre ;

- les moyens d’accès ;

- la présence de gisement d’Or en exploitation à proximité ;

- le climat ;

- la topographie ;

- etc.

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Mémoire de fin d’études Mines promotion 2006 24

IV-2-6 Conditions économiques

La connaissance du prix de l’or est très importante car il permet de savoir la

rentabilité de l’opération. Il faut tenir compte aussi le coût des réactifs utilisés afin de

déterminer le coût du traitement

IV-3 Traitements gravimétriques

Les méthodes gravitaires se fondent sur la grande différence entre la densité

de l'Or (19,3) et celui des minerais généralement associés, par exemple le quartz

(2,7). Ces méthodes sont efficacement utilisées pour le traitement des placers

alluviaux : les particules lourdes d'Or sont aisément récupérées en utilisant toute une

variété de méthodes où l'Or, plus dense, sera piégé alors que les minerais associés

seront éliminés. Un courant d'eau peut fournir, dans ces cas, l'énergie nécessaire

pour séparer les différents éléments par densité.

Avec les gisements primaires d'Or, où le minerai doit d'abord être écrasé et où

l'Or se trouve souvent en particules extrêmement fines, la seule utilisation de la

méthode de séparation gravitaire aurait pour conséquence une perte importante d'Or

pendant le traitement.

IV-3-1 La batée [1]

IV-3-1-1 Présentation

La batée est une plate circulaire de 40 à 50 centimètres de diamètre, de

quelques centimètres de profondeur, dont les bords se relèvent légèrement.

Photo 3: Photo 4: la batée

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IV-3-1-2 Utilisation technique

Le prospecteur verse une petite pelletée de terre dans la batée, ou s'en sert

pour prélever son échantillon dans le fond du ruisseau. La tenant légèrement

inclinée, il lui imprime un mouvement de rotation. L'eau, agitée, soulève les particules

les plus légères, alors que l'Or, quatre à cinq fois plus dense, retombe rapidement

vers le fond. De temps à autre, il faut secouer la batée de haut en bas, pour tasser

les particules les plus lourdes au fond. Peu à peu, la batée se vide de l'eau, de la

terre et du sable. Il ne reste plus au fond de la batée que les pépites, les paillettes et

les graviers les plus gros.

Le travail à la batée se fait souvent avec de l'eau jusqu'aux chevilles ou aux

genoux, dans les torrents de montagne, par tous les temps.

Ce procédé consomme peu d'eau, mais il est lent. Un orpailleur traite moins d'un

mètre cube par journée de travail, et il faut un terrain riche pour que son utilisation

soit rentable.

IV-3-2 Le sluice [2] [10] [W7]

IV-3-2-1 Présentation

Le sluice est un instrument de conception simple qui requiert beaucoup d’eau,

et convient très bien pour les minéraux denses, donc n’exigeant pas une

classification trop poussée (Or, cassitérite, thorianite,…).

C’est un appareil statique qui doit permettre l'écoulement idéal d'un

fluide composé d'eau, de sables et de graviers, en réalisant une séparation

gravimétrique, la meilleure possible au moyen de pièges disposés à des endroits

déterminés.

Le "sluice box" littéralement "boite à écluses" existe en diverses

variantes, adaptées au terrain, à la teneur et à la nature de l'Or qui s'y trouve.

C’est un couloir incliné (environ 10%) dont le fond est muni de rifles

espacés et/ou le matériau est lavé par un rapide courant. Pour la prospection, on

peut utiliser un sluice de 30 cm de large et de profondeur en éléments de 3,60 m, la

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Mémoire de fin d’études Mines promotion 2006 26

Longueur peut varier de 4 – 60 m selon l’usage, on place en tête un débourbeur et

une grille.

Photo 4: :Sluice metallique

IV-3-2-2 Action

Après débourbage et tamisage grossier, le sable arrive dans le sluice, il est

retenu par les riffles mais par suite de l’arrivée d’autres matériaux, des vibration et

des tourbillons entraînent les sables les plus légers et seules les plus lourds restent.

Les particules d'Or sont piégées par des tasseaux disposés en longueur, en

largeur, en quinconce, en forme de grille, selon la nature du terrain. Des toiles à sac

ou des couvertures sont disposées au fond pour recueillir les paillettes et les pépites,

et facilitent le nettoyage de l'appareil. Il faut que l'eau coule à la bonne vitesse, pas

trop vite pour ne pas entraîner trop d'Or, mais suffisamment pour éliminer les

éléments indésirables.

Le nettoyage et la récupération des éléments lourds s’effectuent

périodiquement. Les capacités sont de l’ordre de 5 à 30 tonnes / m2 par 24 heures.

IV-3-2-3 Avantages de l’utilisation du sluice

– coût très bas;

– haute capacité pour le lavage du minerai alluvial;

– fabrication locale;

– ne nécessite pas de motorisation;

– manipulation facile;

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Mémoire de fin d’études Mines promotion 2006 27

– bonne récupération de l’Or fin;

– ratio d’enrichissement élevé.

IV-3-2-4 Désavantages

– nécessite beaucoup de main d’oeuvre;

– récupération moins importante pour les minerais sulfurés, dans

les gisements primaires;

– opération discontinue.

IV-3-3 Le jig ou bacs à piston [10]

IV-3-3-1 Principe

Les tout-venants sont soumis à une pulsation verticale alternée au cours de

leur écoulement dans un bac, soit par le mouvement du bac, soit par pulsation de

l'eau, le bac étant fixe.

La séparation est réalisée dans un lit de particules fluidisées par les courants

d’eau ascendants et descendants, provoquant ainsi une stratification selon la masse

volumique des grains.

Une particule sphérique de diamètre D, de masse volumique ρs, tombant par

gravité dans un fluide visqueux de masse volumique ρf, est soumis à trois forces : la

gravité, vers le bas, les forces dérivants des fluides déplacés et la résistance à

l'avancement, vers le haut.

Et l'accélération des particules (Or dans notre cas) au départ s'écrit :

( )*s f

s

gdvdt

ρ ρρ

−=

Avec g : l'accélération de la pesanteur (m2/s)

La résultante de ces actions fait que les minéraux lourds soient stratifiés au-

dessous des minéraux légers. La grille supporte la masse des particules dans

laquelle s'opère la séparation. Les minéraux lourds sont extraits soit par ponction,

soit par filtration à travers la grille et recueilli dans la partie inférieure du bac ou

huche.

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Mémoire de fin d’études Mines promotion 2006 28

IV-3-3-2 Les jigs à grille mobile

Ils comportent une caisse fixe compartimentée dans laquelle se met

verticalement un caisson équipé d'un fond perforé ou grille. Les produits progressent

sous l'effet de l'agitation du caisson et du courant de pulpe (produit + eau). Les plus

lourds plongent les premiers, traversent la grille et sont extraits par le fond des

premiers compartiments, et les mixtes dans les compartiments suivants, tandis que

les légers, classés par granulométries, sont évacués au bout du bac.

IV-3-3-4 Jig à grille fixe et à eau pulsée

Les bacs modernes sont des variantes des grilles fixes dont la pulsation était

créée par un piston et les concentrés étaient prélevés dans la huche et contre-vanne.

La gamme de dimension des produits est plus étendue que pour la plupart des

autres appareils de gravimétrie. La précision de coupure est relativement bonne,

inférieure cependant à celle des milieux denses, ou égale à celle des autres

méthodes envisageables, sinon meilleure. On constate que la capacité des jigs est

fonction de la nature des produits, de leurs dimensions et de la concentration en

éléments lourds.

IV-3-4 Les tables à secousses [1]

IV-3-4-1 Principe de fonctionnement

La sédimentation des particules s’effectue sur une surface plane, inclinée

transversalement. La concentration a lieu dans un film d’eau peu épais. Des riffles

peuvent être placées perpendiculairement au courant d’eau, freinant le mouvement

des éléments lourds. Un mouvement asymétrique ou orbital du plan permet, grâce à

leur inertie plus élevée, une progression longitudinale plus rapide des minéraux

lourds qui sont alors recueillis sur la portion haute du plan incliné. Cette séparation

peut être favorisée par la progression du plan incliné ou par des racleurs spéciaux.

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Le plateau, d’inclinaison réglable, est soumis à des secousses asymétriques

longitudinales par l’intermédiaire d’un mécanisme à bielle et excentrique ou rouleau

excentré.

Dès que les grains sortent des riffles, ils sont soumis à l’effet de la nappe

fluante et à celui des secousses dont la résultante provoque un triage par taille et par

densité : les phénomènes en jeu sont l’alluvionnement, la chute entravée et la

classification inverse.

La bonne classification préalable des produits est la clé de la séparation

opérée sur une table à secousses. Le type de rifflage dépend de la phase de

traitement : il existe des dispositions pour dégrossissage, finissage ou combinant des

riffles de hauteurs inégales.

IV-3-4-2 Description

Les tables font en général, 4,5 à 5 m dans le sens du mouvement et de 1,8 à

2,4 m dans le sens perpendiculaire. Elles ont une surface de 8,5 m2 pour les

minerais d’Or.

IV-3-4-3 Avantages

– récupération de produits variés (concentré, mixte, résidu) ;

– processus visible, d’où une meilleure contrôle ;

– bonne récupération de l’Or et aussi pour les minerais sulfurés ;

– manipulation facile ;

– facteur d’enrichissement élevé;

– continuité du processus.

IV-3-4-4 Désavantages

– stabilité du volume d’alimentation ;

– nécessité d’une motorisation.

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IV- 4 traitements chimiques

IV-4-1 L’amalgamation [1] [10]

La tension superficielle à l'interface Or - Mercure, très inférieure à celle de

l'eau avec l'Or, permet un contact préférentiel et favorise la combinaison des deux

métaux, qui forment alors un ensemble de composés métalliques appelé amalgame.

Il existerait en fait toute une série d'alliages allant de AuHg2 à Au8Hg.

