UNIVERSITE DE NANCY 1
U.F.R.
G.F.D.
SCIENCES ET TECHNIQUES DE LA
SCIENCES DE LA TERRE
MATIERE ET DES PROCEDES
THESE
·CONSEil ÂF;~IN·rr MALGACHE 1
. POU~ l'EN5EfGNEMENT SUPERiEUR'
présentée à
rc. ~.:-. f..,t 1J\\,9~~OUGOU .
l'Université de Nancy 1
;~:~:;;:tr~'~~;.~:::U:O:i~ i:il.
_..
.._.\\._~ .'_~"~ ....~:..-_..--~.JIIitt;.._.~._~__
"":"
pour l'obtention du grade de
(Spécialité Géosciences)
par
Moussa SYLLA
(Ingénieur Géologue I.S.T. - Dakar)
LE MINERAI SULFURE AURIFERE DE SABODALA
(SENEGAL ORIENTAL):
MINERALOGIE ET TRAITEMENTS PAR VOIES
PHYSIQUE ET CHIMIQUE
soutenue publiquement le 07 Janvier 1992
devant la Commission d'Examen composée de :
MM.
1. BESSlERE, Université de Nancy 1
Président
Ph. MARION, E.N.S.G .. LN.P.L., Nancy
Rapporteur
O. DIA, Université de Dakar
Rapporteur
P. BLAZY, E.N.S.G., LN.P.L., Nancy
Exami nate ur
1. LJBAUDE, B.R.G.M., Orléans
Examinateur
A. FUGANTI, Université de Trente (Italie)
Invité
B. DIENE, D.E.M.G.- S.M.S .. Dakar
Invité

---

Le minerai d'or de Sabodala (Sénégal oriental) est constitué par une roche volcanique
acide recoupée par un stockwerk silico-carbonaté et sulfuré.
La minéralisation est essentiellement constituée de sulfures disséminés dans la roche
et dans le stockwerk, avec prédominance de la pyrite (98%), les minéraux du cuivre, de
l'arsenic, du zinc et du plomb représentant moins de 2 % de la phase sulfurée. L'or est associé
à la pyrite.
Le minerai peut être concentré de manière reproductible par flottation aux xanthates
de la pyrite et de l'or, après broyage à un d80 de l'ordre de 100 um, On obtient ainsi des
récupérations-or supérieures à 90 % dans des concentrés titrant plus de 200 g Ault.
L'étude par spectroscopie Mëssbauer montre que l'or est dans sa quasi totalité à l'état
métallique donc potentiellement récupérable par lixiviation conventionnelle. Cette étude
montre par ailleurs que l'or titre 6 à 7 % d'argent, valeurs qui sont confirmées par l'analyse à
la microsonde électronique.
L'or métallique est exprimé sous deux modes principaux: "inclus", représentant
environ 30 % en masse et "fissural" (plus facilement lixiviable), représentant 70 % en masse;
cet or est dans l'ensemble très fin (80% des grains sont de taille inférieure à 10 um). Des
rendements de dissolution maxima de l'ordre de 93 à 97 % peuvent être escomptés malgré la
finesse de l'or.
La cyanuration des concentrés peut être menée avec succès avec des doses de cyanure
de l'ordre de 5kg/tonne de concentré et des doses de chaux de 1 à 2 kg/t dans les conditions
standard classiques (concentration solide de 40%, 12 h de préaération, pH de lixiviation =
10,5); dans ces conditions, des rendements de dissolution de l'ordre de 90 % peuvent être
obtenus après 48 h de réaction.
La lixiviation des concentrés à la thiourée autorise des rendements de dissolution
comparables à ceux obtenus en cyanuration avec une cinétique 12 fois plus rapide, à dose
comparable de complexant. Dans des conditions standard à 5 g thiourée/l (soit 15 kg/t dans
nos conditions d'essai: solide/liquide = 1/3), 1,5 g Fe2(S04)3/l (4,5 kg/t), à pH voisin de 1
(H2S04 0,35 N soit 53 kg/t), plus de 95 % de l'or est extrait après 2 h de lixiviation.
**********************************************
Mots-clés: Sabodala-minéralogie-or-pyrite-sulfure
flottation-lixiviation-cyanure-thiourée

---

AVANf - PROPOS
Vous me permettrez avant de présenter ce mémoire, de remercier tous ceux qui,
tout au long de ces quatre années de préparation, m'ont aidé, soutenu et conseillé,
facilitant ainsi la réalisation de ce travail.
En premier lieu, je remercie très sincèrement Monsieur le Professeur J.
BESSIERE de m'avoir d'abord accueilli dans son laboratoire et à présent d'avoir bien
voulu accepter de juger ce travail en présidant le jury.
Ensuite, j'exprime ma profonde gratitude au Professeur P. BLAZY pour avoir
dirigé avec talent ce travail. Il a toujours su me conseiller avec générosité. Je le
remercie sincèrement pour son soutien et pour avoir accepté de juger ce travail.
Ce travail a été supervisé en grande partie par Monsieur Ph. MARION, Maître
de Conférence à l'E.N.S.G.. Il n'a pas ménagé son temps, même lors de périodes
particulièrement difficiles, pour soutenir et critiquer ce mémoire; je lui suis
reconnaissant de m'avoir accueilli dans son laboratoire et de m'avoir beaucoup aidé; je
le remercie d'avoir bien voulu siéger dans ce jury.
Le Professeur O. DIA, Directeur de l'Institut des Sciences de la Terre (LS.T.) de
Dakar a été l'artisan du montage administratif qui m' a permis de réaliser cette thèse; il
m'a inlassablement soutenu et conseillé; je lui témoigne ma profonde gratitude et le
remercie d'être venu juger ce travail. J'associe à ces remerciements tout le corps
enseignant et le personnel technique de l'LS.T., en particulier MM. A. DIA et P.M.
NGOM, pour leur soutien et leurs conseils.
La réalisation de ce mémoire a nécessité des soutiens et des accueils dans
différents laboratoires ou structures.
Je remercie particulièrement le Ministère Français de la Coopération pour
m'avoir accordé une bourse d'études et d'avoir financé les "recherches réalisées en
France.
Le Bureau de Recherches Géologiques et Minières (B.R.G.M.), qui a été à
l'origine du sujet de thèse, m'a facilité l'accès aux stocks de minerai et m'a accueilli
durant la phase de préparation physique des minerais; je tiens particulièrement à
exprimer ma reconnaissance à Monsieur J. LIB AUDE, Docteur-Ingénieur, chef du
Service Lixiviation, qui m'a encadré durant cette étape et qui, malgré ses responsabilités
industrielles, a tenu à suivre l'évolution de ce travail; je le remercie vivement d'avoir
accepté de juger cette thèse.

---

Melle F. A YE. Directrice-adjointe des Opérations Minières Afrique-Madagascar
et Monsieur G. MAURIN, Chef de la mission B.R.G.M. - Sabodala 1991-92, ont
apporté une critique constructive à ce mémoire: je les en remercie très sincèrement.
Monsieur B. DIENE, Directeur de l'Energie. des Mines et de la Géologie du
Sénégal et co-responsable de la Société Minière de Sabodala (S.M.S.) m'a beaucoup
aidé pour l'accès à la documentation et surtout pour l'accès aux échantillons; je le
remercie vivement pour ce soutien.
Pratiquement. tout le travail concernant la lixiviation à la thiourée s'est déroulé
à Trente en Italie, dans le laboratoire "Matières Premières" du Professeur A.
FUGANTI: le concours opérationnel et analytique de ce laboratoire a été décisif. Je
remercie très sincèrement Monsieur le Professeur FUGANTI pour ce soutien et pour
avoir accepté de participer à ce jury: j'associe à ces remerciements les membres de son
équipe, en particulier le Professeur associé D. COLOMBO pour sa collaboration, Dr. F.
BAZZANELLA, chercheur et Mr A. DICORRADO, technicien, pour s'être acquittés
avec abnégation du suivi analytique des essais.
Je remercie par ailleurs les Professeurs F.E.WAGNER de l'Université de
Münich et G. MÜCKE de l'Université de Gôttingen en R.F.A. pour l'aide apportée par
leurs laboratoires respectivement lors de l'étude du statut chimique de l'or et lors de la
caractérisation de la phase sulfurée du minerai.
Ma gratitude va également au Professeur G. ROCCI de l'Université de Nancy l
qui m'a soutenu matériellement et aidé dans la recherche bibliographique.
A toutes les étapes de ce travail, j'ai bénéficié de l'aide fort appréciable de
chercheurs de l'E.N.S.G. et du C.N.R.S. à qui je tiens à dire Merci; je remercie Mme
M.C. ROUILLIER pour en particulier l'aide apportée lors des dosages du cyanure libre.
les chimistes de l'E.!\\' .S.G. ainsi que ceux du Service Central d'Analyse du C.N.R.S. à
Vemaison. Je remercie du fond du cœur MM. M. FALL, M. KONGOLO. P. PA YE, ~1.
MONROY, C. MUSTIN, E. ALLAIN. M. JONAN et M. MENA D, pour leur soutien
actif dans la mise en forme de ce mémoire.
!'-10n séjour à Nancy a été très agréable grâce à l'accueil très chaleureux de la
communauté sénégalaise y résidant, que je remercie beaucoup. En particulier. j'adresse
mes plus vifs remerciements à l'adorable famille SAKHO chez qui je me suis toujours
senti comme chez moi au Sénégal.
Enfin, permettez-moi d'avoir quelques mots pour mes parents. frères. sœurs
alliés et amis. à qui je dois toutes les ressources morales qui m'ont permis de mener à
bien ce travail: c'est à vous que je dédie ce mémoire ...

---

TABLE DES MATIERES
INTRODUCTI()N
1
1· PREMIERE PARTIE: CADRE DE L'ETUDE
3
1.1
PRESENTATION
DU
GISEMENT
.4
1.1
1 CADRE GEOGRAPHIQUE
.4
1.1.1
SITUATION
4
1.1.2 VOIES D'ACCES
4
1.1.3 CLIMAT ET VEGETATION
5
1.1.4 CONTEXTE SOCIO-ECONOMIQUE
7
1.1.4.1 Données juridiques
7
1.1.4.2 Economie et Démographie
7
1.1.4.3 Ressources en eau
8
1.1.4.4 Source
d'énergie
9
1.1.2
CADRE
GEOLOGIQUE
10
1.2.1 CONTEXTE GEOLOGIQUE REGIONAL.
10
1.2.2 GEOLOGIE DU GISEMENT
13
1.2.2.1 Coupe de la tranchée T 77
13
1.2.2.2 Coupe de la tranchée TIl 1..
15
1.2.2.3 Coupe de la tranchée T 112
15
1.2.3 TECTON IQUE
19
1.2.4 MINERALIS ATION S
20
1.2.4.1 Etude
pétrographique
20
1.2.4.2 Faciès
minéralisés
21
1.2.4.3 Paragenèse et localisation de 1'0r
23

---

1.2.5 ESSAI D'INTERPRETAnON ~IETALLOGENIQUE
29
] .2.5.] Tvpologie
analogiWue
29
1.2.5.2 Typolo!!ie
dynamique
30
1.2.5.3 Conclusion
33
1.2 RESERVES DU GISEMENT ET VALORISATION DES MINERAIS:
ETAT
DES
CONl'IAISSANCES
34
1.2.1
RESERVES
DE
MINERAIS
34
1.2.2
ETUDES
DE VALORISATION
36
2.2.1 RAPPEL DES TRAVAUX ANTERIEURS
36
2.2.1.1 Minerai oxydé
37
2.2.1.2 '\\1inerai
sulfuré
38
2.2.2 DEVELOPPEMENT DE SABODALA
.41
1.3 BUTS
DE LA PRESENTE ETUDE.
.43
1.3.1
MINERALOGIE
APPLIQUEE
43
1.3.2 ETUDE DE LA LIXIVIATION DE L'OR EN MILIEU CYANURE
ALCALIN
44
1.3.3 ETUDE DE LA LIXIVIATION DE L'OR PAR UN COMPLEXANT
ALTERNATIF:
LA THIOUREE
45
II· DEUXIEME PARTIE: TRA VAUX
PREPARATOIRES
46
11.1
ECHANTILLONNAGE
.47
Il.1.1
ORIGINE DES
ECHANTILLONS
47
11.1.2 CONSTITUTION
DE LOTS
4R
11.1.3
REPRESENTATIVITE
49
1.3.1 ECHANTILLONS
INIT1AUX
49
1.3.2 LOTS CONSTITUES
.+Y
11.2 PREPARATION ET FLOTTATION DES LOTS
) 1
11.2.1
PREPARATION MECANIQUE
51
11.2.2
FLOTTATION DES
LOTS
55

---

2.2.1
METHODOLOGIE
55
2.2 .2 RESULTATS ET COMMENTAIRES
56
2.2.2.1 Flottation de la première série
56
2.2.2.2 Flottation de la deuxième série
62
IL3 CONSTITUTION
D'ECHANTILLONS D'ETUDE
64
11.3.1 ECHANTILLONS POUR HYDROMETALLURGIE
64
3.1.I.LIGNEE
1.
64
3.1.1.1 Concentrés différenciés
64
3.1.1.2 Concentrés composites
64
3.1.2 LIGNEE 2
65
3.1.2.1 Concentrés différenciés
65
3.1.2.2 Concentrés composites
65
II.3.2 ECHANTILLONS POUR MINERALOGIE
65
3.2.1 SECTIONS
POLIES
65
3.2.2 LAMES
MINCES
66
3.2.3 ECHANTILLONS EN POUDRE
66
111- TROISIEME PARTIE: CONDUITE DE L'ETUDE, RESULTATS
ET
DISCUSSIONS
67
111.1
MINERALOGIE
APPLIQUEE
68
111.1.1 CARACTERISATION CHIMICO-MINERALOGIQUE
DES MINERAIS ET CONCENTRES
68
1.1.1 ANALYSE SEMI-QUANTlTATIVE AU SPECTROMETRE D'EMISSION A
ARC
CONTINU
68
1.1.1.1
But
68
1.1.1.2 Résultats et discussion
68
1.1.2 ANALYSE CHIMIQUE QUANTITATIVE
72
1.1.2.1
\\1éthodes et buts
72

---

1.1.2.2 Résultats et discussions
74
1.1.3 CALCUL DE LA COMPOSITION MINERALOGIQUE EN
SULFURES
74
1.1.3.1 But et méthodologie
74
1.1.3.2 Principe
75
1.1.3.3 Résultats et discussions
77
1.1.3.4 Conclusion
80
1.1.4 ANALYSE EN COMPOSANTES PRINCIPALES (ACPL
R1
1.1.4.1
Rappels sur l'ACP
81
1.1.4.2 Résultats et discussions
82
1.1.4.3 Conclusion
90
1.1.5 CARACTERISATION
DE LA PHASE SULFUREE
91
1.1.5.1 But et méthode
91
1.1.5.2 Seuils de détection
91
1.1.5.3 Résultats et discussions
91
111.1.2
CARACTERISATION DE L'OR
93
1.2.1 SPECTROSCOPIE MOSSBAUER DE L'OR
93
1.2.1.1 Principe de la spectroscopie Mossbauer :
1·
.
à
I'
197 A
93
app IcatIon a
Isotope -----!!
.
1.2.1.2 Exemples
d'application
94
1.2.1.3 Résultats et discussions
97
1.2.2 ANALYSE DE L'OR A LA MICROSONDE ELECTRONIQUE
99
1.2.3 STATISTIQUE SUR LA TAILLE ET LA FORME DE L'OR
IOO
1.2.3.1 Distribution statistique de la taille de 1'01'
100
1.2.3.2 Caractérisation morpholo!!ique de 1'01'..
106
1.2.3.3 Evaluation de la proportion d'or récupérable
11 ]

---

111.1.3 CARACTERISATION DE L'ARGENT.
112
1.3.1 METHODOLOGIE
112
1.3.2 RESULTATS ET DiSCUSSIONS
112
1.3.2.1 Analyse à la microsonde électronique
112
1.3.2.2 Microscopie électronique à balayage
113
111.1.4
CONCLUSION
116
111.2 TRAITEMENTS
HYDROMETALLURGIQUES
123
111.2.1
GENERALITES
123
2.1.1 HISTORIQUE
123
2.1.2 MECANISMES
REACTIONNELS
124
2.1.2.1 Cyanuration
124
a - Réactions de dissolution de l'or..
124
b - Contrôle réactionnel..
127
c - Influence des caractéristiques du minerai
128
d - Conditions et paramètres opératoires d'une
cyanuration
130
2.1.2.2 Thiouréation
131
a - Réactions de dissolution de 1'0L
131
b - Contrôles de la dissolution de 1'01'.
133
c - Rendements de dissolution
134
d - Paramètres opératoires.................
134
111.2.2 COMPTE RENDU ET RESULTATS D'ETUDES
135
2.2.1 LIXIVIATION DES CONCENTRES PAR VOIE "CY ANURE"
135
2.2.1.1 Protocole expérimental.
135
2.2.1.2 Résultats et commentaires
137
a - Essais d'optimisation
137
a.1 - Influence de la concentration initiale en cyanure
138
a.2 - Influence du pH
138
a.3 - Influence de la concentration solide
138
a.4 - Influence de la durée de préaération
140
a.5
- Conclusion
142