En fait, du point de vue du traitement, on peut observer un mélange

comprenant :

� une solution liquide d'Or dans le mercure (0,1% d'or);

� un ou plusieurs composés solides Or - Mercure;

� des particules d'or natif solide, recouvertes et cimentées par les

deux autres composants.

Les limites de l'amalgamation sont principalement les suivantes :

� elle ne concerne que l'or natif;

� cet or natif doit être bien libéré, sa surface propre et exempte de

couche d'oxyde de fer ou de réactifs hydrophobes (graisses, réactifs de

flottation);

� si l'Or est trop fin, il peut avoir tendance à flotter à la surface de

l'eau ou du mercure;

� la présence de certains sulfures, d'arsenic en particulier, plus ou

moins solubles dans l'eau, peut provoquer des difficultés lors de

l'amalgamation, en particulier la formation de gouttelettes ultra fines de

mercure qui devient impossible à récupérer.

La mise en oeuvre des techniques de l'amalgamation est bien décrite

dans des ouvrages comme celui de Taggart, ou les Techniques de l'Ingénieur.

L'application de ces techniques sur les minerais tout-venant est aujourd'hui

quasiment abandonnée à cause des dangers présentés par la manipulation du

mercure, la part importante de main-d'oeuvre qu'elles nécessitent et les facilités

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Mémoire de fin d’études Mines promotion 2006 31

qu'elles offrent au vol de métal précieux. L'amalgamation est pratiquée sur les

exploitations artisanales en Guyane, Brésil et Ghana.

La technique employée est généralement l'amalgamation en discontinu d'une

charge de concentré, dans une sorte de broyeur.

Après séparation par gravimétrie et passage sur des plaques de cuivre,

l'amalgame est pressé dans une peau de chamois pour éliminer le mercure résiduel,

puis distillé vers 350° à 450°C. Le mercure condens é est recyclé. L'or restant en fond

de cornue est envoyé à l'affinage.

IV-4-2 La cyanuration [1] [W8]

La cyanuration est la méthode de traitement des minerais d'or la plus

largement utilisée.

Mise au point au début du siècle, elle a connu des améliorations continuelles

tant au niveau du procédé que de sa mise en oeuvre. C'est donc une méthode bien

établie et simple, capable de traiter des minerais de type très divers moyennant

certaines adaptations spécifiques.

IV-4-2-1 Conditions générales de la cyanuration

La chimie de la cyanuration de l'or a été exposée et discutée par Finkelstein et

par Dorr et Bosqui. L'équation globale généralement admise est :

4 Au + 8CN- + O2 + 2H2O 4 [Au(CN)2] + 4OH-

Cette équation met en évidence la nécessité de la présence d'oxygène pour

que la réaction ait lieu. L'oxygène est fourni à la solution par un simple barbotage

d'air.

Avec la cyanure de sodium on a la réaction suivante :

4 Au + 8NaCN- + O2 + 2H2O 4Na [Au(CN)2] + 4NaOH-

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IV-4-2-2 Principe et processus

Le minerai broyé (< 0,1 mm) est traité par une solution diluée (0,5 g/l) de

cyanure de sodium en milieu basique (pH > 10 pour éviter la libération de cyanure

d'hydrogène (HCN) très toxique) et en présence de dioxygène :

4 Au + 8 CN- + O2 + 2 H2O → 4 Au(CN)2- + 4 OH-

Après traitement de 12 à 48 h, la solution contient quelques g d'Or par m3. La

consommation de NaCN est de 0,2 à 1 kg/t de minerai ;

La solution contenant le complexe aurocyanure peut être traitée par

cémentation (procédé Merrill-Crowe, 40 % de la production mondiale) par du zinc.

L’Or (Au) se dépose sur les grains de Zn, qui attaqués par H2SO4 libèrent l'Or. Le

métal obtenu (doré) contient jusqu'à 5 % d'impuretés métalliques. Actuellement, la

fixation de l'Or sur charbon actif est de plus en plus utilisée (40 % de la production

mondiale). 1 t de charbon actif peut adsorber 70 kg d'Or. La solution d'ions

aurocyanures et la pulpe ne sont pas séparés et passent dans des cuves contenant

le charbon actif. Le temps de contact charbon-pulpe est de l'ordre de 1 h, le temps

de séjour du charbon de plusieurs jours. L'Or est récupéré en traitant le charbon par

une solution chaude (70°C) à 1 % de NaOH et 0,1 % d e NaCN. La solution obtenue

contient quelques g d'Or par litre. Le charbon est recyclé après chauffage à 600-

750°C, à l'abri de l'air. L'Or est récupéré par éle ctrolyse. Il se dépose sur une

cathode en laine de Fer, puis fondu. L'Or obtenu est de haute pureté.

La biolixiviation, par exemple avec thiobacillus Ferro-oxydants qui oxyde le

Fer de la pyrite permet la libération de l'Or et de rendre ainsi la cyanuration plus

efficace.

La lixiviation en tas de minerais de faible teneur (moins de 1 g/t) utilisent le

même principe de formation d'un complexe cyanuré. Le traitement qui dure de

quelques semaines à plusieurs mois pour des rendements de 40 à 85 % a été utilisé,

par exemple à Rouez, en France.

IV-4-2-3 Les limites de la cyanuration [7]

- Temps de séjour et opération trop long ;

- Le rendement est fonction de la minéralogie de l’Or;

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Mémoire de fin d’études Mines promotion 2006 33

- Les impuretés après traitements sont encore assez élevées.

III-4-3 La flottation [1]

IV-4-3-1 Présentation

De gros progrès avaient été réalisés dans la flottation des sulfures quand ce

nouveau procédé de lavage fut introduit dans la métallurgie de l’Or, de plus en plus

employé, il fait partie intégrante du traitement des minerais complexes ou

réfractaires, intervenant comme procédé de concentration, comme procédé

complémentaire de récupération.

IV-4-3-2 Procédé de concentration

La flottation remplace ici le lavage gravimétrique et assure la récupération de

l’Or libre et du métal associé aux sulfures habituels (pyrite, arsénopyrite et sulfures

de Cuivre) ou combiné au tellure. Les concentrés obtenus seront, suivant les cas :

� cyanurés directement après rebroyage (suivi ou non d’une

agitation préliminaire) ;

� traités par fusion, la métallurgie de l’Or et de l’Argent est alors

liée à celle du métal commun prédominant (Cu par exemple).

IV-4-3-3 Procédé complémentaire de récupération

C’est un procédé de récupération de l’Or fin non libéré ou existant à l’état de

tellurures et échappant à l’amalgamation, la concentration gravimétrique ou à la

cyanuration.

Les concentrations obtenus peuvent être fondus ou recyanurés après grillage

et lixiviation à l’eau ou en milieu légèrement acide.

IV-4-3-4 Procédé d’élimination sélective

C’est un procédé d’élimination sélective d’espèce cyanicides nocives ou

réfractaires à la cyanuration (stibine, graphite, sulfures de Cuivre). Deux moyens,

utilisés en particulier sur certains minerais aurifères arsenicaux :

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IV-4-3-5 Flottation sélective

a) Antimoine : le minerai, qui contient de 2 à 5 % d’Antimoine est broyé avec

du cyanure de sodium et du carbonate de sodium, puis flotté avec un écumant pour

séparer le sulfure d’antimoine Sb2S3 qui fait l’objet d’un traitement spécial. On

réactive ensuite le mispickel et la pyrite avec le sulfate de Cuivre CuSO4 et on

récupère ces sulfures avec les réactifs usuels, dans un deuxième concentré ou le

rejet étant traité par cyanuration.

b) Cuivre : les minerais Cuivreux peuvent être séparés comme la stibine, avec

l’appoint d’un réactif collecteur du type xanthate ou aeroflat : ils sont envoyés

à la fusion, le deuxième concentré ou le rejet traité par cyanuration.

IV-4-3-5 Dépression (carbone)

L’entraînement du carbone dans les concentrés à cyanurer peut être

considérablement réduit en conditionnant la pulpe broyée avec de l’amidon ou un

réactifs convenable avant l’introduction des collecteurs et écumants habituels utilisés

pour la flottation des sulfures et arséniosulfures aurifères.

IV-4-3-6 Flottation de l’Or libre

L’Or libre ne flotte pas aussi rapidement que la plupart des sulfures et la durée

du traitement devra être d’autant plus longue que le pourcentage de métal libéré est

plus élevé. Le sulfate de Cuivre accélère sa flottation, en même temps que celle de

la pyrite et du mispickel. En général l’opération est faite en pulpe peu alcaline (pH :

7,0 à 7,5) , en utilisant le carbonate de sodium comme régulateur d’alcalinité.

La combinaison de réactifs comprend généralement :

- un aeroflat liquide (20 à 100 g/t)

- un xanthate d’alcool supérieur (10 à 30 g/t)

- un dithiophosphate (10 à 20 g/t)

- de l’huile de pin (5 à 20 g/t)

- du sulfate de Cuivre (50 à 150 g/t)

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IV-4-3-7 Avantages

– Elle peut être utilisé pour beaucoup de minéraux ;

– Bon pour l’Or fin et les minéraux sulfurés ;

– Peut produire une variété de produits.

IV-4-3-8 Inconvénients

– Besoins de pulvérisation très poussée;

– Les réactifs sont partiellement dangereux dans la manipulation et pour

l’environnement ;

– Coûts relativement élevé des réactifs ;

– Processus assez compliqué ;

– Réactifs difficilement à trouver;

– Difficulté du recyclage de l'eau.

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Partie II : TRAITEMENT

HYDROMETALLURGIQUE

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Mémoire de fin d’études Mines promotion 2006 36

INTRODUCTION

A partit des études bibliographiques, nous avons pu constater que la batée est

l’outil de traitement la plus utilisée à Madagascar. Malheureusement elle ne permet

pas d’obtenir de bon rendement parce que seuls les 20% à 50% d’or dans le minerai

sont récupères.