---

b - Cinétiques d'extraction
143
b.l - Composites "tels quels"
143
b.2 - Les produits broyés: influence
de la aranulornétrie
143
b.3 - Influe~ce de la nature du produit..
145
c - Essais de flexibilité
145
d _ Lixiviation à très forte dose de cyanure
146
e - Evolution du taux de cyanure libre final..
146
f - Consommation de chaux
149
g - Paramètres électrochimiques
149
g.l
-
le
pH
149
g.2 - le potentiel électrochimique (Eh)
15ü
2.2.1.3 - Conclusion
151
2.2.2 LIXIVIATION DES CO~CENTRES PAR VOlE "THIOUREE"
152
2.2.2.1 Protocole expérimental.
152
2.2.2.2 Résultats et discussions
154
a - Lixiviation non régulée des concentrés
154
a.1 - Essais d'optimisation
154
a.2 - Cinétiques d'extraction
159
a.3 - Essais de flexibilité
16übis
a.4 - Influence de la nature du produit..
16übis
a.5 - Variation des paramètres électrochimiques
(pH
et
Eh)
162
b - Lixiviation des concentrés avec régulation du pH
et
du potentiel électrochimique
167
b.1 - Conditions expérimentales
167
b.2 - Résultats et discussions
170
c
-
Conclusion
170
I1LJ
CONCLUSION
171
CONCLUSION
GENERALE
.
.
173
BIBLIOGRAPHIE
THEMATIQUE
175
LISTE
DES
FIGURES
181
LISTE
DES
PLANCHES
183
LISTE
DES
TABLEAUX
184
ANNEXES
185

---

- 1 -
INTRODUCTION
Par la place de choix qu'il occupe dans la mythologie, l'histoire et surtout dans
l'économie, l'or suscite encore de nos jours un grand interêt à l'échelle planétaire. Pour
cette raison, c'est l'un des métaux qui ont bénéficié du plus grand effort de recherche et
de développement au cours de ce siècle. Il est recherché jusqu'à des profondeurs de plus
de 4000 m et les procédés d'extraction ont subi une formidable évolution marquée par
une adaptation à des minerais de plus en plus pauvres et difficiles.
L'Ouest africain, qui eut des siècles durant de grands centres de production d'or
autour desquels se bâtirent de grandes civilisations (Empire du Ghana, 8-12e siècle,
Empire du Mali, 12-15e siècle), connaît depuis une décennie un regain de l'activité
aurifère qui ne doit son ralentissement actuel qu'à la dépression du cours de l'or amorcée
depuis le milieu des années 80, accompagnée de la chute du cours du dollar. En
particulier, seuls les gisements riches ou de grande taille et/ou à faible taux de
découverture ou de traitement facile ont connu un développement (Kalana et Syama au
Mali, Poura au Burkina Faso, Ity en Côte d'Ivoire etc...).
Le gisement de Sabodala, situé au Sénégal oriental dans un contexte géologique
assez proche de celui des gisements précités, a été découvert depuis le début des années
70 puis reconnu de manière intensive, par sondages, de 1975 à 1983. Ces derniers
travaux, réalisés par le B.R.G.M., ont montré qu'il s'agit d'un minerai à faible teneur,
essentiellement sulfuré, reconnu jusqu'à 150 m de profondeur. Cependant les réserves
estimées sont relativement modestes et la nature plutôt sulfurée du minerai rend le
développement du gisement tributaire de la mise en place d'un procédé de traitement
adapté, de coût compatible à une rentabilité d'ensemble.
C'est dans cet esprit que des études de traitement ont été menées durant la
décennie écoulée, principalement par le B.R.G.M.; elles ont donné des résultats
satisfaisants en ce qui concerne le traitement du minerai oxydé, qui pourrait être traité
avec succès par lixiviation en tas après fragmentation.
Pour le minerai sulfuré, la préconcentration par flottation aux xanthates de l'or et
des sulfures associés donne les meilleurs résultats. Ensuite, différentes voies de
traitement ont été élaborées sans pour autant être toujours accueillies avec enthousiasme:
exportation directe de concentrés de flottation, fusion des concentrés, cyanuration directe
ou en tas.

---

- 2 -
La voie "cyanuration des concentrés de flottation", bien que envisagée, a été très
peu explorée. C'est pour cette raison qu'elle m'a été suggérée comme axe de recherche
par le B.R.G.M.. En effet, sa mise au point à l'échelle "laboratoire" puis à plus grande
échelle est devenue d'une nécessité impérieuse dans la perspective d'une exploitation du
gisement
Une voie alternative à la cyanuration, la lixiviation à la thiourée, a été testée dans
cette étude; cette voie, connue pour ses hauts rendements de dissolution et sa cinétique
très rapide, n'a connu semble-t-il pour l'heure qu'une seule application industrielle, en
Australie, pour des raisons essentiellement liées à sa complexité et dans une moindre
mesure à son coût.
Cette étude de la lixiviation par différents complexants est précédée d'une étude
minéralogique réalisée dans un but appliqué. En effet, la connaissance et si possible
l'évaluation quantitative des espèces minérales présentes, surtout celles qui sont
susceptibles de jouer un rôle dans les processus chimiques de lixiviation, est d'un interêt
capital pour une bonne maîtrise des procédés. C'est ainsi que certains sulfures
métalliques (en particulier, la chalcopyrite, la covellite, la pyrrhotite, la sphalérite) sont
connus pour leur action cyanicide (consommateurs de cyanure) à laquelle s'ajoute parfois
une surconsommation d'oxygène, toutes actions entrant en compétition avec la
dissolution de l'or et générant des surcoûts. L'influence de ces sulfures est beaucoup plus
limitée en voie "thiourée".
La caractérisation chimico-minéralogique du minerai est suivie de l'étude de l'état
chimique de liaison de l'or puis d'une analyse statistique dimensionnelle et
morphologique de l'or "visible" afin de pouvoir prévoir la maille de broyage "optimale" et
les rendements d'extraction maxima.
Cette étude de fond est précédée d'une première partie dans laquelle nous
fournissons les données géographiques et géologiques permettant de préciser le cadre de
l'étude.
Enfin, toujours dans cette première partie, nous exposons, avant de redéfinir plus
en détailles buts de notre étude, l'état des connaissances sur le gisement tant au plan des
réserves que de celui de l'aptitude des minerais aux traitements classiques.

---

- 3 -
1. PREMIERE PARTIE: CADRE DE L'ETUDE

---

- 4 -
1 . 1 : PRESENTATION DU GISEMENT
1 .1 .1 CADRE GEOGRAPHIQUE
1.1.1 SITUATION
Le gisement d'or de Sabodala est situé à environ 600 km à vol d'oiseau de
Dakar, dans la Région administrative de Tambacounda (ex-Sénégal oriental),
Département de Kédougou (fig. n01).
Le permis de recherches de Sabodala s'étend sur une superficie de 162 km2 et
se situe dans le grand permis de recherches de Mako.
Le gisement proprement dit correspond grosso modo à une colline culminant à
240 m, de 40 m de hauteur de commandement, située à 2,5 km au Nord du village de
Sabodala; il couvre une aire de 300 m x 200 m. Les coordonnées de son centre sont:
- 13° Il' 05" de latitude Nord,
- 12° 06' 45" de longitude Ouest.
1.1.2 VOIES D'ACCES
Il existe plusieurs possibilités pour joindre Sabodala à partir de Dakar :
Par route :
On accède à Sabodala par la route nationale Dakar - Kaolack - Tambacounda
(500 km de route asphaltée) puis par l'un des parcours suivants:
-Tambacounda - Bransan (190 km de bonne piste), Bransan - Sabodala via Falombo
(12 km d'assez bonne piste).
-Tambacounda - Dialakoto (60 km de route asphaltée), Dialakoto - Mako (115 km de
bonne piste), Mako - Sabodala (50 km de très mauvaise piste: 2 heures en véhicule
tout-terrain 4x4). Ce dernier tronçon, très peu fréquenté, est impraticable durant la
saison des pluies (fin Juin à fin Octobre).
- Tambacounda - Dialakoto - Mako, Mako - Kédougou (45 km de bonne piste),
Kédougou - Bembou (46 km de route asphaltée), Bembou - Kossanto (37 km de très

---

- 5-
bonne piste), Kossanto - Mamakono (12 km d'assez bonne piste), Mamakono -
Sabodala via Falombo (12 km d'assez bonne piste).
La route de contournement du parc du Niokolo Koba (au stade de projet) devant
relier Tambacounda à Kédougou, passerait à environ 4 km au Nord du gîte. Son
financement est théoriquement acquis et l'appel d'offres lancé par les pouvoirs publics
sénégalais.
Par avion:
Trois possibilités de liaison aérienne Dakar - Kédougou sont offertes:
-Vols réguliers Air Sénégal: deux fois par semaine (Mercredi et Samedi),
- Avion taxi : de coût très élevé,
- Liaison aérienne militaire: irrégulière et à accès réglementé.
De Kédougou on accède à Sabodala par voie routière via Mako ou via Kossanto.
Durant la campagne BRGM 1982, une piste d'attérissage de 1,2 km a été
aménagée à environ 300 m à l'Ouest du gisement; elle correspond à une dalle de
latérite, ce qui permettrait son utilisation même en saison des pluies.
Cette piste
pourrait être agrandie jusqu'à 1,8 km (Guillou ,1982), mais elle n' a pas été homologuée
à ce jour.
1.1.3 CLIMAT ET VEGETATION
Le climat de la région est de type sahélien à influence soudanienne, marqué par
une saison chaude et sèche et une saison des pluies s'étendant de Juin à Octobre.
La hauteur moyenne des précipitations annuelles sur les dix dernières années est
de 910 mm.
La végétation est constituée essentiellement de savanes arborées à bambous et
épineux, de pénétration facile.

---

- 6 -
S E N E G A L
..N
50
100
1'0
lQOIl..
!
1
ŒG
o
c
o Limitesdupermisderecherches
de Sabodala (162km2)
A"'"
A'.'h.~
............. -ë- ..,..-#-
,(
7-.,....
01-++..,.'<
GU 1NEE
o
~o
2.0
30
40
)
J
•
J
Figure nO 1 - Situation géographique du gisement de Sabodala

---

- 7 -
1.1.4 CONlEXIE SOCIO-ECONOMIQUE
1.1.4.1 Données juridiQues
Depuis 1975 le Gouvernement du Sénégal a accordé au BRGM le permis de
recherches Saboda1a - Kérékounda (fig. n°1) qui a été régulièrement prorogé tous les 4
ans. Le grand permis de Mako a été attribué en 1985 et renouvelé partiellement en
1991.
En Mai 1982, un protocole d'accord est signé entre le Gouvernement du Sénégal
et le RR.G.M. en vue de créer un syndicat. Ce dernier est effectivement constitué en
Juillet de la même année et prend la dénomination de Groupement de Développement
de Sabodala (Etat sénégalais 35 %, RR.G.M. 65 %). Le Groupement se fixe alors entre
autres objectifs la réalisation de la première approche économique du développement
du gisement.
En Juillet 1983, est créee la Société Minière de Sabodala (S.M.S.), associant le
Gouvernement du Sénégal (49,36%) et la S.E.R.E.M., une filiale à 100% du
RR.G.M. (50,64%).
1.1.4.2 Economie et DémoiID\\phie
La principale activité économique de la région du Sénégal oriental est la
monoculture cotonnière encouragée par le Gouvernement du Sénégal et encadrée par
une Société de développement de la filière coton (SO.DE.FI.TEX).
En seconde place vient la culture de l'arachide. Les cultures vivrières s'installent
essentiellement à la lisière des villages (mil, sorgho, maïs ...) ou sur les berges des
rivières pérennes telles que la Gambie, la Falémé et leurs affluents (riz, cultures
maraîchères...).
En marge de ces activités, et dans certaines zones prenant même le dessus, se
développe, surtout pendant la saîson sèche, l'orpaillage qui, ici, a un caractère artisanal
et traditionnel. C'est une activité qui procure des revenus complémentaires malgré son
caractère laborieux, aléatoire et parfois à haut risque (éboulements, blessures, etc ...).
Une activité semi--artisanale d'orpaillage commence néanmoins à s'organiser autour de
Groupements d'Intérêt Economique voire même de petites entreprises.

---

- 8 -
Occupant une place très marginale, vient enfin l'élevage (ovins, caprins et
accessoirement bovins); il est à caractère domestique sauf chez les Peulhs - éthnie
nomade, minoritaire dans la région - pour qui c'est l'activité principale.
La région du Sénégal oriental compte 380.000 habitants sur une superficie de
59600
km 2 (plus du quart de la superficie du Sénégal), soit une densité de 6,4
habitants/km-', la plus faible du pays. Cette population, qui représente moins de 6 % de
la population totale se compose d'une mosaïque d'éthnies dont la plupart se rattache au
grand groupe des Mandingues (Malinkés, Soninkés, Diakhankés). Ces éthnies sont
majoritairement de confession islamique, l'islamisation étant l'œuvre des envahisseurs
Peulhs.
Les Bassaris viennent complèter la mosaïque. Ce sont des montagnards qui ont
été réfractaires à l'islamisation et chez qui le christianisme fait une percée.
1.1.4.3 Ressources en eau
La seule rivière pérenne de la région est la Falémé située vers l'Est à 36 km de
Sabodala.
Un forage hydraulique a été réalisé durant la campagne BRGM 1982, à 250 m
du village de Sabodala. L'essai de débit réalisé sur cet ouvrage, pendant la période la
plus sèche, a donné un débit de 12 m3/j (Guillou,1982).
Par la suite, six autres forages ont été éxécutés lors de la campagne de Videau
(1983), dans un rayon de 0,8 à 3,6 km du gisement. L'un de ces forages a donné un
débit de 140 m3/j.
Depuis 1991, l'équipement de deux forages totalisant un débit journalier de 150
m3 et l'édification d'un château d'eau, permettent de couvrir les besoins en eau des
habitants de Sabodala qui jusqu'ici s'alimentaient en creusant des puits dans le lit des
marigots.
L'aquifère mis en évidence, à l'Ouest de Falombo, paraît, en première analyse,
en mesure d'alimenter la future usine de traitement des minerais sulfurés dont les
besoins en eau sont estimés à 500-600 m3/j. Cela écarterait les autres solutions
initialement envisagées et dont le coût serait vraisemblablement prohibitif, à savoir le
captage soit sur la Falémé (36 km à l'Est), soit sur la Gambie (66 km au Sud).

---

-9-
1.1.4.4 Source d'éneqpe
Les villes du Sénégal oriental sont alimentées par des centrales thermiques au
fuel, de moyenne capacité, ne produisant que de la "basse ou moyenne tension", la
région ayant une activité industrielle quasi nulle. Aucune ligne de transport électrique
ne relie ces villes au secteur de Sabodala.
Le problème de la source d'énergie reste donc entier pour la future exploitation
de Sabodala qui devra subvenir à ses besoins par les modalités les plus appropriées.
Une réflexion sur les possibilités d'approvisionnement en énergie nous est proposée par
Diagne (Service Equipement de Production/DGRF, SENELEC, 1991: voir annexe 1).

---

1.1.2 CADRE GEOLOGIQUE
1.2.1 CONTEXTE GEOLOGIQUE REGIONAL
Le gisement de Sabodala ainsi que les principaux gisements et indices
environnants (Kérékounda, Golouma. Maki-Madina. Kossanto etc ...) sont localisés dans
le complexe volcano-plutonique et volcano-sédimentaire de la série de Mako située au
NW de la boutonnière de Kédougou; cette série constitue avec celles situées
plus
à
l'Est (Dialé et Daléma), le Protérozoïque Inférieur (Birrimien) du Sénégal (fig.
n02) (Basset, 1966, 1969).
La lithologie et la géochimie des ensembles sont très proches de celles connues
dans les autres provinces précambriennes de l'Ouest africain (Côte d'Ivoire, Burkina
Faso, Ghana, Nigéria). Les formations de la série de Mako sont d'orientation générale
NNE (direction birrimienne).
KOIj et Efimov (1973) subdivisent la série de Mako en trois groupes qui sont du
plus ancien au plus réçent : le groupe de Kossanto auquel ils rattachent le secteur de
Sabodala, le groupe de Bérola et le groupe de Ouassa (fig. n03). Ces formations seraient
constituées de deux complexes: un complexe volcano-sédimentaire et sédimentaire
(tufs, grauwackes, schistes, argilites, calcaires) et un complexe volcano-plutonique
(rnétabasa ltes, métaandésites, métarhyolites, métagabbros et métadiorites). Les
différentes formations sont affectées d'un faible métamorphisme dans le degré schiste
vert et de manifestations hydrothermales plus ou moins poussées (Bassot, 1966 ; Ngorn.
1985).
Dans cet encaissant, se mettent en place:
- d.mx la série de Mako. de grandes masses de !2-ranitoïdes syn à tarditcctoniquex
définies par Bassot (1%6) comme étant le batholite de Banon - Kakadian
intrusif.
concordant c:l hien orienté NNE,
- le batholite xyntecionique de Saraya dans les séries du Dialé et de la Dalérna.
- dèS granites post
tectoniques formant de net itx massifs discordants bien
circonscrits rel le granite de Mamukono à j'Est du gisement de Sabodala.

---

- 11 -
LEGENDE
~
Wj
IS
~
c::I
en
~ Graft". Ilu N'o"ola lCo~ I~S fJ A,
:'..... lit Ségou-Mlo,ft, OC';"'I ,IO\\)O
AI
Œ:3
a~
e21
lZl
- - -
; ... 111'
EC"ELLE
. . .
S,
~ . .
.1....
1
jtYt
1)
o
0
0
0
0
a
0
0
0
o
0
Figure n° 2 - Esquisse géologique du Sénégal oriental (Bassot,1969)

---

- 12 -
....
lU
.!
'"
""
....
...
o
::>
...J
...
U
o
%
""
0
0
-
...
~
...J
..
:0
ID
..
0
o
..
0
... ~
:2
..
..
=
...
0
,..
::>
0
..
...J
CD
Co uve r t ure s
et
s i l l s
bas i ci e s
p r i nc i pa i e ne n t
ce
oas a i t e s
çr i s
f oric
e t
noirs,
gaJDros.
andésites
p l us
rares.
é
~es str~ctures amygdalaires 50nt typiaues.
..
Qoches
ef Fv s i ves
acides
(liparites -
oor cnyr-es ~Uèr::eux)
U1
::>
o
o
ct
o
Gr~s :uffacés, :u;~ gr~~-verdât;es iareS.
='
r.D
o
Co
..
1
a
c
,
f . c t O I " l I C l U '
1
Couvertures
et
sil!s
de
diabases
et
plus
raremen';
:je
gabbro-diabases
et
d' ar.d s i te
souvent
ê
à
tex ture
0
0
0
alllyciga~aire.
-
0
-Z-
0
-
li:
1
...
...
Grès
tuFfecés
et
tuf
gris
verdâtre
à
io t e r-ca l ar i on de
ct
..
.0
0
gr~s
quartzp-fe1dsoathiques
et
de
schistes
gris
e::
~
0
Cl
-
r'l
-
verdâtres.
c..
-
l.cca Lenent
roches
e f f us i v e s
acides
(liparite
quartzeux).
~.~,,::.
~ .
Alter~ance
d~
grès
tuffacés
et
quartzo-reldSPètnicues
0;, .
'
"O''''
l
,
"
•
grls
à
ver~âtres.
Tufs
et
schistes
tuffacés
chlori:o-
" " - ' -
sériciteux,
quartzeux
et
phylli:eux
contenant
sou. en:
r
des
lentilles de conglomérats.
o
o
o
. '- '- ...., --;
Couverture
et
sills
de
diabases
et
ae
ga~bro-ci2~ases
., oc::::-...... .......
. . .
Dans
les
o ar t i e s
s uo e r i e u r e s ,
f a i s c e au x
1
~I aleur-cjc:l:'::;,:es
0
s:
.
r
J
X
1
0
:ur~acés cnlorito-séricitc- cuar:zeux ;er:3 ~ :nter:2~J::~n
1
1
....
1
co
: <0
Si
"'
-
Je len:il~es d~ gr~s tuifacés verdâ:~~s.
-
-
-c..
.....,
.'-.
....
'")
\\..
--,
'-
'-'
Les
r ocnes
~f~us:ves
ec i oe s
occupe":
. a
, • ~ .
.
,
Je
~a
reg10n
elles
se
local:sen:
Gans
les
p ar t i e s
J
T
s~aer~eures ce
12 car:~.
1 - - - - . - - ' - - .:>
...,
..(: ....,
C o r t l a c '
' I C ' Q . ' « I : " .
Figure na 3 - Tableau stratigraphique du Birrirnien du Sénégal oriental
(Korj et al., 1973)

---

- 13 -
Les formations de la série de Mako sont fortement plissées isoclinalement par
endroits et redressées vers le NW. La tectonique cassante se manifeste:
- soit par des failles précoces sensiblement conformes aux structures NNW telles
que l'accident de Sabodala, majeur à l'échelle régionale, souligné par d'intenses
silicifications et qui a dû jouer un rôle prépondérant dans la minéralisation,
- soit par des failles tardives N-S, E-W et NW.
1.2.2 GEOLOGIEDU GISEMENT
Le gîte de Sabodala a été décrit par Milési (1978) comme étant situé sur la
terminaison périclinale d'une structure anticlinale, à l'intersection d'une zone faillée et
silicifiée.
Les observations géologiques faites au cours de ce travail à partir des tranchées
soviétiques les plus représentatives (Mission sénégalo-soviétique 1971-73) et sur les
formations environnantes, nous permettent de donner une vue d'ensemble de la
structure du gisement.
1.2.2.1 Coupe de la tranchée T 77
L'encaissant est formé de laves massives acides (rhyolites, rhyodacites) et de
pyroclastites acides à intermédiaires (tuffites, agglomérats). Ces formations volcaniques
sont comparables à celles de l'épisode volcanique acide calco-alcalin, décrites dans les
secteurs de la série de Mako (Ngom, 1985). Elles correspondraient à la phase tardive du
volcanisme de Mako. Cet ensemble volcanique est associé à un complexe filonien (fig.
n04 A) composé de :
- quartzites blancs d'orientation générale N40, de puissance 3 à 10 m ,
- roches jaspoïdes de direction N40 et à pendage très redressé (70 - 80°) vers le
NW,
- jaspes à hématite constituant une barre d'orientation NE.
Les roches jaspoïdes constituent des corps minéralisés de 10 m de puissance. La
pyrite est disséminée dans la roche, transformée par endroit en boxworks riches en
produits limoniteux.

---

- 14 -
N
s
NW
SE
®
SAB 5
COUPE CE
LA
TRANCH e. €
77
1
1
1
1
1
1
o
10
20""
® COUPE DE. LA TRANCHEE III
w
E
i',-_.~-"",\\ \\ ..... ,\\_
-
'-;'-'
,~-' -,'_ï7 /1-_,1
\\
!..\\--:-- \\ \\- 1
1 --.!.
_1 - ,
_ - , 1-' \\,
r
_
1 \\
( , _
l
' \\
J -
\\ ~/
J
5
© COUPE DE LA TRANCHEE 112
E
-' \\
v
,.f517Tï':~~~~~~~~--=----
!
,
v
v
V
,
v
;
;--\\ -\\-. \\
la
20m
~
~
QU.O ri ZI te
JO s o orce curr 1ère
lli:L::J Loves
~
el futs
~
t l. l'
Quar Zr le; bIO/1CS
~ Mlcrodlartle quarrZl~ue
~
~ JaSDes ocres
Figure n04 - Gisement de Sabodala : Coupes géologiques (Sylla. 1990)

---

- 15 -
La barre de jaspe à hématite, qui se distingue nettement du corps minéralisé par
sa couleur ôcre, contituerait, d'après Matheus (1981) et Guillou (1982), la limite
orientale du secteur minéralisé.
1.2.2.2 Coupe de la tranchée TIll
Cette coupe (fig. n04 B) permet de préciser la nature du complexe filonien
quartzeux et ses rapports géométriques avec l'encaissant volcanique acide. Le complexe
filonien quartzeux est composé de trois types de faciès:
- le quartzite blanc stérile, en faisceaux de filons de 2 à 3 m de puissance,
d'orientation NlO - 70 W,
- le quartzite jaspoïde aurifère présentant une orientation N180 - 70 W et une
puissance plus réduite de 2 m. Sa mise en place semble liée à la grande faille NS
observée au centre du gisement,
- le quartz de colmatage : sous forme d'anastomoses de veinules dans
l'encaissant, remplissant les fractures, témoins de l'empreinte hydrothennale affectant
l'encaissant volcanique de Mako.
1.2.2.3 Coupe de la tranchée Tl12
Cette coupe W - E (fig. n04 C) débute sur les métabasites qui sont associées à
l'ensemble volcanique acide précédemment décrit. La roche est verdâtre à ôcre et
présente un stockwerk de quartz à orientations principales N130 - 70 NE et NlOO
subverticale. Dans la tranchée 112, nous retrouvons les mêmes associations de roches
avec une empreinte plus nette des phénomènes hydrothennaux sur les métavolcanites
acides qui constituent l'encaissant. L'empreinte hydrothennale est marquée sur les laves
tufacées acides par le stockwerk à paragenèse "basse température" : quartz + calcite +
albite avec de la pyrite en cristaux automorphes millimétriques. On observe dans ces
laves des plans de schistosité N40 qui sont des zones privilégiées d'altération.
Le filon de quartz "jaspoïde" aurifère affleure dans cette tranchée sous forme de
corps étroit, de 2 m de puissance, orienté N-S.

---

- 16 -
Matheus (1981), Braux (1981) distinguent trois ensembles majeurs dans la zone
du gisement (fig. n? 5) :
- au mur. des métabasites à faciès commun de variolites : ils affleurent dans la
partie sud-ouest. Ce sont des r~ches de couleur ven sombre présentant une structure
intersertale divergente à microlites de plagioclases. caractéristique de la structure de
trempe des basaltes en pillow lavas. Ces pillow, réunis par une matrice jaune verdâtre
constituée de chen. se prolongent par des pédoncules à orientation moyenne NW à
NNW (Ngorn, 1985). Dans la partie est du gisement s'intercalent. dans les métabasites,
des dykes de diabases et des amphibolites.
- en position intermédiaire. une série de laves et tufs acides : elle ne présente
aucun faciès sain en surface; il s'agit de faciès d'altération. jaunârres à rouilles. décrits
par Guillou (1982) comme corresponàant à des schistes tuffacés ou tufs. Les sondages
ont mis en évidence sous cette zone altérée. des laves acides à intermédiaires voire
même basiques à texture fluidale aphyrique oblitérée par un réseau dense de filonnets à
carbonates et/ou quanz et/ou albite. formant un véritable stockwerk.
- au toît, des faciès subvolcaniques de microdiorites et leucodiorites quartziques :
ils affleurent dans les parties NW et NE du gisement. La texture est granophyrique
porphyrique. Ces roches sont aussi affectées par le stockwerk silico-carbonaté.
Le contact entre le mur et la série intermédiaire est souligné par un banc de jaspes à
hématite de quelques mètres de puissance. d'orientation moyenne NNE - SSW.
présentant un très fon pendage (60 à 80°) vers l'Ouest.
Les jaspes sont à structure rubanée et se présentent en corps noirs à violacés.
hérnatitiques et plus ou moins piquetés de cristaux de pyrite. Ce banc de jaspes est
décalé dans la partie sud du gisement par un système de failles orientées N - S et E - W
donnant. au niveau de leur intersection. une importante masse siliceuse plus ou moins
bréchifiée. Le jaspe constituerait la fermeture sud et est du gisement. les sondages
réalisés au-delà s'étant tous révélés stériles (Matheus. 1981: Guillou. 1982).
Dans la figure n? 6 nous proposons un log-type du gisement qui n'a aucune
valeur stratigraphique.

---

- 17 -
1
1
/
1
/
/
1
/1 /
1
/ / /
/
/ 1 /
/
1
1
/1/
1
1
/1/
/
'
/
/
//
/
/
1
/
//
/ /
/
/
/
v
/
/
/ /
/
/
1
i
/ /
1
/
/
1
v /
/ 1
/
1 / 1
/
.
/
/
/
v /
•
/r"""1"7'""=f'""',..I.-1
/
/ ' / -
'1'/
'r--r 1
V . . "
1 .
/
1
1
1
1
-1
' / •• -"
1.1
JL
1/'/_-,'
-, 1-'
J' - l
'
JI
'/
_l"
-l'
,
.s r : _,-1,/-1-.
-
, /
--:..:-::::::".--r:7 -) '/-, '/ J j,-
'_." .', '/ J- -l' L
<,
"-
, 1 -1 "t "
' -f 1
-
<,
~ '-j' '/ \\ ''.fJ
'~ ,~ .7-/ 1.
- , ~',~i
-1-, 1
jo' ~i'
1
'Il) c'
t ,
~ i
l '
,
1
..1:"
- - - -
~~',:~,.,~....., '.\\..
, ....
' l \\ \\
'", \\
\\
'
'"',A--A
o
"0
50""
c.
E
G
E
N
o !:
~ Ion. "Ulci'j~. aflrden
~ l..a"ft••, l'v'"
.......;........
I~···:-····'.:r OU'Grll. blonc
E...·::..'~ Jo.__ rubarfn
~••rlrlC;W••
~ IJ.ÎO"Ocf'orit'l quortlÎ~
~OIObo••
@
SOF'dOOu
~ W.tabonh.
:;:::-.. Pi.r.1 d'acf'i~
c=:::=:::.
Tr anc~••
'-
,
...-
A
......... J\\
--
'-
............
<, . . ):~"
<,
,,_. . . . . ~
Fi gure n 0 5 - Carte géologique du gisement de Sabodala (Braux, 1981)

---

- 18 -
TOIT:
microdiorites et leucodiorites
quartziques à stockwerk silico-
carbonaté ( SWSC )
ZONE
MINERA-
SERIE
INTERMEDIAIRE
tufs et laves acides à
SWSC
LISEE
+
filons de quartz
+
....
I_~
brèches
Banc de jaspes ôcres hémati-
tiques
v
MUR:
v
métabasites en pillow- lavas
lOm
V
V
à intercalations de dykes de dia-
V
bases
V
V
V
:#v VV vi
0
V
V
V
V
1
Figure n° 6 Log - type du gisement de Sabodala (Sylla, 1990)

---

- 19 -
1.2.3 TECTONIQUE
Le gisement est situé de part et d'autre de l'accident N 155 - 160° dit accident de
Sabodala qui est une mégastructure régionale visible sur
photo aérienne et
qui
correspondrait à une "shear zone".
L'esquisse géologique proposée par Braux (1981) pour le secteur de Sabodala
(fig.n'fi) révèle plusieurs générations de failles dont la plupart ont été identifiées au
cours de notre mission de terrain 1990 :
- le système NE : ces failles, antérieures à la mise en place du complexe filonien,
affectent l'ensemble de la série encaissante des corps filoniens. La direction de
fracturation NE à NNE, reprenant postérieurement l'encaissant volcanique à volcano-
sédimentaire du complexe filonien, a été décrite dans d'autres secteurs de la série de
Mako (Dioh, 1986) comme des décrochements senestres affectant les intrusions
plutoniques et reprenant un premier système de décrochement N160-NS, bien connu et
décrit par Bassot et Domanget (1986) comme l'accident sénégalo-malien. Ce système
de fracturation assez précoce ne semble pas avoir jouer un rôle important dans le
mécanisme minéralisateur.
- le système NNW:
il est postérieur au système NE, ce dernier étant décalé
avec un rejet horizontal atteignant parfois 30 m. Ce système est d'orientation proche et
probablement synchrone du grand accident N155 dit de Saboda1a. A ce système
semblent liés les corps filoniens, minéralisés ou non, affleurant au centre, au Nord et à
l'Ouest du gisement.
- le système NS : dans le secteur de Sabodala, il affecte l'ensemble des
formations situées au centre du gisement et décale les failles du système NE mais il n'y
a pas de relation géométrique visible avec les failles NNW. Nous ne pouvons donc nous
prononcer sur leur rapport chronologique. Elles ont pu être synchrones.