La mise en production du sluice durant le PPO à Androfia par le projet

PRISSM à permis d’augmenter le rendement de récupération d’or. Par contre,

l’utilisation de la batée en fin de circuit du sluice ne permet pas de récupérer que la

partie de l’or visible contenu dans le préconcentré et que la partie invisible n’est pas

du tout récupérée.

Le traitement hydrométallurgique est un procédé chimique appliqué sur le

préconcentré du sluice. Ce traitement est économique en énergie et peu polluant.

Les traitement se fait à basse température et les effluents liquides sont de composes

chimiques faciles à retraiter et à récupérer. De même, il est bien adapté à l’extraction

des métaux dans des minerais pauvres.

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Chapitre I LE TRAITEMENT HYDROMETALLURGIE

I-1 Introduction [9] [W10]

I-1-1 Définition

L'hydrométallurgie est un procédé métallurgique par lequel des métaux sont

extraits d'un minerai, au moyen de réactifs chimiques, puis séparés pour produire un

concentré ou un produit intermédiaire.

I-1-2 Historique

L'hydrométallurgie en elle-même n'est pas nouvelle. Elle est utilisée depuis le

début du 20e siècle pour le zinc, le cuivre et l'aluminium. Mais ce n'est que dans les

années 50 qu'un procédé hydrométallurgique à l'acide a été développé pour traiter

des minerais latéritiques de nickel. La première usine a été celle de MoaBay à Cuba.

Des projets ont ensuite été menés en Australie, entre la fin des années 90 et le début

des années 2000, dont celui de Murin.

I-2 Les étapes de procédure pour le traitement de l’or [1] [W9]

I-2-1 La mise en solution du minerai

La lixiviation revient à "laver" le minerai avec de l'acide chlorhydrique. Le rôle

de l'acide est de dissoudre certains métaux qui sont ainsi extraits du minerai solide et

transférés dans la solution liquide. En injectant progressivement un oxydant qui est

l’agent blanchissant on a obtenu une solution de chlorure d’or.

Voici les réactions y afférentes :

2Au +4HCl + Ca (ClO)2 2AuCl2 + CaCl2 + 2H2O

HClO + HCl Cl2 + H2O

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Figure 8: Effet du pH sur la solution aqueuse

I-2-2 La purification et la concentration des solutions à traiter

C’est la phase de séparation liquide solide pour donner un chlorure d’or clair

à l’aide d’une filtration ou d’une décantation.

I-2-3 La transformation à l’état métallique

Pour la transformation à l’état métallique on fait précipiter l’or à l’aide d’un

agent réducteur qui peut être des produits suivants :

� Le métabusulfite de sodium ou de potassium,

� L’acide oxalique ;

� Le sulfate ferreux ;

� Le nitrate de sodium ;

� Le zinc.

L’ajout du métabusulfite de potassium produit la réaction suivante :

K2S2O5 + H2O + 2AuCl SO2+ K2SO6 + 2HCl + 2Au

I-3-4 Avantages

Le traitement hydrométallurgique présente les avantages suivants:

– L’hydrométallurgie est bien adaptée à l’extraction des métaux dans des minerais

pauvres.

– Le processus produit de l'Or très pur (> 99%) qui peut être évalué facilement et

commercialisable de suite ;

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Mémoire de fin d’études Mines promotion 2006 39

– Les gaz émis du processus peuvent être minimisés ou contrôlé au-dessous des

limites exigées et surtout recyclés dans la production ;

– Généralement, le résidu contient un très haut pourcentage de silice qui a une

grande valeur écologique ;

– Les effluents liquides sont des composés chimiques faciles à retraiter et à

récupérer;

– Une forte récupération d'or du minerai est atteinte, et cela est dû à la solubilité

des métaux dans la liqueur d’attaque.

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FLOW SHEET DU TRAITEMENT

Solution à base du Chlorure d’or

(AuCl Résidu solide

Chlorure d’or clair +

Métabusulfite de potassium

Résidu liquide

LIXIVIATION OR +

Acide chlorhydrique et Hypochlorite de calcium

OR CRISTALLISE

FILTRATION

PRECIPITATION

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Mémoire de fin d’études Mines promotion 2006 41

Chapitre II ESSAIS EXPERIMENTAUX

II-1 le minerai à traiter

Pour évaluer le taux de récupération d l’or par le traitement

hydrométallurgique, nous avons traité 0.95g de concentré d’or de 18 carats. Sa

densité est de 15.2.

Nous avons fait deux essais dont l’un est de 0.5 et l’autre 0.45g.

I-2 Matériels et réactifs

II-2-1 Matériels utilisés

Durant notre expérience au laboratoire nous avons utilisé les matériels

suivants :

� Deux éprouvettes graduées de 100ml servant à mesurer le volume des

réactifs liquide utilisé ;

� Des béchers de 250ml et 50 ml pour mélanger les réactifs ;

� Erlen Nieyer bien bouché utilisé comme réacteur chimique ;

� Agitateur magnétique ;

� Plaque chauffante munie d’un agitateur magnétique.

II-2-2 réactifs

Le premier réactif que nous avons utilisé est l’acide chlorhydrique (HCl) dilué a

50%. Il sert à éliminer toutes impuretés contenues dans l’or.

Lors du premier essai, 120ml d’acide a été utilisé contre 108ml lors du

deuxième.

Le second réactif est la solution d’hypochlorite de calcium Ca(ClO)2 15%.

Pour obtenir cette solution, nous avons fait dissoudre 15g d’hypochlorite en poudre

dans 100m d’eau distillé. Ce réactif a été employé en tant qu’oxydant. Durant les

deux essais, nous avons respectivement utilisé 40ml et 36ml.

Ces réactifs seront également utilisés pendant la phase de la lixiviation.

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Mémoire de fin d’études Mines promotion 2006 42

Finalement, un troisième réactif tel le metabusulfite de potassium K2S2O5

Intervient afin e précipiter la solution, ainsi 0.31g pour la premier essai et 0.29 pour le

second.

III-3 les essais

II-3-1 Essai sur la lixiviation

L’essai est réalisé à une température ambiante. Le pH de la solution est

environ 4. La durée de l’opération est 5heures.

III-3-1-1 Protocole opératoire

• Mettre le minerai d’or dans un réacteur ;

• Ajouter de l’acide chlorhydrique 50% de calcium, raison de 240ml/g d’or ;

• Verser progressivement l’hypochlorite de calcium à raison de 80ml/ g d’or ;

• Bien fermer le réacteur ;

• Agiter jusqu’à ce que l’or soit dissout totalement

III-3-1-2 Résultat

Après 5heures d’attaque, nous avons obtenu une solution à base de chlorure

d’or AuCl avec quelque résidu solide dû à la présence d’impureté dans le concentré

d’or traité. Cette solution a une couleur vert clair.

Le volume total de la pulpe est de 155mm pour la premier essai et 139ml

pour le second

II-3-1-3 Interprétation de résultat

La dissolution de l’ or est le résultat d’ un phénomène d’ oxydation de l’ or

(métallique) en ion Au+ .Ce phénomène est réalisé en milieu très acide ( présence

d’ions H+) et en utilisant un oxydant très fort : ion hypochlorite ClO

-

La liqueur obtenue est composée de:

• chlorure d’or en grande partie AuCl ;

• chlorure de calciumCaCl2 ;

• l’eau.

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Mémoire de fin d’études Mines promotion 2006 43

Dans l’ensemble le rendement de cette opération est très satisfaisant car

99.97% de l’or se transforme en chlorure d’or.

II-3-2 Filtration

Pour débarrasser le résidu solide contenu dans la solution, on passe à

l’opération de filtration du mélange.

Nous avons obtenu par la suite un liquide très clair à base de chlorure d’or de

couleur vert clair.

Pour la premier essai, nous avons obtenu 150ml de liquide et 1mg de résidu

solide, contre le 135ml de liquide et 0.8mg de solide pour le deuxième essai.

II-3-3 Précipitation

Deux modes opératoires de précipitation ont été préconisés : le premier avec

un chauffage du milieu réactionnel et le deuxième sans aucun chauffage.

Cette opération va permettre d’obtenir immédiatement de l’or à l’état

métallique pur.

II-3-3-1Réaction avec chauffage

Nous avons précipité 150ml de solution de chlorure d’or avec 0.31g de

métabusulfite de potassium. La réaction se situe entre 70°C et 90°C.

La durée de l’opération est environ 2 heures et 30 minutes

� Mettre 150ml la liqueur d’attaque dans le réacteur ;

� Ajouter de métabusulfite, à raison de 0.62g par g d’or à précipité ;

� Chauffer la solution sur une plaque chauffante munie d’un agitateur ;

� Agiter l’ensemble jusqu’à la fin de la réaction.

b) Résultat

A la fin de l’opération, nous avons obtenu 0.345g de précipité d’or bien

cristallisé. En outre, de précipitation d’autre substance se produisait, par contre nous

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Mémoire de fin d’études Mines promotion 2006 44

n’avions pas pu faire d’analyse, et c’est la raison pour laquelle on ne connaît pas lsa

nature.

D’après le calcul, le rendement de transformation est de 92%

II-3-3-21Réaction sans chauffage

Cette deuxième réaction se fait à une température ambiante pour connaître

son effet spécifique sur la réaction de précipitation.

Nous avons précipité 135ml de la solution de chlorure d’or AuCl avec 0.29g de

métabusulfite de potassium. L’opération durait jusqu’à 4 heures.

a) Mode opératoire

• Mettre 135ml la liqueur d’attaque dans le réacteur ;

• Ajouter de métabusulfite, à raison de 0.62g par g d’or à précipité ;

• Agiter l’ensemble jusqu’à la fin de la réaction.

b) Résultat

Nous avons par la suite obtenir 0.295g d’or cristallisé. Le taux de

transformation est de 87.5%.

Cependant il nous reste encore 130ml de résidu liquide.

II-2-4-4 Commentaires

D’après nos expériences l’effet de la chaleur accélère la vitesse de

précipitation. Il donne un meilleur résultat pour la récupération de l’or avec un

rendement de 92%. La durée de l’opération est de 2 heures et demi.