---

- 20-
1.2.4 MINERALISATIONS
1.2.4.1 Etude pétr0lmlphiQue
a - Le complexe filonien
Les corps filoniens sont intrusifs dans un complexe de métalaves et métatufs
acides appartenant à l'épisode acide du volcanisme de Mako.
al - Les quartzites blancs
Ils se présentent en filons décamétriques associés aux autres filons minéralisés
du gisement et en veinules centimétriques à millimétriques.
Ces quartzites sont exclusivement constitués de cristaux xénomorphes de quartz
à grain moyen (1 mm). La texture est équante, équigranulaire. Les filons sont
généralement parcourus de microfractures à remplissage de pyrite plus ou moins
oxydée et de limonite.
a2 - Les quartzites jaspoïdes
Le quartz est prédominant, xénomorphe et mal cristallisé. Ces quartzites sont
équigranulaires avec cependant par endroits un litage apparent marqué par une
alternance de lits à grain moyen (5 mm) et de lits à grain grossier (5 à 10 mm).
La paragenèse prédominante est à base de quartz, pyrite (en cristaux cubiques
millimétriques très abondants), calcite, limonite. Ce type de quartzite se présente en
importants corps (de puissance 3 à 10 m) ou en veinules de stockwerk silico-carbonaté
à sulfures abondants.
b - Les Jaspes ôcres
Ils se présentent en barre de 8 à 10 m d'épaisseur et sont constitués de quartz à
plus de 90% et d'un assemblage de minéraux "basse température" (chlorite, calcite...).
Il y a un remplissage de quartz et de calcite secondaire formant des filonnets de 0,5 cm
d'épaisseur. Ce faciès se distingue des quartzites par la très faible présence de sulfures;
en particulier, la pyrite, commune dans les différents faciès minéralisés, est très peu

---

- 21 -
représentée alors qu'une importante imprégration d'oxydes et de limonites donne à la
roche sa couleur ôcre à violette.
1.2.4.2 Faciès minéralisés
Les formations du gisement ont subi une altération hydrothermale intense se
manifestant par :
- la présence et l'abondance de certains minéraux "basse température" tels que
chlorite, séricite, épidote, quartz, albite et carbonate,
- l'existence d'un stockwerk silico-carbonaté minéralisé en pyrite aurifère,
- l'abondance de brèches quartzeuses aux épontes des filons de quartz blancs
stériles.
Les zones minéralisées sont essentiellement le stockwerk et les épontes des filons
de quartzites jaspoïdes; la minéralisation semble liée à l'albitisation.
Le stockwerk silico-carbonaté affecte à la fois la microdiorite quartzique et les laves
et tufs de la série intermédiaire.
Matheus (1981) et Guillou (1982) distinguent plusieurs types de minéralisations
suivant les roches qu'ils affectent:
- le faciès typique du stockwerk de la microdiorite quartzique (toît du gisement) : les filonnets
du stockwerk sont millimétriques, composés de quartz et carbonates périphériques, présentant une
auréole rouge orangé se développant dans la roche hôte. La pyrite, en cubes millimétriques à sub-
centimétriques est généralement automorphe et se localise préférentiellement dans l'auréole des filons.
Lorsque la pyrite est isolée dans la roche, on peut souvent la rattacher à des microfissures.
Des filon nets millimétriques quartzeux recoupent l'ensemble du stockwerk. Ils présentent des traces de
carbonates. La pyrite se localise au coeur de ces filonnets.
Ce faciès est appelé faciès B dans la typologie adoptée pour les études minéralurgiques.
- le stockwerk silico-carbonaté de la série intermédiaire (faciès A) : il affecte les laves et tufs de
cette série. Les filonnets centimétriques de quartz et carbonates sont sécants sur l'ensemble. La pyrite se
présente dispersée dans les éléments (remobilisation), en cubes isolés, en agrégats et parfois sous forme

---

- 22-
de chapelets. La roche montre des auréoles rouges orangées plus ou moins centrées sur les filonnets de
quartz et carbonates.
- le stockwerk silico-carbonaté de la brèche quartzeuse des épontes des filons de quartz blanc
(faciès C): les éléments pluricentirnétriques de cette roche sont constitués de microdiorite quartzique,
eux-mêmes parcourus par des filonnets de quartz et carbonates. La pyrite se présente concentrée dans les
éléments de la brèche, en cristaux millimétriques automorphes. Le contact brèche - microdiorite
quartzique est matérialisé par des filonnets plurirnillirnétriques de quartz blanc grisâtre accompagné d'une
auréole colorée. Au sein de ces filonnets on retrouve de petits éléments millimétriques de microdiorite
quartzique; ceci atteste que les brèches sont postérieures au stockwerk silico-carbonaté.
- le faciès D correspond à la zone silicifiée, à l'intersection des failles N - S et E - W, affleurant
en particulier dans la partie sud du gisement.
- les
faciès E et F sont beaucoup plus marginaux; ils correspondent respectivement à
d'importantes accumulations de pyrite et à des schistes à imprégnations graphiteuses.
En conclusion on peut noter que les principales caractéristiques de la
minéralisation sont :
(1) la pyrite aurifère est localisée essentiellement dans les éléments de la brèche,
(2) cette même pyrite est entourée d'une gangue essentiellement constituée de
quartz, d'albite et de carbonate,
(3) le stockwerk silico-carbonaté serait à l'origine de la minéralisation en pyrite
aurifère,
(4) la minéralisation est disséminée dans la roche et dans le stockwerk.

---

- 23 -
1.2.4.3 Para~enèse et localisation de l'or
L'étude minéralogique d'une vingtaine de sections polies et d'autant de lames
minces représentatives des principaux faciès minéralisés montre que la paragenèse
générale est la suivante:
a - Paragenèse primaire
- la ~angue : constituée essentiellement de quartz, de calcite, d'albite et accessoirement
de rutile.
- la phase sulfurée :
· la pyrite : espèce prépondérante, automorphe, en agrégats ou en chapelets
(planche l, photo a),
· la chalcopyrite : peu fréquente, xénomorphe, en inclusions dans la pyrite ou en
dépôt fissural, souvent associée à l'or natif (dépôt probablement synchrone à la mise en
place de l'or) (pLI, ph. c et d),
· la sphalérite : très rare, en inclusions de petite taille (75 à 100 um) dans la
pyrite,
· la galène: en traces incluses dans la pyrite,
· l'arsénopyrite : très rare et indépendante de la pyrite (pLI, ph.b),
· la pyrrhotite : en traces incluses dans la pyrite,
· la pentlandite, la cubanite et la mackinawite : signalées à l'état de traces dans la
littérature (Milési et al., 1989).
- les oxydes :
· la magnétite: automorphe, incluse dans la pyrite ou indépendante,
· l'hématite: en cristaux aciculaires, disséminés dans la gangue ou en ensembles
polycristallins subautomorphes,
· le rutile: en agrégats plus ou moins compacts, inclus dans la pyrite ou associés
à celle-ci ou encore finement disséminés dans le quartz,
- l'or natif: il se présente sous divers modes d'expression:
· en dépôt fissurai dans la pyrite: c'est la forme la plus répandue ( p1.lI, ph.a et
b),

---

- 24-
. en fines inclusions regroupées dans des cristaux de pyrite, souvent à la
périphérie de celle-ci ; la taille varie de quelques microns à quelques dizaines de
microns,
. en dépôt interstitiel entre des agrégats pyriteux : c'est le mode d'expression le
moins fréquent.
- l'ar~ent : exprimé majoritairement en alliage avec l'or et mais aussi probablement sous
forme de tellurure, de sulfure ou sous forme native (voir 111.1.3).
Les divers modes d'expression de l'or natif sont illustrés par les planches III et
IV (voir fin chap. Ill.I).
b - Paragenèse secondaire :
- l'hématite, produit d'oxydation de la pyrite, transformée en gœthite (pl.lI, ph. c),
- la martite ou hématite secondaire issue de la pseudomorphose de la magnétite : elle
forme avec l'hématite primaire des ensembles polycristallins subautomorphes,
- la covellite : très rare, formée au détriment de la chalcopyrite dans les zones de
cémentation (pl. il, ph. d).

---

- 25 -
Planche 1 : Microscopie en lumière réfléchie: lumière naturelle
li - Agrégats de grains de pyrite (py.) automorphes
à Of inclus (or i.)
h - Arsénopyrite (aspy) indépendante, après broyage
& - Association chalcopyrite (cpy) - or,
fissurale dans une pyrite
d - Association chalcopyrite - or, en
inclusion dans une pyrite

---

PL.I
")1 ",
•
;
'\\
a
20 \\--lm
b
20 ~m , .
1
1
1
.
1
. 20 Hm
c
d
1
1

---

-,-
' . :
Planche I l
: ~vl l\\.Tl b\\_:o p i c' en IUlll ii.: rc rt lléc h i~' : 1 1In ll ~Tt: Il atlll"èl k
~ c t 12 ( )1 lï :-;SlIral (o r t.J li:l 1. UIlC p ~ 'itt ,
ç - lJ \\ ydarioll d'une pyri: ' l'I I h ém.uitc (hél1l)
PU IS .:c l thi re (f!Πt.)
D. -' Covel line (co v.) iS:-> lll: dl: la c émeru.uion
d\\IIlC t'hak oJi y ri rc

---

PL.II
a
b

---

- 29 -
1.2.5 ESSAI D'INTERPRETATION iY1ETALU l(iENfQUE
1.2.5.1 Typologie analogique
Les géologues qui se sont succédés dans l'étude du gisement de Sabodala
(Matheux, 19R1; Guillou, 1982) ont eu à soulever un certain nombre de questions quant
à la genèse de la minéralisation aurifère:
- Quels sont les rapports spatio-temporels entre le stockwerk silice-carbonaté et les
filons de quartz? Le stockwerk existait-il avant les ouvertures filoniennes correspondant
il la mise en piace de ces filons? Si oui, ces filonssont-il- •
- spatialerncnt liés au srockwerk? Leur IlllS,-' en place resulter: II alors
d'une phase tectonique tardive par rapport à celle du stockwerk?
- sécants sur le stockwerk? Leur mise en place serait alors nettement
postérieure et indépendante du stockwerk?
- A quel modèle gîtologiq ue peut-on rattacher le gisement?
En ce qui concerne les rapports spatio-temporels entre le stockwerk et les filons
de quartz, les données de terrains précédemment décrites éliminent l'hypothèse de filons
de quartz générateurs du stockwerk silico-carbonaté minéralisé; les arguments-clés
sont:
- la présence d'éléments de brèches minéralisées aux épontes des filons de
quartz. constitués de roches (rnicrodiorite quartzique. tufs et laves) préalablement
affectées par le stockwerk silice-carbonaté,
- les filons de quartz blanc, constituant un remplissage ultime des zones
bréchifiées, ne sont pas forcément centrés sur les zones où se développe le stockwerk
si1ico-carbonaté.
La confrontation de nos observations avec la classification proposée par Bache
(19S0). nous fait rattacher Sabodala au type "3" des gisements aurifères réputés

---

- 30 -
discordants en contexte volcano-sédimentaire. En effet, les principaux caractères
définissant ce type sc retrouvent il Sabodala :
- gisement encaissé dans des assises volcano-sédimentaires métamorphisées.
- gisement en relation spatiale avec des accidents et stocks intrusits,
- forme variée: stockwerk, filons, remplissage de "shear zone",
- association minéralogique à sulfures et or natif.dans une gangue quartzo-
carbonatée.
\\l:k.si et al. ( ]9S9), dans une classification des gisl:l1iCnt...; d'or ouest atricains.
rattachent Sabodala il un type '')'' de gisements il minéral isation quartzeuse ;i sulfures
polymétalliques. "discordante dans des séries encaissantes variées qu:
lit la
particularité de s'être mis en place au cours des derniers stades de déformation cassante
de l'orognèse éburnéenne (2000 MA)". Le rattachement du gisement de Sabodala il ce
type est
discutable. En effet, il semblerait qu'on ne soit pas en présence d'une
minéralisation discordante sur son encaissant, celle-ci étant plûtot diffuse dans le
stockwerk silice-carbonaté ou disséminée dans la roche acide (Aye, 1991). Selon les
auteurs précités. la minéralisation, pour le type défini,
est caractérisée par deux phases
principales de cristallisation:
- dans un premier temps, dépôt de la pyrite et de l'arsénopyrite puis d'or natif,
- dans une deuxième phase, dépôt successif, dans des fissures, de sphalérite, de
galène. de chalcopyrite et enfin d'une seconde génération d'or natif plus argentifère.
1.2.5.2 Typologie dvnamiQue
Le modèle "snear zone" proposé par Bonnemaison (19g7) pourrait expliquer
avec beaucoup plus de simplicité la genèse du gisement. Ce modèle conceptuel est un'
"modèle dynamique qui, il la différence des modèles classiques, plutôt analogiques, ne
s'appuie ni sur une morphologie particulière du corps minéralisé ni sur les relations
spatiales entre la minéralisation et les terrains encaissant';".

---

- 31 -
Bonnemaison (19~7) définit les "shear zones" comme "des structures
tectoniques cisail larues appelées ausst failles ductiles ou failles par cisaillement.
induites par des régimes compressifs ou distensifs".
Le modèle "shear zone" est un modèle polyphasé où l'on distingue trois stades
principaux traduisant une maturation progressive de la structure:
- le stade précoce à or "invisible" associés à des sulfures primaires (pyrrhotue) : il correspond au
développement de la "shear zone" proprement dite et a pour cadre des couloirs tectoniques d'importance
régionale.
- le stade intermédiaire d'apparition de l'or minéralogique (état natif) généralement fin ct Dl~U
argentifere. C'~t or e,[ :l"ocié ;1 de, facies pièges il quartz rnicrosaccharoï.lc. le Ionctionncmcnt ,k li:
"shcar jonc" peut nél'I des ouvertures qui favorisent I:t mise en place de' :hke, de compoxuion varice
(Icucogranitcs. diorite ,'Il' ,,) ou de Iilons de quartz blanc laiteux.
- le stade tardif ou stade à or pépitique: il correspond à une ouverture qui se traduit par la
formation de stockwcrk de quartz ou de carbonate cl quartz: ell régime cassant. il se manifeste au sein
d'une structure de stade précoce ou de stade intermédiaire.
Les
caractéristiques
de
ces
différents stades sont développées plus en
détail en annexe II.
Le grand accident N150° de Sabodala pourrait correspondre à une "shear zone"
induite par le régime compressif au cours d'une des phases tectoniques du Birrimien.
Husson et al. (1987) distinguent dans le secteur de Sabodala trois couloirs de
déformation, le premier correspondant au grand accident passant par le gisement; les
deux autres passent plus à l'Est et sont des répliques plus ou moins parallèles du
premier.
L'existence d'une structure caractéristique de "shear zone'{zone broyée associée '
à un accident) et certains caractères de la minéralisation rendent logique de penser que
le gisement peut correspondre ù une "shear zone".
Dans ce schéma, l'absence ou du 111l11nS la rareté des sulfures pruu.ure s
(pyrrhotite) et la quasi inexistence de forme "invisible" ou combinée de l'or (voir

---

- 32 -
II1.1.2.1.3 : Spectroscopie Môssbauer) exclueraient J'hypothèse d'une "shear zone" de
stade précoce.
Par contre, la liaison préférentielle et intime or - pyrite - stockwerk silice-
carbonaté, la nature métallique de l'or et son mode d'expression le plus souvent fissurai
ou en inclusions périphériques dans la pyrite (remobilisation tardive), suggèrent que la
minéralisation soit plutôt de stade tardif.
Cependant, J'or proprement pépitique n'apparaît pas encore; la finesse de l'or
(quelques microns à quelques dizaines de microns: voir llI.1.2.3.1) et sa teneur
relativement faible en argent (6 à 7% Ag, voir Ill. 1.2.1.3, 111.1.2.2) font que, suivant le
modèle "shear zone", la minéralisation serait d'un stade tardif non évolué.
Les information-, géologiques de terrain dont nous disposons ne permettent pa.
de trancher cette question qui préoccupe les géologues de l'équipe "Sénégal Oriental'
du Département de Géologie de l'Universté de Dakar et ceux du B.R.G.M .. Une
synthèse prenant en compte l'ensemble des observations faites sur le Birrimien du
Sénégal permettra peut-être de mieux cerner le problème.
De nombreuses "shear zones" ont été décrites ailleurs dans le craton africain
dans des environnements divers:
- dans l'Ouest africain : socle birrimien du Ghana où les principaux gisements et
indices sont concentrés dans un couloir de 10 - 15 km de large; l'or y apparaît dans
deux contextes majeurs: dans des sulfures disséminés avec un contrôle lithologique ou
dans des veines de quartz à contrôle structural c'est à dire une "shear zone" (Leube et
al., 1990),
- dans le craton archéen est africain (2900 MA) :
. "grcenstones belts" à minéralisation aurifère disséminée syn et
épigénétique avec remobilisation ultérieure de l'or au cours de phase ultérieure (2500
MA) dans des veines de quartz hydrothermales (Tanzanie et Ouganda, Gabert. 19(0),
. "shear zone" de roches mafiques et "shcar zone" quartzeuse
minéralisées du Sud-Ouest du Kenya et de Tanzanie (Kuehn et al.. 1(90).