Malheureusement, leur impact sur l’environnement est très néfaste dû au

dégagement de SO2.

Tandis que la réaction à froid est très lente. Elle dure plus 4 heures ; de

même, le résultat est moins bon avec un rendement de 87.5%. Mais l’opération

conforme à la norme environnementale ; et ne présente aucun risque.

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Mémoire de fin d’études Mines promotion 2006 45

Qualitativement l’or obtenu par ces 2 modes de réactions n’a pas de

différance significative. Ainsi la détermination du titre à démontrer que le précipité

d’or pouvait atteindre le premier titre, autrement dit nous avons pu obtenir 99,25%

d’or pur.

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Chapitre III : CONCEPTION ET REALISATION DE L’APPAR EIL DE

TRAITEMENT HYDROMETALLURGIQUE ARTISANAL

III-1 Hypothèse de conception

Le dimensionnement de l’appareil se base sur les hypothèses suivantes :

La quantité totale de préconcentré d’or à traiter qui est dans notre cas 1kg et

sa densité environ 5,2 ;

La quantité d’or à extraite du préconcentré est en moyenne 0,5g dans 1kg de

préconcentré ;

La discontinuité des étapes sur le traitement hydrométallurgique.

Donc l’ensemble de l’appareil est de doit avoir un fonctionnement discontinu ;

et le dimensionnement des différents éléments de l’appareil sera réalisé en tenant

compte les données précédentes qui seront de base de calcul.

III-2 Principe générale

Cet appareil est destiné à traiter le préconcentré du sluice contenant de l’or. Il

est composé de plusieurs éléments. Malgré cela, sa réalisation et son montage sont

très simples. En plus, les matériaux de fabrication sont faciles à trouver sur les

marchés locaux. Leur fonctionnement est très aisé et il respecte les normes

environnementales.

III-3 Les matériaux de fabrication

Nous avons choisi de n’employer que des matériaux typiquement en plastique

pour ceux qui seront en contact directe avec les minerais (réacteur, entonnoir,

réservoir). Vu la corrosivité des produits chimiques utilisées lors d e la réaction

chimique, ce choix a été fait pour insister sur la résistance à la corrosion de ce

matériau.

Par contre, tout l’ensemble est soutenu par un support métallique à cause de

la densité de minerais traité, qui s’éleve jusqu’au 5,2

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Mémoire de fin d’études Mines promotion 2006 47

III-4 description et fonctionnement de l’appareil

L’appareil comprend trois éléments :

� un réacteur pour la lixiviation c’est à dire pour la mise en solution de l’or dans

des minerais ;

� un filtre pour séparer le liquide –solide ;

� un réacteur pour la précipitation de l’or.

Photo 5: L’ensemble de l’appareil

III-4-1 Réacteur mélangeur pour lixiviation

Le réacteur mélangeur comprend 3 parties :

� le corps du réacteur ;

� le support et le système mobile ;

� l’unité de soutirage du gaz.

I-4-1-1 le corps de réacteur

Le réacteur est de forme cylindrique en plastique épais de type polyéthylène

et très hermétique. Sa capacité est de 5l. Un trou a été aménagé sur son couvercle

pour introduire l’hypochlorite de calcium au cours de l’opération de lixiviation et doit

être bouché pour éviter la perte du gaz chlore.

Ce réacteur possède un tuyau d’évacuation du gaz chlore formé à la fin de la

lixiviation.

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Mémoire de fin d’études Mines promotion 2006 48

I-4-1- 2 Le support et l’agitateur

Le corps du réacteur est placé dans une case métallique de forme

rectangulaire. Cette case est ouverte sur la partie supérieure pour permettre le

déplacement du réacteur à la fin de l’opération. Elle immobilise le réacteur pendant

toute l’opération lors de l’agitation de l’ensemble.

Ainsi, afin de faire tourner, celle-ci est soudée sur un axe de rotation.

Seulement un multiplicateur de vitesse est raccordé à la manivelle de rotation

afin d’accélérer la vitesse de rotation ; car plus la vitesse de rotation augmente, plus

les réaction chimique s’accélèrent.

I-3-1-3 Unité de soutirage du gaz

Pendant les réactions, il faut noter que des chlores se produisent à

l’intérieur du réacteur.

Conséquemment, il est nécessaire de les faire évacuer avant de passer à la

prochaine étape, vu le danger qu’ils provoquer aux organes respiratoire de

l’Hommes.

Photo 6: Réacteur mélangeur pour précipitation avec unité de

soutirage du gaz

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Mémoire de fin d’études Mines promotion 2006 49

Pour ce faire, nous avons raccordé le réacteur avec un bidon de 5l à l’aide

d’un tuyau. Signalons que 80% de ce bidon contient de l’eau.

I-4-2 Dispositif de filtration

Après l’opération de barbotage de gaz on passe à la séparation solide liquide.

Le dispositif de filtration et composé : d’un papier filtre, d’un entonnoir et d’un

réservoir.

Le papier filtre permet de séparer le liquide solide à cause de la filtration qu’il

peut produire. Nous l’avons choisi spécifiquement vu le diamètre des particules dans

la pulpe.

Ainsi un entonnoir en plastique est utilisé pour verser la solution mais aussi

pour supporter le papier filtre.

En outre, le réservoir (de capacité 3l) qui est placé sous l’entonnoir permet de

récupérer le filtrat.

Enfin, l’existence de la trompe à eau qui aspire l’air dans le réservoir accélère

la vitesse de la filtration.

Photo 7: Le filtre

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I-4-3 Réacteur mélangeur pour précipitation

U n autre réacteur doit donc par le suite être fabriqué pour provoquer la

réaction de précipitation de la solution obtenue après filtration.

Le réacteur employé ici est identique pour celui du réacteur pour lixiviation.

Photo 8: Réacteur pour précipitation

III-5 dessins technique

Nous présentons ci- après les dessins techniques descriptifs de l’appareil

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Mémoire de fin d’études Mines promotion 2006 51

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III- 6 Coût de fabrication

Le coût total des dépenses pendant la conception et la réalisation dudit

appareil, nous a permis d’évaluer la rentabilité de l’appareil lui- même. Sa fabrication

se faisait au bloc technique de l’Ecole Supérieure Polytechnique de Vontovorona

Antananarivo.

Le coût de la fabrication est donc estimé à la somme de Ariary trois cent vingt

mile quatre cent cinquante huit.

Le tableau ci-après nous présent plus de détail :

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DESIGNATION QUANTITE PRIX UNITAIRE [Ar] MONTANT [Ar]

Corps du réacteur

bonbonne en plastique 2 10000 20000

Support et axe mobile

Fer cornier L 40 6m 32700 32700

Fer plat40x6 1,2m 22900 4580

Fer rond de 20 1m 13600 13600

Fer rond de25 0,70m 27200 19040

Palier 4 5000 40000

Roulement 3000 24000

Multiplicateur de vitesse

Développement 2 7000 7000

Chaîne bicyclette 2 12000 24000

Roue libre 2 5000 5000

Accessoires

Électrode 1 13000 13000

boulonnerie 10000 10000

peinture 3 2000 6000

soutirage de gaz

bonbonne en plastique 1 3000 3000

tuyau 7,5m 4000/m 30000

filtre

Entonnoir 1 1000 1000

Bonbonne en plastique 1 3000 3000

Trompe à eau 1 66537,58 66538

Divers 5000

TOTAL 327458

Tableau 1 : Coût de fabrication de l’appareil Coût de fabrication de l’appareil Coût de fabrication de l’appareil Coût de fabrication de l’appareil

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III-7 Caractéristique de l’appareil

III-7-1Manipulation de l’appareil

III-7-1-1 1Réacteurs pour lixiviation et précipitation

Afin d’éviter la dispersion de l’acide sur le support et le système mobile

(métallique), il est nécessaire de démonter d’abord le réacteur.

Ensuite il faut introduire le minerai dans le réacteur et puis les produits

chimiques.

Il faut aussi bien fermer le réacteur à l’aide de son couvercle vissé pour éviter

toute perte de liquide.

Nous devons monter le réacteur sur le support. Et finalement, il faut faire

tourner l’ensemble pour agiter le mélange.

III-7- 3 Points forts et points faibles de l’appareil

III-7-3-1 1Points forts

� Cet appareillage peut être recommandé aux collecteurs agrées

d’or, comptoirs de l’or et aux permissionnaire dans l’or vu que

son coût est abordable ;

� Sa performance en matière d’agitation se confirme grâce au

multiplicateur de vitesse;

� Son montage et son utilisation ne sont pas compliqués ;

� Vu que l’appareil est typiquement mécanique, aucune autre

source d’énergie n’est obligatoire, ni électricité, ni les carburants

donc il y a possibilité d’utilisation en tout lieu.

III-7-3-2 Points faibles

� L’agitation du mélange peut prendre plusieurs heures à cause

du mécanisme de l’appareil mais aussi surtout du poids des

minerais ;

� L’existence des gaz dans la réaction complique l’ajout progressif

de produit chimique.

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III-8 Amélioration de l’appareil

III-8-1 Les réacteurs mélangeurs

Il serait beaucoup plus intéressant de faire fonctionner l’appareil à part le

moyen mécanique. Ceci est proposé pour diminuer l’effectif de mains d’œuvres

nécessaires et pour réduire la durée consacrée pour chaque agitation.

Pour maîtriser le potentiel Eh qui doit être <1000mV, un ph-mètre

millivoltmètre est obligatoirement utilisé afin de d’obtenir un meilleur résultat lord de

la lixiviation et de la précipitation.

III-8-2 L’unité de soutirage de gaz

Une motopompe ou une pompe à eau de laboratoire peuvent accélère le

soutirage du gaz chlore vers le récipient de barbotage car il pèse plus lord par

rapport à l’air.