---

- 33 -
1.2.5.3 Conclusion
La genèse de la minéralisation comporterait au moins trois phases:
- dans un premier temps, mise en place du stockwerk silice-carbonaté et dépôt
de la minéralisation qui l'accompagne,
- des filons de quartz blancs reprennent partiellement le réseau conjugué des
filonnets du stockwerk. Ils se seraient vraisemblablement formés au cours d'une ou
plusieurs phases de distension, les ouvertures ainsi créees s'accompagnent d'une
bréchification et d'une silicification cicatrisant les principaux systèmes de fracturation
et de cisaillement et remobilisant quelque peu la pyrite. Ces filons sont orientés suivant
deux principales directions N20-40 . 60 0N et N 155 .70 oE correspondant aux directions
régionales majeures NlO-30 et N140-150 ("shear zone").
- Microfracturation tardive, sécante sur l'ensemble filons de quartz-stockwerk,
exprimée par des filonnets millimétriques de quartz stérile,

---

- 34 -
1.2 RESERVES DU GISEMENT ET VALORISATION DES
MINERAIS: ETAT DES CONNAISSANCES
1.2.1 RESERVES DE MINERAIS
Au cours des différentes campagnes
qui se sont succédées de 1971 à 1973
(Mission sénégalo-soviétique) puis de 1975 à 1982 (Missions BRGM), le gisement de
Saboda1a a été reconnu par 87 sondages totalisant 6663 m. Ces sondages ont étés
complétés par 6 tranchées et quelques puits. Tous les sondages n'ont pu être intégrés
dans les calculs de réserves.
Le tableau 1 récapitule les principales étapes de la découverte et de la
reconnaissance du gisement.
Les calculs de réserves sont basés sur les données (1657 données correspondant
à 5540 m) fournies par 60 sondages carottés, implantés à une maille plus ou moins
régulière de 30 m, allant en moyenne jusqu'à 120 m de profondeur; le gisement est
ouvert aval pendage vers le Nord et le Nord-Ouest. Les récupérations au carottage
étaient très bonnes, au moins dans la zone sulfurée. Les calculs ont été faits suivant les
méthodes conventionnelle (cubages de blocs polygonaux) et géostatistique (Krigeage)
qui se sont révélées concordantes.
Avec une teneur de coupure de 2 g/t, les réserves totales de minerais (oxydé +
sulfuré) sont évaluées à :
- 2.638.000 t à 4,99 g/t soit 13.173 kg d'or, dans le gisement de Sabodala,
- 11.530 t à 16,57 g/t soit 191 kg d'or dans le gisement de Kérékounda (petit gîte
filonien situé à 7 km au Sud Est du gisement de Sabodala).
- des réserves additionnelles peuvent être espérées des indices VOISlllS de'
Masato, Sabodala village et Sutuba, en cours de reconnaissance par tranchées et
sondages (Mission B.R.G.M., Maurin, 1991-1992).

---

- 35 -
Année
Mission
Travaux effectués
Résultats obtenus
BRGM
Prospection
général c
-
Mise
en
évidence
près
de
1961
J. GRAVES
Sud - Falémé
Sabodala
de
"q u ar t z i tes "
- TEIJN
titrant 3 à 6 g/t d'or
géochimie
sol
maille
Mission
125x200m
.géophysique maille 20 x 20 rn
-
Mise
en
évidence
d'environ
1971
Séncg alo
éclian tillonnage en roche
250.000
t de
minerai
pyriteux
levé
géologique
1/2000:
0,8
titrant
Il,50
g/t
soit
environ
-
-
km2
2.754 kg
d'or.
levé
géologique
1/500
0,3
1973
Soviétique
km2
13 tranchées
(ZAITSEF)
19 sondages totalisant 513 m
Echantillonnage
de
contrôle
-
Proposi tion
d'une
hypothèse
BRGM
des
tranchées
soviétiques
quant à la forme du gisement
1976
7 sondages carottés
totalisant
- Réserves
possibles
portées
à
Y.LULZAC
605 m
620.000 t de minerai à 5.8 g /l
Tests
m i n é r al u r g i q u e s d'or. soit environ 3.600 Kg de
d'orientation
Il ar
cvanuration
métal
BRGM
- Réserves
possibles
portées
à
1980
F.
8
sondages
totalisant
630.000 t de
minerai
à 5,8 g/t
BARTHE-
633,10
m
d'or,
soit environ 3.700 kg de
LEMY
métal
BRGM
-
Réserves
très
probables
1981
Ph.
8
sondages
total i s a nt
portées à 777.200 t de minerai
MATHEUS
720,32 m
à 5,4
g/t,
soi t
4.174
kg
d'or
environ
.Géologie
de
surface
du
-
Carte
d'affleurement
des
BRGM
g isemen t
de
Sabodala.
différents
faciès
du
gisements
1981
cartographie
au
1/2000
puis
de Sabodala et de
ses environs
C. BRAUX,
au
1/500
-
Découverte
de
nouveaux
indices
- Réserves
possibles
portées
à
1982
BRGM
.Réalisation
de
30
sondages
2.600.000
t
de
minerai
à 5,4
Y.GUILLOU
totalisant
3229.85
m
g/t soit environ 14 t d'or
Evaluation du
minerai oxydé
1983
BRGM
.15
sondages totalisant 312 m
-128260
t de
minerai
oxydé
à
G. VIDEAU
.9
puits
6,5 g /t soit 1.259 kg d 'or
.étude
géophysique
.6
forages
hvdrauliques
Etude
de
la
série
birrimienne
-Pr éci s ion s
sur
le
contexte
1985
P.M.NGOM
de
Mako
dans
le
secteur
géologique
et
structural
du
aurifère
de
Sabod al a
(Thèse
gisement de
Sabodala
3ème cvcle- Nancy Il
BRGM
-Mise
en
évidence
de
quatre
Recherches
de
réserves
structures
aurifères:
1987
y. HUSSON
complémentaires
dans
la
Masato,
ct al.
région de Sabodala
Sab odala
village.
Su tub a,
Sud-Ouest
Kérékound a
Tableau nO 1: Principales étapes de la découverte et de la reconnaissance du
gisement de Sabodala et de ses satellites.

---

- 36 -
Le minerai oxydé de Sabodala pour lequel la récupération était moins bonne, a
ultérieurement
fait l'objet d'un complément de reconnaissance par
15 sondages
percutants à la maille de 15 m totalisant 263 m (Mission B.R.G.M., Videau, 1983); les
réserves de minerai oxydé ont été évaluées à 128.260 t à 6,5 g/t soit 1.259 kg d'or.
La taille et la distribution des réserves de Sabodala suggèrent les remarques
suivantes:
- le gisement se classe dans la catégorie des gisements de petite taille,
- le minerai oxydé, qui est le minerai le plus facilement exploitable (plus
superficiel) et valorisable par les méthodes classiques les moins coûteuses, ne
représente grosso modo que 10% des réserves du gisement. Cela a conduit à examiner
avec beaucoup d'attention la valorisation du minerai sulfuré qui constitue l'essentiel des
réserves connues à ce jour.
1.2.2 ETUDES DE VALORISATION
2.2.1 RAPPEL DES TRAVAUX ANTERIEURS
De 1980 à 1987 de nombreuses études de valorisation des différents minerais de
Sabodala ont été entreprises par le B.R.G.M. à la demande de la S.M.S.
Le minerai oxydé, qui à proprement parlé ne fait pas l'objet de notre présente
étude, n'a pas posé de sérieux problèmes au plan de son traitement par cyanuration
classique; nous récapitulerons néanmoins les principaux résultats concernant la
faisabilité de son traitement.
Le minerai sulfuré, objet principal de cette thèse, retiendra beaucoup plus notre
attention dans ce rappel des travaux antérieurs.

---

- 37 -
2.2.1.1 Minerai oxydé
a - Traitement par voie physique
L'aptitude du minerai oxydé au traitement par tlottation et à la séparation par
gravité a été testée par Ollivier et Hergibo (1981) sans que cela n'ait donné des résultats
encourageants.
a 1- Flottation
La flottation d'un minerai oxydé broyé à 200 urn, dans des conditions
expérimentales comparables à celles classiquement utilisées pour le minerai sulfuré
(flottation aux xanthates), n'a donné qu'une récupération de 62% de l'or dans un premier
concentré titrant 82 gJt avec un résidu à 1 g/t.
a2 - Séparation par gravité
Cette séparation a été mise en œuvre sur du minerai oxydé broyé à 1 mm.
L'analyse granulo-chimique mettait en évidence la finesse de la minéralisation. En effet,
dans la fraction inférieure à 63 urn, pour laquelle la récupération de l'or par traitement
par gravité n'est pas bonne, se concentre 50% de l'or contenu dans le minerai oxydé.
Cette méthode n'est donc pas appropriée au traitement du minerai oxydé.
b - Traitement par cyanuration
Libaude et al. (1984) ont étudié l'aptitude du minerai oxydé à la cyanuration en
tas et les conditions de celle-ci. A cette fin, des essais de cyanuration en colonne ont
étés menés sur 3 échantillons de minerais oxydés de faciès différents. Les résultats ont
montré que:
- avant mise en tas, un concassage à un d80 de 10 mm est nécessaire, un d 100 de
10 mm convenant mieux,

---

- 38 -
- l'agglomération au ciment,
en particulier pour le minerai argilisé, est
nécessaire avant la mise en tas pour avoir une bonne percolation des solutions de
lixiviation: des doses de ciment de l'ordre de 5 à 10 kg/t de minerai sont recommandées,
- dans de telles conditions, une récupération de 85% de l'or peut être espérée,
quelque soit le faciès de minerai traité et la teneur d'entrée; la cinétique obtenue
apparaît comme moyenne, 70 à 80 % de l'or étant extrait en une dizaine de jours.
En définitive, le minerai oxydé est facilement traitable par cyanuration en tas.
Cette méthode présente l'avantage d'une grande simplicité de mise en œuvre et d'un
coût d'investissement relativement modéré.
2.2.1.2 Minerai sulfuré
Parce que le minerai sulfuré représente 90% des réserves connues, la faisabilité
de son traitement est un facteur très important dans l'économie du projet de la future
exploitation de Sabodala.
Dès 1980 des études furent menées dans le but de tester l'aptitude de ce minerai
au traitement par voie physique et par cyanuration (Ollivier et al.,1980). La flottation a,
par la suite, fait l'objet d'une étude plus complète (Libaude et al., 1983).
a - Traitement par voie physique
a 1- Séparation par gravité
Les tests ont porté sur du minerai sulfuré broyé à 100% d'inférieurs à 6,3 mm
pour un d80 de 1 mm. Des coupures densimétriques à 2,9 et 3,3 ont été adoptées. Les
résultats ont révélé que:
- la libération de la pyrite, principal minéral porteur de l'or, n'est effective que
sur les particules inférieures à 1 mm,
- un traitement gravimétrique des tranches supérieures à 2 mm conduirait à des
pertes importantes en pyrite (voisines de 7%) dans les fractions de densité inférieure à
2,9,

---

- 39 -
- l'analyse du soufre dans les coupures granulométriques montre qu'une sélection
granulométrique après concassage à la maille de 4 mm conduirait à des pertes
importantes en pyrite.
a2 - Flottation
Ollivier et al.(1980), ont démontré qu'avec deux étages de relavage d'un premier
concentré, la flottation à l'amylxanthate de potassium du minerai sulfuré broyé à 160
urn, donne une récupération de 85% de l'or dans un concentré titrant 232 glt, le résidu
final contenant 10% de l'or avec une teneur de 0,6 g It.
Par la suite, la flottation du minerai sulfuré a fait l'objet d'une étude
systématique d'optimisation portant en particulier sur la maille de broyage et sur les
conditions physico-chimiques (Libaude et al., 1983). Les résultats sont les suivants:
- le choix d'une maille de broyage de 100 um permettrait une amélioration des
performances de la flottation; une récupération moyenne de 95% de l'or peut être
espérée dans un concentré titrant 300 à 400 glt,
- la teneur et la récupération augmentent quand la maille de broyage diminue,
- le surcoût lié à la consommation énergétique due au passage de la maille de
160 um à la maille de 100 urn est largement résorbé par l'accroissement de la
récupération-métal, compte tenu du cours du métal et du prix de l'énergie à l'époque,
- le relavage est d'autant plus efficace que la maille de broyage est petite,
- les pertes en or dans les stériles sont de l'ordre de 1,3 à 2,7%,
- la flottation des sulfures est globalement peu sensible à la maille de broyage
en-dessous de 200 microns,
- une flottation à pH naturel (8,5) à l'aide d'un mélange à parts égales de
buthylxanthate de sodium, de diéthyl et de buthyldithiophosphate de sodium assure les
performances ci-dessus citées.

---

- 40-
b - Cyanuration
b 1- Cyanuration directe
Les études menées en 1980 ont montré que le minerai sulfuré ne se prête pas
bien à une cyanuration directe. En effet, sur du concassé à 6 mm, seulement 40% de l'or
est extrait. Ces travaux démontrent par ailleurs qu'il faut broyer à 100 J1.m pour obtenir
un rendement de dissolution de l'or de l'ordre de 83% avec un résidu titrant 0,7 g/t. Ceci
n'est bien entendu pas envisageable compte tenu de la faible teneur du minerai, au
regard du tonnage à broyer aussi finemen t (coût énergétique prohibitif) et de la taille
des installations qui seraient nécessaires pour traiter un aussi fort débit.
b2 - Cyanuration en tas
La cyanuration du minerai sulfuré a été étudiée par Morin et al. (l9S5), Diop
(1985) et par Matheus et Ollivier (1987), dans le but de tester la possibilité de traiter le
minerai sulfuré par cyanuration en tas dans les installations prévues pour le traitement
du minerai oxydé. En parallèle, une étude de la cyanurabilité des différents faciès de
minerai sulfuré a été menée ainsi qu'un essai de préconcentration gravimétrique
(tablage) suivi de cyanuration.
Les principaux résultats de ces travaux montrent que:
- la cyanuration du concentré de tablage "tel quel" donne les plus mauvais
résultats avec seulement 43% de l'or extrait,
- la préconcentration gravi métrique suivie d'une cyanuration du concentré
rebroyé à 100 J1.m donne une récupération médiocre (56,6%); celle-ci passe à 76,6% si
en plus les rejets tels quels sont cyanurés,
- la cyanuration directe après broyage à d80 de 100 J1.m donne le meilleur
résultat avec une récupération de 90% de l'or,
- la cyanuration d'un minerai sulfuré composite broyé à dSO de 1 mm permet
d'extraire 72% de l'or (61 % sur du minerai broyé à dSO = 2,5 mm).

---

- 41 -
2.2.2 DEVELOPPEMENT DE SABODALA
Trois études de faisabilité ont été réalisées respectivement en 1982, 1984 et
1987; les principaux points de ces études sont (Aye, communication orale, Nov. 1991):
Etude de 1982 : construite sur l'hypothèse d'une extraction de 180.000 t de
minerai par an et d'un traitement par fottation, elle faisait apparaître la nécessité de
procéder, avant la décision d'investissement, à des travaux de certification des
paramètres utilisés notamment concernant le traitement des minerais et à la recherche
de réserves complémentaires.
Etude de 1984 : réalisée après des essais de cyanuration sur les minerais oxydés,
cette étude introduit l'idée du développement des gisements de Sabodala et Kérékounda
en deux étapes :
- extraction des minerais oxydés au rythme de 70.000 tian avec traitement par
cyanuration en tas et exportation des lingots aurifères, pendant 2,5 ans,
- extraction des minerais sulfurés, plus profonds, au rythme de 180.000 tian avec
traitement par flottation et exportation des concentrés.
Cette nouvelle étude montrait que le grand équilibre du projet (résultat
d'exploitation nul) n'était assuré que par un cours de l'or à 93,20 FF (4660 FCFA) le
gramme.
La recherche de réserves complémentaires oxydées, susceptibles de prolonger la
durée de la première phase et de générer les fonds nécessaires aux investissements de la
seconde, était alors préconisée ainsi que des efforts complémentaires sur le traitement
des minerais sulfurés.
Etude de 1987 : réalisée après des essais minéralurgiques de cyanuration en
colonne sur les minerais oxydés et sulfurés, elle a montré la nécessité d'exploiter le'
gisement à une cadence de 180.000 tian au moins pour assurer la rentabilité du projet au
cours de l'or de 85 FF/g. Cette conclusion impliquait, vu l'instabilité du cours
(aujourd'hui à 65 FF/g) et les réserves connues, d'une part la poursuite des recherches
minéralurgiques pour augmenter les récupérations et baisser le coût du traitement et
d'autre part de trouver impérativement de nouvelles réserves.

---

- 42 -
Les différentes voies élaborées ont comme point commun d'être d'un coût
énergétique relativement élevé:
- flottation globale des minerais-fusion des concentrés-exportation : coût
énergétique de broyage à la maille optimale de 100 um de la totalité des minerais et
coût énergétique de la fusion des concentrés de flottation auxquels s'ajoute le prix du
transport; dans cette voie, le métal est financièrement moins valorisé,
cyanuration en tas du minerai oxydé- flottation du minerai sulfuré-
cyanuration des concentrés: coût énergétique de concassage du minerai oxydé (1/10 du
tonnage) à la maille de 10 mm et coût du broyage du minerai sulfuré (9/10 du tonnage)
à la maille optimale de 100 ~1I11 en vue de la flottation.
- cyanuration en tas des deux types de minerai: coût énergétique du concassage
du minerai oxydé à la maille de 10 mm et coût énergétique du broyage du minerai
sulfuré à la maille de l mm avant mise en tas.
Si la première voie est définitivement écartée pour les raisons que l'on connait
(non faisabilité technique), la deuxième nous paraît présenter autant d'interêt que la
dernière. En effet dans la perspective d'un accroissement notable des réserves de
minerai garantissant une rentabilité durable, il pourrait être indiqué de recourir à une
flottation du minerai sulfuré et d'envisager la récupération de l'or par lixiviation en
cuves des concentrés obtenus.
Cette approche présente des avantages indéniables:
- très bonne récupération de l'or et des sulfures porteurs par une méthode
éprouvée: la flottation,
- faible tonnage à traiter en cuves (1 à 2% du tonnage tout-venant),
- une récupération sans doute plus élevée.
La conjuguaison de ces avantages
se traduirait par une installation de
cyanuration de taille modeste comparée à une cyanuration directe, donc par une
minimisation des coûts d'investissement.

---

- 43 -
1.3 BUTS DE LA PRESENTE ETliDE
1.3.1 LA MINERALOGIE APPLIQUEE
La minéralogie du minerai de Sabodala a fait l'objet d'une littérature assez
abondante et le minerai lui-même, à priori, ne pose pas de problème hardi en
rapport avec sa
minéralogie (réfractorité par exemple) hormis le faciès sulfuré
graphiteux dont l'impact en cyanuration a du reste été jugé marginal (Libaude et al.,
1983). Cependant, les études minéralogiques réalisées jusqu'ici ont été très ponctuelles,
non systèmatiques et menées suivant une approche seulement descriptive, sans doute à
cause du préjugé favorable souligné plus haut. De bonnes descriptions ont été faites par
microscopie en lumière transmise et en lumière réfléchie et quelques points ont été
analysés à la microsonde électronique.
L'approche quantitative et appliquée a été souvent éludée. C'est pourquoi la
première contibution de la présente étude se situe au niveau de la minéralogie
appliquée.
Nous tenterons de répondre à un certain nombre de questions posées jusqu'ici et
qui sont restées sans réponse ou alors partiellement élucidées:
- Quel est le statut chimique ou l'état de liaison de l'or? Existe-il une fraction de
l'or à l'état combiné, piégé dans le réseau des sulfures. autrement dit sans expression
minéralogique propre? Le cas échéant, cet or ne serait pas directement cyanurable; il
serait nécessaire alors d'effectuer un prétraitement du minerai (par grillage, oxydation
sous pression ou biolixiviation) visant à conférer à cet or un état métallique. La
spectroscopie Mëssbauer nous donnera les réponses à ces interrogations.
- Quelle est l'importance relative des différents modes d'expression de l'or
métallique (fissuraI, inclus etc ...)? Quel est la distribution dimensionnelle de cet or?
Quels renseignements peut-on en tirer sur le plan prévisionnel? Nous tenterons
d'apporter des réponses à ces questions par une analyse statistique de la dimension et de
la forme de l'or "visible", en fonction des faciès minéralisés.
- Existe-t-il une différenciation chimique entre la pyrite à or "visible" et la pyrite
dépourvue d'or "visible"? Quelle est l'importance relative des autres phases sulfurées

---

- 44 -
(chalcopyrite, arsénopyrite , galène, sphalérite, pyrrhotite) cians les minerais') Quelles
sont leurs associations les unes par rapport aux autres et par rapport à la pyrite
dominante? Quel est leur impact sur l'hydrométallurgie? A toutes questions, nous
essayerons d'apporter des éléments de réponses grâce aux résultats cie la spectroscopie
ci 'érniss ion à arc contin u, des analyses chimiq ues quanti rat ives et des analyses
à 1Cl
microsonde électronique.
- Quelles informations pratiques relatives à une meilleure connaissance des
paragenèses minérales mais aussi à une meilleure approche prévisionnelle peut-on tirer
du stock important de données chimiques brutes (analyses multi-élérnentaires) obtenues
sur les différents produits traités? Les résultats de l'Analyse en Composante Principale
(ACP), réalisée sur ces données, nous éclaireront peut-être mieux dans cette recherche.
1.3.2 ETUDE DE LA LIXIVIATION DE L'OR EN MILIEU ALCALIN
CYANURE
Comme l'attestent les conclusions
sur la faisabilité du projet Sabodala, la
variante "cyanuration des concentrés obtenus par flottation" est d'actualité. Cette voie
est un axe de recherche primordial qui occupera une place importante dans ce mémoire.
En effet. le sujet a été peu ou pas du tout exploré, comme on peut le constater dans le
rappel des travaux antérieurs.
Notre étude porte
sur des concentrés de flottation et se déroule selon la
démarche suivante:
- étude d'optimisation des paramètres opératoires des conditions de la
cyanuration: elle porte sur deux concentrés composites de composition différente,
obtenus par mélange de concentrés différenciés (par faciès minéralisé) suivant leur
proportion relative dans le gisement,
- évaluation de la cinétique d'extraction: elle porte sur les mêmes composites
précédemment cités,
- étude de la cyanuration de produits divers: concentrés composites broyés à
différentes mailles, composite grillé,

---

- 45 -
- étude de la flexibilité de la cyanuration aux conditions optimales sur les faciès
cl ifférenc iés.
I.3.J ETUDE DE LA LIXIVIATION DE L'OR PAR UN COMPLEXANT
ALTERN ATIF: LA THIOUREE
Cette étude constitue une contribution nouvelle à l'étude du traitement
hydrométallurgique du minerai de Sabodala. La voie "thiourée", qui n'a pas à l'origine
de ce travail retenu notre attention, nous a été suggérée par deux faits:
- notre collaboration, à partir d'Avril 1990, avec le laboratoire "Matières
Premières" de Trente (Italie), qui a une grande expérience dans le
domaine de
lixiviation acide à la thiourée, a suscité le désir d'explorer cette voie alternative; cette
collaboration s'ést déroulée dans le cadre d'une convention de coopération liant
J'Université de Trente à l'Université de Dakar.
- le minerai de Sabodala, de par sa minéralogie, se prête bien, à priori, à la
lixiviation par un complexant aussi puissant que la thiourée. Des résultats très
intéressants peuvent être escomptés au plan de la récupération-métal et de la cinétique
d'extraction.
L'étude que nous avons menée a
pour but de trouver un procédé optimisé
pouvant éventuellement être retenu comme voie alternative à la voie "cyanure". Pour ce
faire, nous avons procédé à :
- une étude d'optimisation des paramètres opératoires physiques et chimiques:
l'influence des paramètres significatifs sur les rendements d'extraction a été étudiée sur
un concentré composite,
- une étude de la cinétique d'extraction dans les conditions optimales, sur deux
concentrés cornposi tes de composition différen te,
- une étude de la flexibilité des conditions optimales sur des concentrés
différenciés et sur un concentré composite grillé.

---

- 46 -
II. DEUXIEME PARTIE: TRAVAllX
PREPARATOIRES

---

- 47 -
11.1 ECHANTILLONNAGE
II.1.l ORIGINE DES ECHANTILLONS
Grâce à l'appui de la Direction de J'Energie. des Mines et de la Géologie
(O.E.M.G.) du Sénégal et de la Direction locale du B.R.G.M., nous avons pu accéder
au stock de minerai de Sabodala entreposé dans leurs halles respectives. II s'agit de
carottes de sondages issues des campagnes B.R.G.M. 1980, 1981 et 1982. Au total sur
l'ensemble des 48 sondages de ces trois campagnes. nOLIs avons pu en échantillonner
37 (voir localisation en annexe III).
Le principe de l'échantillonnage a été de prélever le quart de carotte sur tout le
minerai sulfuré. les carottes ayant ~té dé.i~l \\,'ié,'\\ Cil quatre parts égales sur le terrain
même avant leur mise en caisses: avec toutdt'I; 1:: rextricuon suivante : laisser au m01l1S
cil! quart de carotte comme témoin. Cela nou. :lliJ!ige a nous abstenu de prélever dans
les niveaux
sur lesquels, en raison d'un échantillonnage intensif lors des études
antérieures, il ne restait plus que le quart.
L'échantillonnage sur les niveaux autorisés a été systématique sur tout le minerai
sulfuré avec une teneur de coupure de 2g Ault qui est celle retenue dans les études de
faisabilité.
L'étude des rapports de fin de mission" des trois campagnes et des logs qui leur
sont associés (Barthélémy, 1980; Matheux, !l)k!: Guillou, 1982) nous a permis de bien
délimiter la limite minerai oxydé - minerai sulfuré. Cette dichotomie n'est pas toujours
très nette. L'on passe du minerai oxydé au minerai sulfuré par une zone de transition
plus ou moins épaisse et la zone sulfurée elle-même peut présenter parfois des poches
de minerai oxydé. Nous avons par conséquent échantillonné en-dessous de cette zone
de transition et en éliminant toutes les passés oxydés dans le minerai sulfuré.
Les critères d'identification
sont ceu\\ habituellement employés par les
géologues prospecteurs du B.R.G.M. Ù savoir'

---

- 48 -
- la présence et l'abondance re lative de minéraux oxydés
martite, hématite,
oxy-hydrox yde s de fer etc ..
- l'abondance ct la fraîcheur dcssultures, essentiellement de la pyrite.
L'ensemble des données pondérales, chimiques et de localisation
des
échantillons est consigné en annexe IVA.
Pour divers motifs, certaines passes sulfurées n'ont pu être échantillonnées; l'on
se referera à l'annexe IVB pour ces motifs et pour la localisation de ces passes.
II. 1.2 CONSTITUTION DE LOTS
Il nous a paru nécessaire de rq;rnupcr les échantillons selon te faciès en \\'lIC (iL'
pouvoir déceler une évcntueile vari:rhilit,: minéralogique et son incidence sur le-
performances des méthodes de truitemr m hvdrornétallurgiques. A cet effet. nou • avons
respecté la typologie employée pur ks ~~él)!ogues prospecteurs du B.R.Ci.\\1. Cl'l!
distinguent six faciès notés A, B, C D, E et F. Cette classification est basée sur deux
types de critères:
- critère pétrographique: aspect général de la roche, type de présentation de la
minéralisation,
- critère minéralogique
abondance relative et fraîcheur de la minéralisation
sulfurée,
Le tableau il illustre la typologie et l'abondance relative, dans le gisement, des
différents faciès sulfurés
ABONDANCE
TYPE
DESIGNATION
DESCRIPTION
RELATIVE
1
lA
,.\\
STOCKWERK SIL1CO- CARB (SWSC) SERIE INTERM.
50 - 60%
i8
~~
SWSC
DE LA MICRODIORITE QUARTZIQl;E
10'/0
2
C
FACIES BRECHIQUE
-
..
J
D
ZO:'-iESIUClFIEE
-1
1::
ZO:'-iE TRES RICHE Et"! PYRITE
"
S
F
SCHISTES NOIRS GRAPHITEUX
-
J
T;\\hkau nO rr : Typologie et abondance relative, dans le gisement, des faciès de minerai
sulfuré (d'après Guillou, 1982),

---

- 49 -
Les tableaux n" III et IV recapitulent lex données ponderales et chimiques des
différents lots constitués ainsi que leur importunee relative
L'on remarquera que le facièx F n'est pas représenté ici, Cela tient au fait que
nous n'avons pu identifier dans nos échantillons lin quelconque schiste noir, pour deux
raisons:
- ce faciès est très marginal et bien localisé,
- l'intégralité des échantillons de ce faciès a été prélevée lors des travaux
antérieurs qui, par ailleurs, ont montré que la flottation du graphite n'est pas sélective
vis ~ \\is de l'or, ce dernier flottant avec (jusqu'il 2(J()() PP!]))
IL 1._~ REPRESENTATIVITE
t.3.1 ECHANTILLONS INITiAUX
Le nombre (37 sur un total de 4S) et la dispersion spatiale des sondages
échantillonnés (annexe III) leur confèrent une représentativité suffisante,
La teneur moyenne du minerai est de 5.5 12/t (tableau III); elle est comparable
aux 5 12/t estimés dans l'évaluation des réserves de minerai (Aye, communication orale,
Nov. 1991).
1.3.2 LOTS CONSTITUES
La distribution du minerai échantillonné (tableaux nom et IV) est tout à fait
comparable à celle calculée par les géologues-prospecteurs (Matheus, 1981; Guillon,
1982) qui estiment que le minerai sulfuré est composé pour 50% du faciès A et pour
10% de chacun des faciès B, C D. E et F (tableau n" II).
Les écarts avec nos valeurs peuvent s'expliquer par le fait que, d'une part les'
niveaux particulièrement riches en or (fréquents dans les faciès E et 0) ont subi cles
prélèvements intensifs clans le passé pour, notamment, des essais cie traitement et que
d'autre parr notre calcul ne prend pas en compte le faciès F pour les raisons évoquées
plus haut.

---

- 50 -
FACIES
POIDS
%
TENEUR Au
POIDS
(gramme)
RECONST.
( g/t)
A
163391
44,22
6,26
B
51253
13,87
4,34
C
98752
26,73
4,73
D
26725
7,23
4,38
E
29382
7,95
7,63
1
- --
TOTAL
369503
1
100
),.'))
1
1
________1
_ _.--.1___________1
!
T~lbleau na III: Distribution et teneurs reconstituée,
en or des lots
échantillonnés.
(voir en
annexe IVA le calcul des teneurs reconstituées des lots)
FACIES
PUISSANCE
POURCENTAGE
ECHANTIL-
RELATIF
LONNEE
(m)
(% )
A
143,77
38,58
B
53,00
14,22
C
102,90
27,62
0
38,10
10,22
E
34,80
9,34
TOTAL
372,57
100,00
Tableau na IV: Abondance relative des lots suivant
la puissance échantillonnée.

---

- 51 -
IL2 PREPARATION ET FLOTTATION DES LOTS
11.2.1 PREPARATION MECANIQUE
Nous avons adopté un protocole de préparation relativement souple en ce sens
qu'il permet de pouvoir revenir en arrière en cas de nécessité. Chaque faciès a été
préparé suivant le schéma de la figure n07.
Le minerai est d'abord concassé à dgO de 15 mm puis divisé en deux parts
égales qui seront traitées séparément (deux séries de flottation).
Après
réduction au hroyeur' ~'yliJ1drè~ il LIll d:-;() de 6()() pm (fig. n
). k
minerai est réparti en lots de 8 à l() kg. correspondant à la charge de minerai admissible
clans le broyeur à barres. Pour le hroyage final, nous avons travaillé avec Ullè'
concentration solide de 50 % et avec un rapport charge/minerai égal à 12. Ce rapport a
été habituellement utilisé dans le passé avec le minerai de Sabodala lorsqu'on vise un
broyage fin (d80 = 100 pm).
La figure n09
illustre les courbes du contrôle granulométrique Laser
(granulomètre Cilas - Alcatel HR 850). pour les trois principaux faciès et pour des
temps de broyage de 10 mn (lot AI) et 15 minutes (lots AI, Blet CI).
A 15 minutes de broyage. nous obtenons un d80 de l'ordre de 75 urn avec 100%
d'inférieurs à 200 urn, ce qui est plus fin que le dgO visé (100 um), Puisque cela est
censé aller dans le sens d'une meilleure récupération de l'or en flottation, nous avons
retenu pour toute la suite des essais un temps de broyage de 15 minutes.
Au total. 183,6 kg de minerai ont été traités pour la première série et 160 kg
pour la deuxième: ils se répartissent suivant le tableau nOV. Les écarts avec les poids
figurant dans le tableau n" III sont dus aux pertes de poussière au concassage et aux
prélèvements d'échantillons minéralogiques.