III-8-3 Le filtre

La trompe à eau en verre doit être remplacée par un pompe à air pour

aspirer l’air dans le réservoir afin d’éviter toutes risques qui peuvent être causées

par sa fragilité.

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Chapitre IV : ESSAI DE LAPPAREIL SUR LE TRAITEMENT

HYDROMETALLURGIQUE

Ce paragraphe nous parlera l’expérience faite à l’aide de l’appareil que nous

avons confectionné.

L’analyse nous montre que le préconcentré que nous allons traiter a un

teneur moyenne de 0.443.g dans 1kg de.

IV-1 timing des essais à réaliser

Opération Préparation produits et matériel

Première phase de lixiviation

Deuxième phase de lixiviation

Première Filtration

Précipitation Deuxième Filtration

Durée des opérations

20mn

10mn

300mn

10mn

240mn

20mn

Détails des opérations

-Montage de l’ensemble de l’équipement -Préparation de HCl dilué et NaClO dilué

Introduction : réactifs et sable noir Démarrage de foulonnage Addition NaClO par minute

Addition NaClO par 20mn

Séparer sable et liquide de Chlorure d’or après évacuation du gaz chlore

Introduction chlorure d’or et méta bisulfite de K Démarrage de foulonnage

Séparer or métallique et liquide

Tableau 2 : : : : Processus timing à Processus timing à Processus timing à Processus timing à réaliserréaliserréaliserréaliser

IV -2 Les essais

IV-2-1 Essai sur la lixiviation

IV-2-1-1 Mode opératoire

� Mettre le préconcentré du sluice (1kg) dans le réacteur ;

� Ajouter de l’acide chlorhydrique à raison de 500ml;

� Ajouter progressivement d’hypochlorite à raison de 150ml ;

� Bien fermer le réacteur afin d’éviter l’échappement de gaz ;

� Faire tourner régulièrement le corps de réacteur pour que les produits

chimiques se mettent en contact avec les grains d’or.

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Mémoire de fin d’études Mines promotion 2006 59

IV23-1-2 Résultat

Cette opération donne une solution à base de chlorure d’or de couleur jaune

cristallin et un résidu solide après 5 heures d’attaque.

IV-2-1-3 Interprétation de résultat

L’agitation du réacteur doit être renforcée pour faciliter le contact entre les

produits chimiques et l’or dispersé entre les grains de sables.

Le taux de concentration de chlorure d’or dans la liqueur jaune obtenue après

lixiviation dépend énormément de la teneur en or dans le préconcentré. Ceci nous

amène à dire qu’une analyse chimique au laboratoire est préconisée pour connaître

la teneur en or dans la solution.

Le pourcentage de rentabilité peut encore augmenter si la granulométrie de

l’or est plus fine, selon le résultat de l’expérience.

IV-2-2 Essai sur la filtration

La filtration est réalisée en deux étapes :

IV-2-2-1 Séparation par filtration

On fait passer la pulpe sur de papier filtre. Le liquide ainsi filtré est récupéré

dans le réservoir.

IV-2-2-2 Lavage

Pour mieux récupérer la liqueur d’attaque qui s’infiltre dans les micropores, les

résidus doivent être bien lavés afin d’optimiser la récupération du liqueur.

IV-2-2-3 Résultat

A la fin de cette opération, on a obtenu séparément 700ml de solution liquide

claire qui est la liqueur d’attaque et 999.327g du solide qui est le résidu.

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Mémoire de fin d’études Mines promotion 2006 60

IV-2-2-4 Interprétation

La filtration se facilite par la grande solubilité de l’or sous prend la forme de

chlorure jaune cristallin (AuCl).

Selon les données sur les caractéristiques de l’or cette solubilité peut s’éleve

jusqu’à 150g /l dans l’eau chaude.

IV-2-3 Essai sur la précipitation

Avant de faire la précipitation, on a calculé la quantité de métabusulfite à

utiliser. Selon la réaction de précipitation, la quantité de métabusulfite nécessaire est

de 0.62g par g d’or à précipité (majorée de 10%). Dans notre cas, la quantité d’or à

récupérer est de 0.443g donc il nous faut 0.26g de métabusulfite de potassium.

IV-2-3-1 Protocole opératoire

� Ajouter la quantité calculée de métabisulfite de sodium dans la liqueur

aurifère;

� agiter pendant 4 heures ;

� Décanter et récupérer les précipités d’or au fond du récipient ;

� Sécher ce précipité d’or.

IV-2-3-2 Résultat

A la fin de l’opération, on a obtenu un précipité d’or d’environ 0.29g. Soit un

rendement de récupération de 87,40%.

IV-2-3- 3 Interprétations de résultat

Les précipités sont de différentes couleurs (chocolaté, doré gris). Ces

couleurs dépendent de la granulométrie des particules. Cette dernière dépend de la

condition de précipitation (concentration de la solution, effet de la température,…)

En général plus la vitesse de précipitation augmente, la granulométrie des

particules diminue.

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Mémoire de fin d’études Mines promotion 2006 61

Pour homogénéiser les précipités, il faudra compacter avec un matériel

spécial pour l’or.

Les précipités

Le matériel de compactage

Le doré

Photo 9: Le compactage-forgeage de la poudre

REMARQUE

Pendant tous les opérations du traitement il est nessaire de porte des gants

de protection car les produits chimiques à manupiler sont très dengereux.

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Mémoire de fin d’études Mines promotion 2006 62

IV-3 Les analyses

Il est necessaire de faire les analyses du produit fini et des résidu afin de

connaitre exactement la qualité de produit et le taux de récupération.

IV-3-1 Analyses du précipité d’or

La poudre obtenue après précipitation a été analysée pour connaître le titrage

de l’or.

Le détail de calcul dans l’annexe 8 confirme le titrage di précipité qui est de

99.25% d’or pur donc de premier titre.

IV-3-2 Analyses des résidus

Faute de matériel de mesure et de dosage qu laboratoire de l’ESPA de

Vontovorona, l’analyse de résidu liquide à été impossible. Seulement celle du résidu

solide a pu être éffectuér malgré ces quelques difficultes. A l’issu d el’analyse 0.7mg

d’or ont été récuperés dans le préconcentré.

IV-4 Traitement des effluents

IV-4-1 Les effluents gazeux

IV-4-1-1 Présentation du gaz

Lors de la lixiviation, le contact d’hypochlorite et d’acide provoque un

dégagement de dichlore (Cl2).

Le gaz dichlore est de couleur verdâtre, lourd et à odeur suffocante. C’est un

gaz très irritant pour les voies respiratoires supérieures.

IV-4-1-2 Mesure d’atténuation

La décomposition dans de l’eau sous l’influence de la chaleur ou de la lumière

directe peut réduire la gravité de l’effet du gaz sur la santé. Mais ce type de

décomposition nous a permis aussi d’obtenir de l’acide chlorhydrique de pH entre 2-3

qui pourra être recyclé à l’opération future.

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Mémoire de fin d’études Mines promotion 2006 63

IV-4-2 Les effluents liquides

IV-4-2-1 Présentation

Le taux de l’acidité dans les effluents liquides est très élevé (pH<1), donc nuit

dangereusement à l’environnement.

IV-4-2-2 Mesures d’atténuation

Une neutralisation acido-basique des effluents liquides doit être effectuée.

Cette neutralisation peut se faire avec l’utilisation d’un élément basique comme la

chaux ou la soude.

IV-4-3 Les effluents solides

IV-4-3-1 Présentation

Après l’opération de lixiviation et la séparation liquide solide, on obtiendra les

résidus solides. Or ces derniers contiennent encore de l’acide, d’où la nécessité de

les traiter.

IV-4-3-2 Mesures d’atténuation

La neutralisation se fera avec un produit basique comme la chaux.

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Mémoire de fin d’études Mines promotion 2006 64

CONCLUSION

L’étude nous montre que la technique de traitement hydrométallurgique

présente beaucoup d’avantages. La récupération de l’or se fait facilement et est plus

rentable d’après les essais au laboratoire. Son rendement s’éleve jusqu’au 92%

Pour le faire, un appareil spécifiquement adéquat au traitement a été conçu.

Mais il faut signaler que la performance dudit appareil confirme qu’il peut récupérer

jusqu’au 87.40% de l’or.

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Mémoire de fin d’études Mines promotion 2006 65

CONCLUSION GÉNÉRALECONCLUSION GÉNÉRALECONCLUSION GÉNÉRALECONCLUSION GÉNÉRALE

Dans le cadre du Projet Pilote d’Orpaillage le projet PRISSM avec le concours

de l’ESPA a vulgarisé une technique d’exploitation, il s’agit de l’utilisation du sluice

qui permet d’augmenter la production d’or tout en diminuant les efforts physiques

ainsi améliore le niveau de vie des orpailleurs.

Le procédé qui a été proposé dans cette étude est purement chimique, il

permet d’augmenter le taux de récupération d’or, il s’agit du traitement

hydrométallurgique du préconcentré du sluice.

L’étude ultérieure a montre que l’amalgamation et la cyanuration sont non

confirmes aux normes environnementales. Elles sont également difficiles à mettre au

point artisanalement. Ainsi nous avons choisi la méthode de traitement

hydrométallurgique qui est beaucoup plus performant et plus facile à réaliser. En

plus l’enjeu environnemental peut être minimisé ou contrôlé en dessous de la limite

exigée.

Des études expérimentales au laboratoire sur le traitement hydrométallurgique

de l’or ont été effectuées. A travers les essais, nous avons pu constater que le

rendement de récupération est très satisfaisant car il s’éleve jusqu’à 92% d’or du

premier titre (99,25%d’or pur).

A partir de ces données expérimentales, nous avons conçu et réalisé un

appareil pilote adapté à ce traitement hydrométallurgique. Cet appareil est composé

de deux réacteurs et un filtre.

Après plusieurs essais nous avons pu calculé le rendement de l’appareil qui

est de 87,40%.

Vu le taux de récupération de l’or et da pureté l’application de la méthode à

l’échelle industrielle peut contribuer d’une façon significative qu développement

économique de notre pays car cela va permettre à l’or malgache de faire entrée dans

le marché international.

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Soloniaina Hanitra Sylvia Franckline

Mémoire de fin d’études Mines promotion 2006

RÉFÉRENCES BIBLIOGRAPHIERÉFÉRENCES BIBLIOGRAPHIERÉFÉRENCES BIBLIOGRAPHIERÉFÉRENCES BIBLIOGRAPHIE

[1].ANDRIANAINA Rado., “ Affinage hydrométallurgique des préconcentrés d’or

méthode artisanale ”, mémoire de fin d’études à ESPA, 2005

[2].AGEDI, « Rapport d’étape PPO zone Brieville centre Madagascar », Volet 1-

documentation janvier 2006

[3].AGEDI, « Rapport d’étape PPO zone Brieville centre à Madagascar », Volet 6-

choix de la zone, janvier 2006

[4].BESAIRIE H. « Documentation sur l’or », service géologie Madagascar, 1949

[5].BESAIRIE H. L’or à Madagascar, géologique Madagascar, 1966

[6].GIRAUD P., « Etude géologique de la feuille Andriamena », service géologie

Madagascar, 1955

[7]. LIBAUDE et G. MORIZOT, « Le traitement des minerais d’or », BRGM, juin

1984

[8].M.FARGEON,« Technologie des métaux précieux », MASSON, 1992

[9]. PRISMM, « Atelier de présentation de résultats du PPO », 12 décembre 2006

[10].RANAIVOARISON T, « Contribution à l’amélioration de l’exploitation aurifère en

lit vif : réalisation d’une drague suceuse », mémoire de fin d’études à l’ESPA, 2004

[11].RASEHENOZAKA H., « Mise au point de procèdes de récupération de l’or et

de l’argent à partir de résidus industriels », mémoire de fin d’études à l’ESPA, 1998

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Soloniaina Hanitra Sylvia Franckline

Mémoire de fin d’études Mines promotion 2006

[12]. RAZEFANIA, « Prospection géochimique de l’or primaire du secteur nord

Ouest Ambondrona région de Tsinjoarivo-Ambatolampy », mémoire de fin d’études à

l’ESPA, 2000

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Mémoire de fin d’études Mines promotion 2006

ANNEXES

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Mémoire de fin d’études Mines promotion 2006 I

Annexe 1: Minéralogie de l’or

L'or est susceptible d'exister dans des environnements géologiques

relativement variés, mais sa faible réactivité chimique fait qu'il se présente dans la

nature sous des formes minéralogiques peu nombreuses bien décrites par F.J.

Henley.

Minéral Composition Teneur en or (%) Densité Dureté

Or natif Au > 75 16 - 19 2,5 - 3

Electrum Au Ag 45 - 75 13 - 16 2 - 2,5

Calaverite Au Te 40 9,2 2,5 - 3

Krennerite Au4 Ag Te10 31 - 44 8,6 2,5

Sylvanite Au Ag Te4 24 - 30 8,2 1,5 - 2

Petzite Ag3 Au Te2 19 - 25 9,1 2,5

Hessite Ag2 Te < 5 8,4 2.5 - 3

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Mémoire de fin d’études Mines promotion 2006 II

Annexe 2: Classification minéralurgique des minerais d'or

L'ensemble des considérations précédentes, minéralogie, présentation de l'or,

associations minérales, nature de la gangue, propriétés physiques et chimiques,

permet d'aboutir à une classification des minerais d'or, du point de vue de leur

traitement. La classification présentée ici est tirée de McQuiinston et Shoemaker

Minerais d'or en placers Ces minerais sont constitués par des sables ou agglomérats peu ou pas

consolidés. L'or y est présent à de très faibles teneurs sous forme de métal natif. Ces

minerais sont connus depuis les temps anciens et traditionnellement exploités par

gravimétrie uniquement.

Minerais à or natif libérable Cette catégorie comprend les minerais non réfractaires dans lesquels l'or se

présente à l'état natif, non inclus dans des sulfures. Les sulfures sont peu abondants

et principalement constitués de pyrite.

La cyanuration est la technique utilisée normalement pour ces minerais,

conjointement à la gravimétrie pour récupérer l'or grossier éventuellement présent.

Suivant la dimension de l'or grossier et sa proportion relative, la gravimétrie peut être

plus ou moins développée ou réduite seulement à une fonction de "piégeage".

Minerais à sulfures de fer L'or se présente généralement dans ces minerais à la fois disséminé dans les

sulfures et à l'état libre. Certains sulfures, la pyrrhotine en particulier, se dissolvent

dans la solution d'attaque, consommant des réactifs, et inhibent la dissolution de l'or.

Une aération en présence de chaux, en amont de la cyanuration est le traitement

généralement pratiqué dans ce cas.

La pyrite est le sulfure le plus fréquent dans cette catégorie de minerai. Le

traitement habituel consiste en une flottation des sulfures et de l'or libre, suivie d'une

cyanuration du concentré éventuellement broyé à nouveau. Un grillage préalable à la

cyanuration permet de libérer l'or lorsqu'il se présente disséminé en inclusions

submicroscopiques dans la pyrite.

Minerais à sulfure d'arsenic ou d'antimoine Généralement, l'or présent dans ces minerais est très finement disséminé

dans les sulfures. L'arsenic et l'antimoine rendent de plus ces minerais réfractaires à

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Soloniaina Hanitra Sylvia Franckline

Mémoire de fin d’études Mines promotion 2006 III

la cyanuration directe. Le traitement consiste alors en une concentration de l'or par

flottation des sulfures suivie d'un grillage et d'une cyanuration du concentré.

Minerais à tellures d'or Ces minerais contiennent une partie de l'or sous forme de tellures. Ceux-ci

sont souvent accompagnés d'or natif et d'or disséminés dans les sulfures.

Le traitement de ce type de minerai est plus complexe que les précédents. Il

peut typiquement comporter une flottation des sulfures suivie d'une cyanuration, d'un

grillage des résidus et de la re cyanuration de la calcine.

Minerais à gangue carbonée Ces minerais contiennent des matières carbonées sous une forme organique

ou minérale. Ce carbone peut reprécipiter l'or dissous qui est alors perdu dans les

rejets.

Le traitement de tels minerais nécessite en amont de la cyanuration, une

étape d'oxydation du minerai, une séparation par flottation du carbone, ou l'ajout de

réactif, comme le kérosène, recouvrant la surface des minéraux carbonés.

Minerais d'or associé à des métaux de base Ce type de minerai assure une large part de la production mondiale. L'or y est

habituellement récupéré avec les concentrés de sulfures des métaux de base,

cuivre, plomb, zinc. Les stériles de flottation quand ils contiennent encore de l'or

peuvent être cyanurés.

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Mémoire de fin d’études Mines promotion 2006 IV

Annexe 3: Les alliages d’Or

n° titre[carats] couleur or[%] cuivre[%] argent[%] zinc[%]1 10 jaune 41,7 43,8 5,5 92 10 jaune 41,7 48 6,6 3,73 10 jaune 41,7 40,8 11,7 5,84 10 vert 41,7 9,1 48,9 0,35 14 jaune 58,3 31,3 4 6,46 14 jaune 58,3 29,2 8,3 4,27 14 jaune 58,3 29,7 10 28 14 jaune 58,3 25 16,5 0,29 14 vert 58,3 16,8 24,8 0,1

10 14 jaune 58,3 6,5 35 0,211 18 jaune 75 10 1512 24 jaune 100

Alliages de l’or blanc:

n° titre[carats] or[%] argent[%] cuivre[%] nickel[%] zinc[%]1 10 30,8 15,2 15,2 12,32 10 32,8 17,1 17,1 8,43 14 22,2 10,8 10,8 8,74 14 23,5 12,2 12,2 65 18 2,2 17,3 17,3 5,5

Les compositions de soudure les plus utilisées :

cuivre[%]28 - 15

zinc[%]7,7 - 3,4

or[%]33,3 - 66,7

argent[%]31 - 15

Alliage de l’or de différente couleur :

� au cuivre pour faire de l’or rouge

� au cuivre et à l’argent pour faire de l’or jaune ou de l’or rosé,

� à l’argent seul pour faire de l’or vert,

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Mémoire de fin d’études Mines promotion 2006 V

� au fer pour faire de l’or gris,

� au nickel pour faire de l’or blanc,

� à l’aluminium pour faire de l’or violet.

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Mémoire de fin d’études Mines promotion 2006 VI

Annexe 4: Poids et mesures utilisés pour le marché de

l’Or

1 once troy (oz) = 31, 1035 grammes 32 onces = 1 kg 1 Tola = 11.6638 grammes = 0,375 once 1 Tael (Hong Kong) = 37,4290 grammes =1,20337 onces 5.760 grains =1 pound troy 480 grains = 1 oz troy 1 kg = 32,15 oz troy (contrat Comex) 12,44 kg = 400 oz troy (London good delivery bar) 1 Tola (Inde) = 180 grains 1 Rupee = 0,375 oz troy; 11,664 g 1 baht ( Thaïlande) = 0,47 oz troy ; 14,62 g Le titre et exprimé en millième de fin dans le commerce de l’or bancaire et en carats dans l’industrie de la bijouterie. 1 carat = 41,66667 millièmes 14 carats = 583,33333 millièmes 18 carats = 750 millièmes 22 carats = 916,66667 millièmes 24 carats = 999,9 millièmes

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Mémoire de fin d’études Mines promotion 2006 VII

Annexe 5: Répartition granulométrique des particules aurifères de la zone d’Androfia

Dimension des particules (D) Pourcentage (%)

D > 1 mm 5

1mm < D < 0,1 mm 15

0,1mm < D < 500 цm 20

500 цm < D < 200 цm 20

D < 200 цm 40

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Mémoire de fin d’études Mines promotion 2006 VIII

Annexe 6: Flow sheet du traitement aurifère

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Mémoire de fin d’études Mines promotion 2006 IX