---

- 52 -
x = A, 5, C. 0 ,E
1
CONCASSEUR 51 RA TO 1RE
1
080 = i 5 mm
l C:I 'jiSé::UP JOr'-JES 1
BROYEUR A C:L: NDPES
Lames minces
080 = 4 mm
- j:3 mo i s aor es 1 èr e serie
- or ot oc o Ie srm tatr e
:JUj... RT ,..\\ Gc ~_-----'
""nalyse chimique
1
1
1
Lots oenviron 8 ka
1
,
1
-1
1
,
'" 3 kg
- Jurée = 1S'il n
Bf:OYEUR A BARRES
- 50% 50 Il de
- cao v 'sè = i 00 urr
FLoTT ATiON
Fi2l1rc nO LSchéma de préparation des lots de minerai.

---

- 53 -
ANALYSES *
LOTS
POrDS
TOTAL
TRAITE PAR
CHIMIOUES
TRAITE
FLOTTATION
( g )
( g )
1
,\\1
74627
+141)
j')()()'7
BI
215S5
3077
2'+/162
Cl
.+7162
30,1()
50202
Dl
l17J6
3740
15486
El
107.+7
3463
14210
TOT AL 1~ SERIE
165857
17760
183627
A2
76392
-
76392
82
20822
-
20822
C2
40511
,W511
-
Il L()
,
, '-"",\\
!(]62S
TOTAL 2~ SERIE
159533
159533
TOTAL YlfNl:RAI
325390
17760
343160
Tableau nOV - Répartition du minerai sulfuré traité
*
alimentation du broyeur à barres
100
+-'
c:
ro
VJ
VJ
-
1'1
80
ro
! 1
0...
~
-
/
60
~
,
1
,
40 -
,
! 1
/
!
, 11
!
l·j
i
. i-
Iii
20
!
id
=
!
i
()
J#
1
10
IOO
1000
10000
Maille du tamis (um)
Fillil~JJ~J?- Courbe granulométrique de l'alimentation du broyeur à barres

---

- 54 -
r
•
':
" • • • &nt
'
-:
"'"
_
• • "
1
._t__
~
t
(
7. ....
- . . _
)
::....:=c::.::....:--'--'-
_
, ' "
0 - ,
"Xl .----'----'==---'--'-----=-==------------~
!
",,1
""!
1
001
"'1
i
1
,,//
;-;J'
""'1
/
,
1
'-'il
Il
..
/
.... :..... :.:.1
/
.~. ·N·······:·
'1
'Ill t:
Il'11111
I I··n
I
"
LOO
t:i3J
\\
CSl..-tr.
(""le ...".,..J
~]~11~~,m~1rh::.ll'-~r.. ~(.,c.ron.)
a - :O[ -\\; : UL:~~ de broyage == :0 mn
;] - :O~ :\\i : duree Ce ~roY2.g'~ = ~:.' ;I::1
d80 == :::00 um
dSO == 75 f.L-:D.
. . .
:0
100
;
~ •••• ...,t ( 't ...... _
• •
l
.....
l'2
»:
/
//
/,,/"
,
,
,
;.a'
, i l i
il- .
illlll~~100
c - lot 31 : durée de broyage == lS am
d- lot Cl : durée de broyage = 15 Inn
d80 == 75 um
d80 == 55 f.U!1
Figure nO 9 Contrôle granulornétrique laser des produits broyés.

---

- 55 -
11.2.2 FLanATIaN DES LOTS
2.2.1 METHODOLOGIE
Notre but ici n'est pas d'éwdier la flottation du minerai de Sabodula. cette
question ayant été largement abordée antérieurement par le S.R.G.M. ct fait l'objet d'un
rapport intitulé" Etude d'optimisation de la flottation du minerai sulfuré aurifère de
Sabodala r (Libaude et al., 1983).
t
Nous nous sommes néanmoins inspiré de ce dernier rapport pour fixer des
conditions opératoires assurant une très bonne récupération de l'or. Nous retenons de ce
rapport que ce résultat peut être obtenu par une flottation à l'AmylXanthate de
potassium (AXK) à la dose de 200 g/t au dégrossissage et 50 g/t à l'épuisage. en
présence de
mérhyl-isobuthyl-carbinol (MISe) comme moussant, à pH naturel, avec
deux relavages au moins,
Le schéma de flottation est résumé par la figure n? 10.
1
BOYEUR A BARRES 1
6 . la kg
• Cellule AGITAIR ca 30 litres
• AmylXanthate ce potassium ( AXK )
· Agitation: 700 rpm
• Temps: 6 mn
- 25 ", Salice
• Moussant: ,'AIBC : la g!T
· Açuancn : 700
rom
1
DEGROSSISSAGE
1
· pH nature:
3
Air : 2,5 cars
· Ternes :"6 mn
l
Sténle dégrOSSissage
1
Concentré dégrOSSissage l
1
1
i
. AXK , 50 g:T
EPUISAGE
1
-Terncs: 8 mn
. »H
1
n",urel , 3
,
, - - - - ,
i Concentre eoulsage
'---0
Stérile 'Inal
Concentre global
"
RELAVAGE 1
1
,
M,Xles ~
t
I~ELAVAGE 2 1
1
~
l
l' " "
à .eravace 1 sauf ternes ,
-----'--.,l l
'
1 emps ~ 8 mn
r i
Cc ..cenrre
final
Mix:es 2
j
1
Fi~lIfC Tl 01 () - Schéma de flottation des lots de minerai

---

- ~6 -
2.2.2 RESULTATS ET COMMENTAIRES
2,2.2.1 Flottation de la premIère série
Comme nous pouvons le constater dans les tableaux VIa à VIe. les bilans sont
pan icul ièrcment cohéren ts.
Quantitativement. nous avons obtenu 3428 grammes de concentrés répartis
comme suit:
-concentré Al . 1273 g
- concentré B 1 . 7()l) ~
- concentré C j
j (J3\\) ~
- concentré 0 1 ' 22() ,r
- conceu tré E ]
i ,\\ 1 (T
Les concentrés obtenus ont des teneurs en or allant de 123 ppm pour le rot BI a
238 ppm pour le lot Al.
La teneur moyenne pondérée en or des concentrés est de 190 ppm.
Le fait le plus significatif est la très bonne récupération de l'or: plus de 90(/( à
l'exception du lot BI qui donne une récupération de 86(k. La récupération moyenne
pondérée de l'ensemble des faciès est de 92 %.
En termes de récupération potentielle, en envisageant un rebroyage des mixtes
suivi de flottation, les récupérations pourraient atteindre 95%. Toutes ces valeurs sont
bien corrélées à celles relatives au soufre.
Le rapport or (ppmj/soufre (%) des concentrés varie entre 3.3 (lot BI) et 6 (lot
Al), Il est sensiblement le même yue dans le tout-venant. II n'y
a donc pas eu de
sélectivité par rapport à ces deux éléments lors de notre flottation contrairement aux
résultats de Libaude et al.. (1983) qui montraient que l'or était mieux flotté que les
sulfures, L'écart constaté s'expliquerait d'une part, par le fait que notre collecteur eq
plus puissant donc moins sélectif (AXK à la place d'un mélange de buthylxanthate et de
buthyldithiopho sphate cie sodium) ct d'autre part. parccqu' une partie de l'or libre a
rejoint les mixtc s de deuxième relavage (rapports plus élevés) au dérrirnc m des
concentrés,

---

- 57 -
VIa - Lot AI
r
1
i
1
Produit"
Poids
Teneur
DiS\\rihU-1 Tenell r
)1~Lrihul
1
Teneur
,:\\u/S
Ag/Au
Au
iion Au
S
t ion S
i
l\\g
1
1
( l'pm)
(lé )
( '); )
( 'i; i
( ppm )
1
Concentré
1,95
23~,00
90,~O
39,36
90,06
12,5
6,05
0,05
Mixtes 2
0,~3
Il,90
1,90
2,19
2,13
2,3
5,43
0,19
Mixtes 1
5,64
5.22
5,75
0,53
3,51
1
9,~5
0,19
Ré~ldll
91,5S
0,09
i.55
(),O4
~U()
< 0,1
2,25
< LI!
1
Tv . F,"~·\\.
1(lO ,on
1
5, Il
!1 il i.1 )( !
IJ.:-i5
: (l,
:)
~ '. .
,_]12
1
CJ,f)(l
1
( ). \\ )(;
1
:
1
1
,
1
;
TV. ana].
5,12
(),-1-5
lU
l l "~K
(),(i2
!
!
,
1
Tableaux na VI - Bilans de la première série de flottation
Les teneurs en argent des concentrés varient cie 12,5 l'pm pour le lot A 1 à 19
l'pm pour le lot E 1, avec une moyenne pondérée de 14 l'pm,
Le rapport argent/or des concentrés varie cie 0,05 (lot Al) à 0,12 (lot BI) et
tourne autour cie 0,09, Pour un lot donné. ce rapport croît du tout-venant au concentré
mais il est plus élevé dans les mixtes 1 et 2 et encore plus clans le résidu. Cela suggère
que l'argent soit exprimé en partie sous des formes autres que l'alliage avec l'or natif,
flottant moins bien que ce dernier, comme par exemple l'argent natif, les sulfures
d'argent (Houat, 1(69). Dans la négative et en supposant que
l'or métallique soit
l'unique statut chimique, le calcul du rapport Ag/CAu+Ag) donne une valeur approchée.
du titre de l'alliace or-argent: ce titre varierait de sr:!', Ae: (concentré AI) à 10% Au
'--
'--
.....
"-
(concentré BI) et tournerait autour de Sc;; Ag pour les autres faciès. Ces valeurs seront
comparées au résultats de la spectroscopie Mossbauer.

---

- 5;-; -
V]b - Lot B]
Produit-
li Poids
Teneur
Dislri bu-
TL' Ill' 111
1)lstribu-
Teneur
Au/S
\\
.\\ u
Au
lion Au
S
lion S
Ag
1
(ppm)
(f/( )
( Ci
I(
)
( 1/( )
(ppm)
Concentré
3,53
]zs.oo
L)2,50
37,66
n,57
]4,5
3,27
0,12
Mixtes 2
1,56
6,40
2.12
2.12
2,30
],7
3,02
0,27
Mixtes]
7,43
2,79
4,45
(l,52
2,69
0,6
5,37
0,22
Résidu
S7,4S
0,05
O,LJ3
(l, (l4
2,44
< 0,1
1.25
< 2,00
1
1
1
1
1
1
TV. Ree.
10O
4,70
lOII.O()
~ .J·t
: : 1(1.
,
O()
0,6
3~2:
i l
i
f) • l_
1
1
I
1
!
!
TV. anal
(l, )
4_.s_'L)_I_~L___1._5_(l_____C
_ _ _ _. L - -_ _----'_ _
__'____
___'__
_
VIc - Lot C]
Produits
%Poids
Teneur
Distribu-
Teneur
Distribu-
Teneur
Au/S
Ag/Au
Au
tian Au
S
tian S
Ag
(ppm)
(C;; )
( \\{ )
( Ilc )
(ppm)
Concentré
2J9
] 73,00
94,20
40,62
lJ2,OO
1
] 4,0
4,26
O,OS
Mixtes 2
0,4
10,80
0,lJ5
2.92
LI)
2,6
3,70
0.24
Mixtes 1
1,86
8,86
3.77
1,33
2,34
2,2
6,66
0,25
Résidu
95,95
0,05
1.0S
O.OS
4.55
0, )
1,00
2.()(J
1
1
TV. Ree.
1«o.no
4.39
j (J().OO
1.06
) ()(),OO
(l,5
4.16
o. 1]
1
I
1
TV. anal.
4,3lJ
L_
(j),()
0.1
5,49
O.(l2
1
1

---

- 59 -
VIl! - LOl Dl
-
. _ . _ - - , - - .
1Produitx
(';Poids
Teneur
Di-tribu-
'l'l' 11LlI r
Dixnibu-
Teneur
Au/S
t:..g/Au
Ali
rion Au
S
tion S
Ag
( ppl11 )
((/0 )
( (Ii )
( !fi)
( ppm )
Concentré
2.16
177,00
01,54
.10,2,1
00,22
17,0
4,51
O,lO
Mixtes :2
0,61
14,60
2,10
3.61
2,34
4,5
4,04
0,31
Mixtes 1
4,52
4,87
5.25
0,03
4A~
1,8
5,24
0,37
Résidu
92,71
0.05
Ui
().O1
:2. ()()
O.!
1.67
2,(H 1
1
1
1
T\\'. Rce-
100,(lO
4.51
Illl!JIO
().(J.;
; ()(!,()()
(l,ô
-1-, ;-(()
. , . ,
,! ",
1
1
i
TV, anal.
4,17
(J,x4
CU
4,%
1
\\1.(
i
VIe - Lot El
Produits
{foPoids
Teneur
Distribu-
Teneur
Dixtribu-
Teneur
Au/S
Ag/Au
Au
tian ALI
S
tian S
Ag
( ppm )
(%J
( S'I( )
( %)
( ppm )
Concentré
1.91
213,00
~6JO
47,21
85,27
1l),O
4,51
O,Ol)
Mixtes 2
0,54
30,90
3,53
6.33
3,23
4,2
4,8~
0.14
Mixtes 1
6.44
6,39
8.72
1.18
7.19
0,0
5.42
0.14
Résidu
9 1, 11
O,OS
1.45
O.OS
4,31
< 0.1
1,60
< 1.25
1
TV. Ree.
1O(J,(JO
4,71
IOO.(HI
1
l.O6
1(JO J)(l
(lA
4A5
O,(Jl)
1
,
1
1
1
1
1
1
TV. anal.
4,71
0)0
(U
5.41
1
( l,()6
1
1
1
1
!

---

- 60 -
Les analyses granulumétriques. par tamisage. des trois principaux concentrés
Al. Blet CI sont données rcxpcctivcmeut dans les tableaux VIla. VIIb et VIle. la
figure n'' l l illustre les courbes granulométriques correspondantes. Le tamisage n'est pas
directement
comparable
à
la
granulométrie
Laser.
Cependant.
les
écarts
granulométriques constatés nous font envisager que les trois concentrés aient une
granulométrie plus grossière que celle de l'alimentation de la flottation (fig. n09 : dXO ==
75 um), le dSO variant de 110 um pour le concentré Cl à 125 um pour le concentré Al.
Ceci s'expliquerait par le fait que la pyrite soit déjà libérée bien au-dessus de ces
granulométries. Les très fi nes particules, plu tôt stéri les. aurai en t tendance à se retrouver
dans le résidu.
.1
100
,
'1
l
1
1
1
.
.....
,....
a
SO -
!
1
1
1 1..'
1
'll
l
[
l
[l.·
l
'll
1
--0-
~
concer.ré Al: d80 == 125 urn
."
c,
• p
1
~
60 -
.. -+-. concentré BI : d80 == 115!lm
1,
1
"+"concentré Cl : d80 == 110 urn
40 -
1
~.
1
20 -
~
f." Irl
1
1
~ ! 1 !
j,
Cl
o
10
100
1000
Maille du tamis (um)
L:ï~lIl\\: nO 11 - Courbes granulométriques des concentrés Al, BI et Cl

---

- 61 -
VIL.L- Concentré ;\\ 1
TRANCHE
POIDS
%POIDS
%POIDS
(microns)
( g )
CUMULE
> 160
103,48
1 0,49
10,49
100 -160
227,32
23,05
33,54
80 -100
168,01
17,03
50,57
63 - 80
173,72
17,61
68,18
32 - 63
275,78
27,96
96,14
< 32
38,01
3,86
100,00
TOTAL
986,32
100,00
Vllb - Concentré BI
%POIDS
microns)
1
( g )
CUMULE
1
-j
r
>160
82,58
Il,13
Il,13
100 -160
138,46
18,65
29,78
80 -100
128,42
17,30
47,08
63 - 80
160,55
21,62
68,70
32 - 63
207,20
27,90
96,40
< 32
25,22
3,40
100,00
TOTAL
742,43
100,00
VlIc - Concentré Cl
TRANCHE
POIDS
%POIDS
%POIDS
(microns)
( g )
CUMULE
> 160
37,28
6,48
6,48
100 -160
107,90
18,74
25,22
80 -100
143,20
24,86
50,08
63 - 80
173,24
30,08
80,16
32 - 63
104,00
18,06
98,22
< 32
10,24
1,78
100,00
TOTAL
575,86
100,00
Tableaux n° VIla il VlIc: Analyse granulornétrique des concentrés
A1,B1et Cl