Annexe 7: Les essais sur la lixiviation et de précipittion

Essai n°1

Conditions opératoires

Réaction chauffé

Durée: 6 heures et 30 minutes ( lixiviation et précipitation)

Données exwperimentales

Acide chlorhydrique 50%: 120ml

Hypoclorite de calcium 15% : 40ml

Métabusulfite: 0.31g

Or : 0.5g

Résultats

lixiviation

temps observations

08:00 Debut de la réaction: ajout d’HCl 120ml et 20ml de Ca(ClO)2

09:00 Ajout de 10ml de Ca(ClO)2

10:00 Ajout du reste de Ca(ClO)2

12:00 Arrêt de la réaction

Le rendement d’attaque est environ de 99;99%

Précipitation

temps observations

14:00 Début de la réaction: ajout du métabusulfite

14:10 Apparition de première précipité

15:30 Augmantation de quantité de précipité

16:30 Arrêt et récupération de précipité d’or

Volume du liquide à précipité: 150ml

Poids du précipité: 0.34g

Rendement : 90.67%

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Mémoire de fin d’études Mines promotion 2006 X

Essai n°2

Conditions opératoires

Réaction à température ambiante

Durée: 8 heures (lixiviation et précipitation)

Données exwperimentales

Acide chlorhydrique 50%: 108ml

Hypoclorite de calcium 15% : 36ml

Métabusulfite: 0.29g

Or : 0.45g

Résultats

lixiviation

temps observations

08:00 Debut de la réaction: ajout d’HCl 108ml et 20ml de Ca(ClO)2

09:00 Ajout de 10ml de Ca(ClO)2

10:00 Ajout du reste de Ca(ClO)2

12:00 Arrêt de la réaction

Le rendement d’attaque est environ de 99;99%

Précipitation

temps observations

14:00 Début de la réaction: ajout du métabusulfite

15:00 Apparition de première précipité

16:00 Augmantation de quantité de précipité

17:00 Précipité plus abondante

18:00 Arrêt de l’opération

Volume du liquide à précipité: 135ml

Poids du précipité: 0.387g

Rendement : 87,40%

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Mémoire de fin d’études Mines promotion 2006 XI

Essai n°3

Conditions opératoires

Réaction non chauffé

Durée: 09 heures ( lixiviation et précipitation)

Données exwperimentales

Acide chlorhydrique 50%: 200ml

Hypoclorite de calcium 15% : 60ml

Métabusulfite: 0.31g

Préconcentré: 1000g

Or à récuperer : 0.443g

Résultats

lixiviation

temps observations

07:00 Debut de la réaction: ajout d’HCl 200ml et 20ml de Ca(ClO)2

08:00 10ml de Ca(ClO)2

09:00 10ml Ca(ClO)2

10:00 10ml Ca(ClO)2

11:00 10ml Ca(ClO)2

12:00 Arrêt de la réaction

Résidu solide: 1001.3275

Résidus d’or: 0.7mg

Le rendement d’attaque est environ de 99;84%

Précipitation

temps observations

14:00 Début de la réaction: ajout du métabusulfite

14:10 Apparition de première précipité

15:30 Augmantation de quantité de précipité

16:30 Arrêt et récupération de précipité d’or

Volume du liquide à précipité: 250ml

Poids du précipité: 0.29g

Rendement : 87.5%

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Soloniaina Hanitra Sylvia Franckline

Mémoire de fin d’études Mines promotion 2006 XII

Annexe 8: Determination du titre en or

Mettre 100mg d’or sur un creuset en platine; soit m1 ce masse.

Attaquer le par 5m de HNO3

Poser sur une plaque chauffante et amener à siccité

Laver les parois à l’eau et remmetre sur la plaque chauffante jusqu’à sec

Laver et jeter l’eau

Calciner au four

Peser soit m2 cette masse

Les imputetés sont la difference de masse:

∆m = m 1- m2

Soit M: la masse d’or à traiter

Le pourcentage de l’or est:

%or = (M - ∆m) x 100 / M

Le titre de l’or est:

Titre = (18 carats x %Or) / 75%

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Mémoire de fin d’études Mines promotion 2006 XIII

Annexe 9: Analyse d l’or parméthode spectrophotométrique

Réactifs

Eau régale: mélange de un volume de HNO3 concentré avec trois volume de de HCl

concentré

Solution KCl 1% ( 1 g de KKCl dans 100ml d’eau distillée)

Mode opératoire

� Préparation de la solution mère:

� Dissoudre complètement 5mg d’or métallique dans un bécher contenant de

20ml d’eau régale.

� Verse dans fiole 1l

� Ramener la quantité à 1l avec de l’eau distillée.

� Courbe d’étalonnage

� Prélever à l’aide d’une pipette graduée et mettre dans des fioles référencées,

différents volumes de la solution mère: 0 - 1 – 2 - 4 - 6 – 7 - 8ml

correspondant réspectivement à 0 - 0,005 - 0,01 - 0,02 - 0,03 - 0,04mg d’or

� Ajouter dans chaque fiole 4ml de solution de KCl 1%

� Laisser évaporer sur une plaque chauffente

� Reprendre avec 100ml de HCl dilué

� Agiter pour avoir une solution limpide

� Mesurer au spectrophotométre réglé à λ= 464nm la densité optique de

solution d’or

� Tracer le courbe DO en fonction de la concentration

Analyses des echantillons

� Prélever 0,5g d’echantillonn pulverisé et le mettre dans un bécher

� Ajouter 10ml de HCl dilué

� Chauffer et filtrer sur un papier filtre

� Recueillir le résidu solide qui doit contenir l’or à doser

� Ajouter 3ml d’eau régale chaude

� Ajouter 1ml de KCl

� Faire évaporer la totalité de l’eau régale sur une plaque chauffante

� Laisser réfroidir

� Ajouter 20ml de HCl dilué

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Soloniaina Hanitra Sylvia Franckline

Mémoire de fin d’études Mines promotion 2006 XIV

� Mésusrer au spectrophotométre

� Determiner en utilisant la courbe d’étalonnage la masse d’or contenu dans

l’echantillon; soit M en mg

� Teneur en or= M x 100/500

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Mémoire de fin d’études Mines promotion 2006

� TABLES DE MATIÈRES

INTRODUCTION............................................................................................................ 1

PARTIE I: ETUDE BIBLIOGRAPHIQUE................................................................... 1

Chapitre I : GENERALITE SUR L’OR……………………………………………….3

I-1 Le Métal OR ................................................................................................................. 3

I-1-1 L’Or......................................................................................................................... 3

I-1-2 Titres Qualités et finesses ....................................................................................... 3

I-1-3 Les propriétés de l’or .............................................................................................. 4

I-1-3-1 Propriétés physiques et mécaniques ................................................................. 4

I-1-3-2 Propriétés chimiques......................................................................................... 5

I-1-3-3 Propriétés optiques ........................................................................................... 6

I-1-3-4 Propriétés thermiques ....................................................................................... 6

I-1-3-5 Propriétés électriques........................................................................................ 6

I-2 L’utilisation de l’or ....................................................................................................... 6

I-2-1 Thésaurisation dans les banques ............................................................................. 6

I-2-2 En électronique........................................................................................................ 6

I-2-3 Dentisterie ............................................................................................................... 7

I-2-4 L’Artistique ............................................................................................................. 8

I-3 Production et marché ] ................................................................................................... 9

Chapitre II : L’OR A MADAGASCAR……………………………………………...11

II-1 Introduction ............................................................................................................... 11

II-1-1 Historique............................................................................................................. 11

II-1-2 Statistique et production ...................................................................................... 11

II-2 Le gisement aurifère de Madagascar .......................................................................... 13

II-2-1 Les gisements primaires....................................................................................... 13

II-2-1-1 Les gisements primaires appartenant au domaine archéen ........................... 13

II 2-1-2 les gisements appartenants au domaine protérozoïque.................................. 14

II-2-1-3 Les gisements primaires liés à la tectonique Permo-triasique....................... 14

II-2-2 Les gisements secondaires ................................................................................... 14

II-2-2-1 les gisements éluvionnaires........................................................................... 15

II-2-2-2 Les gîtes alluvionnaires................................................................................. 15

II-3 Les principaux zones de ressources minières ............................................................. 17

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Mémoire de fin d’études Mines promotion 2006

II-3-1 Betsiaka................................................................................................................ 17

II-3-2 Tsaratanana .......................................................................................................... 17

II-3-3 Maevatanana ........................................................................................................ 17

II-3-4 Betsiriry................................................................................................................ 17

II-3-5 Itasy...................................................................................................................... 17

II-3-6 Axe Ambositra Antananarivo .............................................................................. 17

II-3-7 Vohilava-Ampasary ............................................................................................. 18

II-3-8 Beforona............................................................................................................... 18

Anciennes exploitations principales : Marovato, Grigri.......................................... 18

II-3-9 Andrarona ............................................................................................................ 18

II-3-10 Vavatenina ......................................................................................................... 18

Chapitre III : ETUDE D’ANDROFIA ANDRIAMENA ZONE DE PRELEVEMENT

DU PRECONCENTRE DU SLUICE………………………………………………...20

III-1 Contexte géographique.............................................................................................. 20

III-1-1 Localisation ........................................................................................................ 20

III-1-2 Morphologie ....................................................................................................... 20

III-2 Contexte géologique ................................................................................................. 20

III-3 Modes de gisement ................................................................................................... 21

Chapitre IV : LES DIFFERENTES TECHNIQUES DE TRAITEMENTS………….22

IV-1 Bases du traitement des minerais d’or ...................................................................... 22

IV-2 Critères de choix de traitements adoptés................................................................... 22

IV-2-1 Le gisements....................................................................................................... 22

IV-2-2 La minéralogie.................................................................................................... 23

IV-2-3 Nature de la gangue............................................................................................ 23

IV-2-4 Réponse du minerais sur l’essai aux laboratoires...............................................23

IV-2-5 Conditions locales .............................................................................................. 23

IV-2-6 Conditions économiques .................................................................................... 24

IV-3 Traitements gravimétriques....................................................................................... 24

IV-3-1 La batée .............................................................................................................. 24

IV-3-1-1 Présentation.................................................................................................. 24

IV-3-1-2 Utilisation technique.................................................................................... 25

IV-3-2 Le sluice] ............................................................................................................ 25

IV-3-2-1 Présentation.................................................................................................. 25

IV-3-2-2 Action .......................................................................................................... 26

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Mémoire de fin d’études Mines promotion 2006

IV-3-2-3 Avantages de l’utilisation du sluice............................................................. 26

IV-3-2-4 Désavantages ............................................................................................... 27

IV-3-3 Le jig ou bacs à piston ....................................................................................... 27

IV-3-3-1 Principe ........................................................................................................ 27

IV-3-3-2 Les jigs à grille mobile ................................................................................ 28

IV-3-3-4 Jig à grille fixe et à eau pulsée..................................................................... 28

IV-3-4 Les tables à secousses......................................................................................... 28

IV-3-4-1 Principe de fonctionnement ......................................................................... 28

IV-3-4-2 Description................................................................................................... 29

IV-3-4-3 Avantages .................................................................................................... 29

IV-3-4-4 Désavantages ............................................................................................... 29

IV- 4 traitements chimiques .............................................................................................. 30

IV-4-1 L’amalgamation ................................................................................................. 30

IV-4-2 La cyanuration ................................................................................................... 31

IV-4-2-1 Conditions générales de la cyanuration .......................................................31

IV-4-2-2 Principe et processus.................................................................................... 32

IV-4-2-3 Les limites de la cyanuration ....................................................................... 32

III-4-3 La flottation ....................................................................................................... 33

IV-4-3-1 Présentation.................................................................................................. 33

IV-4-3-2 Procédé de concentration............................................................................. 33

IV-4-3-3 Procédé complémentaire de récupération.................................................... 33

IV-4-3-4 Procédé d’élimination sélective................................................................... 33

IV-4-3-5 Flottation sélective....................................................................................... 34

IV-4-3-5 Dépression (carbone) ................................................................................... 34

IV-4-3-6 Flottation de l’Or libre ................................................................................. 34

IV-4-3-7 Avantages .................................................................................................... 35

IV-4-3-8 Inconvénients............................................................................................... 35

PARIE II: TRAITEMENT HYDROMETALLURGIQUE…………………………..37

Chapitre I : LE TRAITEMENT

HYDROMETALLURGIE……..……………………37

I-1 Introduction ................................................................................................................. 37

I-1-1 Définition .............................................................................................................. 37

I-1-2 Historique .............................................................................................................. 37

I-2 Les étapes de procédure pour le traitement de l’or ..................................................... 37

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Mémoire de fin d’études Mines promotion 2006 II

I-2-1 La mise en solution du minerai ............................................................................. 37

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Mémoire de fin d’études Mines promotion 2006

I-2-2 La purification et la concentration des solutions à traiter .....................................38

I-2-3 La transformation à l’état métallique .................................................................... 38

I-3-4 Avantages .............................................................................................................. 38

Chapitre II ESSAIS

EXPERIMENTAUX………………………..……………………41

II-1 le minerai à traiter....................................................................................................... 41

I-2 Matériels et réactifs...................................................................................................... 41

II-2-1 Matériels utilisés .................................................................................................. 41

II-2-2 réactifs.................................................................................................................. 41

III-3 les essais .................................................................................................................... 42

II-3-1 Essai sur la lixiviation.......................................................................................... 42

III-3-1-1 Protocole opératoire ..................................................................................... 42

III-3-1-2 Résultat ........................................................................................................ 42

II-3-1-3 Interprétation de résultat............................................................................... 42

II-3-2 Filtration............................................................................................................... 43

II-3-3 Précipitation ......................................................................................................... 43

II-3-3-1Réaction avec chauffage................................................................................ 43

b) Résultat ................................................................................................................... 43

II-3-3-21Réaction sans chauffage .............................................................................. 44

a) Mode opératoire...................................................................................................... 44

b) Résultat ................................................................................................................... 44

II-2-4-4 Commentaires................................................................................................ 44

Chapitre III : CONCEPTION ET REALISATION DE L’APPAREIL DE

TRAITEMENT HYDROMETALLURGIQUE ARTISANAL………………………46

III-1 Hypothèse de conception .......................................................................................... 46

Le dimensionnement de l’appareil se base sur les hypothèses suivantes : ....................... 46

III-2 Principe générale ....................................................................................................... 46

III-3 Les matériaux de fabrication ..................................................................................... 46

III-4 description et fonctionnement de l’appareil .............................................................. 47

III-4-1 Réacteur mélangeur pour lixiviation .................................................................. 47

I-4-1-1 le corps de réacteur ......................................................................................... 47

I-4-1- 2 Le support et l’agitateur................................................................................. 48

I-3-1-3 Unité de soutirage du gaz ............................................................................... 48

I-4-2 Dispositif de filtration ........................................................................................... 49

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Mémoire de fin d’études Mines promotion 2006 II

I-4-3 Réacteur mélangeur pour précipitation ................................................................. 50

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Mémoire de fin d’études Mines promotion 2006

III-5 dessins technique....................................................................................................... 50

III- 6 Coût de fabrication ................................................................................................... 54

III-7 Caractéristique de l’appareil...................................................................................... 56

III-7-1Manipulation de l’appareil................................................................................... 56

III-7-1-1 1Réacteurs pour lixiviation et précipitation .................................................... 56

III-7- 3 Points forts et points faibles de l’appareil............................................................. 56

III-7-3-1 1Points forts ................................................................................................. 56

III-7-3-2 Points faibles................................................................................................ 56

III-8 Amélioration de l’appareil ........................................................................................ 57

III-8-1 Les réacteurs mélangeurs.................................................................................... 57

III-8-2 L’unité de soutirage de gaz................................................................................. 57

III-8-3 Le filtre ............................................................................................................... 57

Chapitre IV ESSAI DE LAPPAREIL SUR LE TRAITEMENT

HYDROMETALLURGIQUE………………………………………………………..58

IV-1 timing des essais à réaliser ........................................................................................ 58

IV -2 Les essais.................................................................................................................. 58

IV-2-1 Essai sur la lixiviation ....................................................................................... 58

IV-2-1-1 Mode opératoire........................................................................................... 58

IV23-1-2 Résultat........................................................................................................ 59

IV-2-1-3 Interprétation de résultat .............................................................................. 59

IV-2-2 Essai sur la filtration........................................................................................... 59

IV-2-2-1 Séparation par filtration ............................................................................... 59

IV-2-2-2 Lavage.......................................................................................................... 59

IV-2-2-3 Résultat ........................................................................................................ 59

IV-2-2-4 Interprétation................................................................................................ 60

IV-2-3 Essai sur la précipitation..................................................................................... 60

IV-2-3-1 Protocole opératoire..................................................................................... 60

IV-2-3-2 Résultat ........................................................................................................ 60

IV-2-3- 3 Interprétations de résultat ........................................................................... 60

IV-3 Les analyses .............................................................................................................. 62

IV-3-1 Analyses du précipité d’or.................................................................................. 62

IV-3-2 Analyses des résidus........................................................................................... 62

IV-4 Traitement des effluents............................................................................................ 62

IV-4-1 Les effluents gazeux........................................................................................... 62

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Soloniaina Hanitra Sylvia Franckline

Mémoire de fin d’études Mines promotion 2006

IV-4-1-1 Présentation du gaz ...................................................................................... 62

IV-4-1-2 Mesure d’atténuation ................................................................................... 62

IV-4-2 Les effluents liquides.......................................................................................... 63

IV-4-2-1 Présentation.................................................................................................. 63

IV-4-2-2 Mesures d’atténuation.................................................................................. 63

IV-4-3 Les effluents solides ........................................................................................... 63

IV-4-3-1 Présentation.................................................................................................. 63

IV-4-3-2 Mesures d’atténuation.................................................................................. 63

CONCLUSION GÉNÉRALE .......................................................................................... 65

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Mémoire de fin d’études Mines promotion 2006 2

Titre : Conception et réalisation d’une unité pilote de traitement hydrométallurgie

appliqué au traitement de préconcentré du sluice

Méthode artisanale

RESUME

Notre travail consiste à réaliser un appareil pilote pratique, facile à utiliser pour faire le

traitement hydrométallurgique.

Ainsi notre objectif est de trouver des moyens pour pouvoir augmenter le rendement du

traitement de l’or à Madagascar. Par conséquent notre ambition est d’apporter notre part pour le

développement du secteur minier à Madagascar

Nous avons trouvé que la technique de traitement hydrométallurgique est une méthode

performante, simple, et qui peut mêle respecter le norme environnementale. Notre expérience a fait

sortir un taux de récupération de 87.40% d’or de premier titre. Cette valeur est largement supérieure à

celle de la méthode classique telle que la batée qui ne récupère que 20à50% de l’or

.

ABSTRACT

Our work consists in producing a pilot apparatus practise, easy to use to make the

hydrometallurgic treatment.

Thus our objective is to find means to able to increase the output of treatment of gold.

Consequently our ambition is to bring our share for development of the mining sector to Madagascar.

We found that it technical of hydro metallurgic treatment a method powerful, simple, and who

can even respect the environmental standard. Our experiment made leave a rate recovery of 87, 40%

of gold first. This value is largely higher co pared to traditional method such as the jamb which

recovers only 20 to 50% of gold.

Mots clés : Or, Preconcentré du sluice, traitement, hydrométallurgie.

Nombre de pages : 65

Nombre de tableaux : 2

Nombre de figures : 8

Nombre de photos : 9

Nombre de cartes : 2

Nombre d’annexes : 9

ENCADREUR : Professeur RANDRIANJA Roger

SOLONIAINA Hanitra Sylvia Franckline

Tel : 0330867339

E-mail : [email protected]