---

- 62 -
2-2-2-2 F\\ottatiuli dl' la deuxième série
Li flottation de la dcux icmc série de lots de minerai a été menée dans les mêrne-.
conditions que celles de la première série mais elle a eu lieu treize mois après l'elle-ci.
Les tableaux VIIIa ù Vl lle illustrent les bilans-or de cette flottation. Ces bilans
montrent des teneurs en or moins élevées mais variant à peu près suivant la même
tendance que celle observée dans la première série avec un maximum pour le lot A2
(211 ppm) et un minimum pour les lots 82 et 02 (115 ppm). La teneur moyenne en or
est de 165 ppm.
Li récupération moyenne de j'or est aussi moins bonne. Elle est de x7 c~.
La baisse de te/leur et de récupération-or est imputable
la fois à luugmentution
à
du rendement-poids des concentrés et ii un mauvais épuisage des premier.. résidu .. qui
pourrait s'expliquer partiellement par une oxydation des sulfures (stockage du minerai
concassé à 15 mm pendant 13 mois). Il en a résulté un fort salissage des concentrés et
des résidus finaux insuffisamment épuisés.
A l'issue de cette flottation. les quantités suivantes de concentrés ont été
obtenues:
a - Lot Al
- concentré-Az : 1770 g
- concentré B2 : 905 g
Produits
% Poids
Teneur
Distri-
Au (pprn
bution
- concentré C2 : 1255 g
Au
(% )
- concentré 02 :308 g
- concentré E2 : 405 g
Concenrré
2,32
211,60
86,97
soit au total 4643 g.
Mixtes 2
1,14
17,00
3,43
Mixtes 1
2,37
3,00
1,26
-
Résidu
94,17
0,50
8 ~ 1
, j ....
TV. Rec.
100,00
5,64
100.00
TV. anal.
5,12
Tableaux n? VID: Bilans de la deuxième série de flottation

---

e . Lot C2
b - Lot E2
- - - - _ . - ,
1
Disui-
Produits
% Poids
Teneur
Produits
% Poids .. Teneur
Distri -
Au (ppm
but ion
Au (ppm
bution l
, .:\\ u (% )
, \\ lJ
( % )
Concentré
3,10
147,50
88,05
Concentré
4,35
115,00
86,86
Mixtes 2
0,90
6,00
1,04
Mixtes 2
0,76
6,00
0,79
Mixtes 1
2,47
4,00
1,90
Mixtes 1
4,30
6,00
.+,48
;
o.so
~
,")"'·Y
Résidu
93,53
(Un
i
~J ,0 l
1
1
.'~ ,.
1
Résidu
L)O.SCI
1
i
1
i
i
lOU,li;)
:~ .1-)
, I l ;
1
TV. P..l'l'.
) . \\ )
TV. Rec.
10U.(")
),76
i
1
1
i
!
1
TV. anal.
4,31)
1
TV. anal.
'+,39
!
1
'1
1
ct - Lot 02
e - Lot E2
Produits
% Poids
Teneur
Distri-
Produits
% Poids
Teneur
Distri-
Au (ppm
bution
Au (ppm
bution
Au
(% )
Au
( % )
Concentré
2,76
115,00
79,79
Concentré
3,81
164,00
88,62
Mixtes 2
1,14
7,00
2,01
Mixtes 2
1,00
12,00
1,70
3,25
Mixtes 1
5Al
5,00
6,80
Mixtes 1
4,58
5,00
1
Résidu
90.69
0,50
11AO
Résidu
90,61
0,50
6.43
1
!
TV. Ree.
100,00
7,05
TV. Rel'.
100,00
3,98
1(JO,OO
TV. anal.
4,17
TV. anal.
4,71
--.J
CJ
..J
Tableaux na VIII: Bilans de la deuxième série de flottation
(suite et fin)

---

- 64 -
ILl CONSTITl TI()~ D'ECHANTILLONS D'ETUDE
3.1 ECHANTILLONS POUR llYDROMETALLliRGIE
Nous avons élaboré deux 1ignées de concentrés correspondant aux concentrés
de première et deuxième séries de tlottation et référenciées respectivement 1 et 2. Les
deux lignées comprennent il peu près les mêmes types de produits et ont servi à la
lixiviation il la thiourée pour la lignée 1. à la cyanuration pour la lignée 2.
3.1.1 LIGNEE 1
31.1.1 Conce[1tl'~s différenciés:
Cc sont des échantillons de ,'()ncentrés de première la flottation. référenr ié., ,-\\!,
BI, Cl. DI et El.
3.1.1.2 Concentrés composites
Cette catégorie comprend:
- un "composite global tel quel", noté CG 1tq qui est un mélange des cinq concentrés
Al, BL CL DI et El dans les proportions 40% de AI, 15% de BI, 25% de CL 100/c
de DI et 10% de El: ces proportions sont il peu près conformes il t'abondance relative
des différents faciès, dans le gisement.
- un "composite partiel tel quel", noté CPltq : c'est un mélange des trois principaux
concentrés AI, Blet CI dans les proportions 50% de Al, 20% de Blet 30% de CL
c'est il dire dans les mêmes proportions que précédemment mais ramenées à ces trois
produits.
- un "composite global grillé". noté CG IG : c'est un produit grillé dans des conditions
oxydantes (four il moufle) il 450°C pendant 2h puis il 650°C pendant la même durée.
afin d'oxyder complètement la pyrite par volatilisation du soufre.

---

- 65 ..
3.1.2 LiGNEE :2
Cene lignée comprend les I11tl1lCS types de produits que la lignée 1 sauf quici
nous avons fabriqué des produits broyés il partir du composite global CG:2tq :
3.1.2.1 Concentrés différenciés:
- concentrés "tels quels" de la deuxième série de tlottation : Al, B2, Cl, Dl et El
3.1.1.2 Concentrés composites
- composite global: CG2tq
- composite partiel. CP2tlj
- composite global broyés il différentes mailles: uroo de 80 urn. dl()O de 60 u.m et
dl00 de -+0 um: ces produi ts broyés sont respectivement notés CG2. -80 , CG2. -IJ(J et
CG2.-40.
- composite grillé: CG2G .
11.3.2 ECHA~TILLONS POUR MINERALOGIE
3.2.1 SECTIONS POLIES:
Nous avons fait réaliser:
- vingt sections polies sur des carottes de minerai sulfuré tout-venant: ces sections sont
numérotées SPI à SP 20. Les informations relatives à leur origine (localisation, côte
etc ...) et au type de faciès peuvent être consultées en annexe IVc.
- dix sections polies de concentrés de la première série de flottation à raison de deux
sections par concentré. Ces sections sont référenciées SPIA. SP2A. SPIB. SP2B.
SPIC, SP2C, SPIO. SP20. SPIE et SP2E.
~.

---

- 66 -
3.2.2 LA\\lES i\\ll:\\CL:-;
Dix-huit lames minces numérotées LM 1 :1 LM 1~ ont été taillées sur les 1110111es
carottes d'origine que respectivement les sections SPI à SPlx.
3.2.3. ECHANTILLOi'\\S E0i POUDRE
- poudre pour spectrométrie d'émission à arc continu: un échantillon de tout-
venant et un échantillon de concentré ont été porphyrisés pour chacun des cinq facies
A, B, C, 0 et E. Ensuite, une masse suffisante a été envoyée à l'analyse (20 g pour
chaque tout-venant et 5 g pour chaque concentré).
- poudre pour spectroscopie \\ liissbauer de 197 Au : vingt grammes de poudre ol1::tés
quartés pour chacun des concentrés A 1 et BI pUIS cnvovés à Munich i!'~l'r la
spectroscopie Mossbauer.

---

- 67 -
III. TROISIEME PARTIE: CONDUITE DE L'ETUDE, RESULTATS ET
DISCUSSIONS

---

- 68 -
HI.J MINElL\\L<)(;a~ /\\PPLIQUEE
Ill.!.l CARACTERISi\\"[[()!\\ CllIi\\IIC 'O-i'vllNERALOCilt)lL ULS Mlr\\l~R:\\IS LI
('( )NCL:\\TRES
1.].1 ANALYSE SE~lH.)LANITL\\T1VEAU SPECTH-OJ\\lLIRE [)'EMISS10;\\ .\\ AR.('
CONTINU
1.1.1.1 But
Le but de cette analyxe e,'>t d'apprécier assez rapidement et de la manière la plux
complèu- possible la présence \\.~t l'ordre de grandeur des élénlelHs chimiques. Par la
suite. L'è'rîaÎns éléments su.~L'eptjhks de jouer un rôle dan , :,1 ' :tr'l~clli.>SL miucral.. c:~,· ,',!
la lixiviation de l'or. serum c!usés ck manière plus précis':
L'analyse spectrométrique a porté sur des poudres cles cinq toutvenants de la
première flottation. notées TV AI. TVB 1. TVC 1. TVD 1 et TVE 1 ainsi que sur les
concentré'> correspondants Al. BI. CI. 01 et CI.
\\.\\.1.2 Résultats et discussion
Les résultats peuvent être consultés dans les tableaux n" IX
- Les éléments lé~ers : Si. Al. Mg. Ca. Na et K :
Ces éléments sont présents à l'état de majeurs dans les tout-venants sans qu'il
soit possible de différencier ces derniers. Des tout-venants aux concentrés. on note un
appauvrissement en éléments légèrs. Dans les concentrés. les alcalins (Na et K) et
alcaline-terreux (Ca et Mg) ne som plus que des traces.
Il apparaît clairement que lès éléments légers sun! assol'iés ~l la gangue dont
nous avons vu qu'elle est xilico-carbonatée (paragraphe r.12.~L 1J.
- Les élémL'nts lourds:
Les éléments de transition: Ti. V. Cr. [\\ln. r-. Cu. Ni. Cu, Zn :

---

j)an~ Ct'ttl·sc;ril'.
scu l-; r:e et dalls une moindre mesure Ti <out il l'etat de
majcurx. Fe t'st pl u-, abondant dans lès concentré" qu,: dans les tout-ven.un-, ham de
toute évidence as.sol'ié aux xulturcx
Ti. exprimé pour l'essentiel sous forme de rurilc (Ti02 J. rcxte il des valeurs
supérieures il 1(( dans tous les produits: il est en eftcr associé à la fois il la gangue et à
la pyrite (inclusions de rutile) et est partiellement exprimé sous forme de
titanomagnétite.
Mn. Cr et V paraissent plutôt associés à la gangue. les teneurs s'abaissant de
manière signifil'ative (ks tout-venants aux concentrés. Des microunalvse s de rutile ont
révélé que Ti est pan iellcmcut remplacé par Cr.
\\1 et Cl accompagnent Fe dan~ ks concentre-
En crfct. cle LI p,.·JHI~lndlte
(1 Fe:.:". l iqS 1)) c'SI sigl1ake en rrace- dan .... le nuner.u l'a:
vliié s: Cl ,1: ,i ',s'I .. ,:c des
substitutions partielles de Fe par Ni et Co peuvent être observées dans la pyrite (FeS2).
Les métaux de base Cu et Zn sont présents dans lès tout-veuantx dans le même
ordre de grandeur (IOO ppm). Les teneurs des concentrés passent il l'ordre de 3000 ppm
pour Cu et seulement 300 ppm pour Zn. Cette distorsion a une double explication: (1)
la sphalérite (ZnS) non activée flottant mal avec les x.mthates. notre flottation a été
beaucoup plus sélective vis il vis d'elle que des autres sulfures. (2) la chalcopyrite
(CuFeS2) outre -le fui: qu'elle flotte bien aux xanthutes. est surtout exprimée en
inclusions ou en dépôts fissuraux dans la pyrite.
Les métaux nobles Au. Ag. Pt :
Les teneurs eu Pt sont inférieures il sa limite de détection par la méthode (LOD
::= 100 ppm i.
En ce qui concerne Au et Ag. les teneurs observées sont du même ordre de
grandeur que celles observées dans le • analyses quantitatives (voir tableaux n)VI :
bilans de la première série de flottation). La même remarque peut être faite. il savoir que
les concentrés sont enrichis eu Au ct Ag. ce qui prouve une fois dt' plus que ce s
éléments flottent bien aux xanthates en même temps que les sulfures.

---

- 70-
PRODUITS
Éléments TV. /\\1 TV. BI TV. Cl TV. Dl TV. El
C. Al
C. BI
C. Cl
C. Dl
C. El
.-
----
--_._-_.."- f------_.- _ . _ - -
_ . _ - - - - ~--
1
1
Si
....: :~: y
***
***
***
***
"+"*
*:j':
**
*:f:
~ i·
Al
**
**
~*
**
**
*
*
**
*
*
Fe
*
*
*
*
*
***
***
***
***
***
Mg
*
*
*
*
*
T*
T*
T*
T*
T*
Ca
*
*
*
*
*
T
T*
T
T
T
Na
"
*
*
*
*
T*
T*
T*
T*
T*
1
1
1
K
<---.------- Présence faible K20 < 4(/r; ----------->
<-
Interférence Fe: indét~cubl· ._.--- . -.>
1
1
1
1
1
Ti
<-----·--------------------21 %--------------------------> <- .....- .- --
"----->
Mn
1000-300(
'" 1000
'" 1000
'" 1000
300-1000
'"1000
300-1000 300-1000
lOO()
300-1000
As
<--.------------------- <300 LD D --------------------> 1000-300( 300-100ü 300-1000
'"100ü
'"1000
Cr
",100
100 - 300 100 - 300 100 - 3<X)
"'10
30 - ](X)
510
'" 100
100 - 300
Mo
<------------------------ <10 LDD --------------------> <----------- Interférence Fe indétcctable ---------->
v
100-300
100-300
100-300
100-300
100-300
530
530
530
530
Ni
"'100
30 - 100
30 - 100 30 - 100
'" 1000
Co
B
<----------------------- <10 LDD ---------------------> <---------------- <10 LDD --------------->
"'30
1
1
1
1
1
1
1
Pt
<---------------------- <100 LDD ---------------------
<----------------------- <100 LDD ------------------->
1
1
1
1
1
1
1
1
Pd
<----------------------- < lO LD D ----- ---------------> <-- ---.- ---------------- < 10 LD D --------------------->
1
1
1
1
I I I
1
/
Tableau nOIX- Analyse serni-quantitative par spectrométrie d'émission à arc continu
Légende:
(LDD = limite de détection ; T = traces; T+ = traces importantes; T- = traces faibles ; +++ =
éléments majeurs importants; ++ = éléments majeurs moyens; + = éléments majeurs faibles), Valeurs
en pprn.

---

- 71 -
PRODUITS
Elémcl1l~ TV. Al TV. Bl TV. Cl TV. Dl TV. El
C. Al
C. BI
C. Cl
C. Dl
C. El
Au
S;10
<10
<10
< 10
<10
lOO-300
100-300
",JOO
100-300
JOO-300
Ao
<JO
<10
< 10
<JO
< 10
10 - 30
10 - 30
JO - 30
JO - 30
JO - 30
b
Cu
",IOn
",100
""100
"'100
30 - 100 <---------------- ""3000 sous réserve ---------------->
1
1
1
1
Pb
<----------------------- < 30 LDD ------------------> <------------------- ""30 sous réserve --------------->
Zn
'"JOO
<:;100
"'100
< 100
< 100
""3000
100 - 300
",,300
"'300
"'300
Tl
<--------------------- < lOO LDD ------------------>
<----------- indétcctahlc, interférence Fe --------->
1
p ..
1
] e.'
.L-,.l
.r
'300e)
<:;100
<:;]00
1
",;IlO
1
-acc 1 c 300
"' ()()
,,' (l,:
1
1
1
<
< li) LDD ------------------>
13-:::
<-------------------- < 10 LDD -------------------->
1
1
1
1
1
1
1
1
Bi
<--------------------- < 30 LDD ------------------->
<--------------------- < 30 LDD ------------------->
1
1
1
1
1
1
1
1
Cd
<------------------ < 3000 LDD ------------------->
<------------------- < 3000 LDD ------------------->
1
1
1
1
1
1
1
1
Sb
<--------------------- < 300 LDD -------------------> <--------------------- < 300 LDD ------------------->
1
1
1
1
1
1
1
1
Sn
<--------------------- < 30 LDD ------------------->
<--------------------- < 30 LDD ------------------->
Sr
",100
~100
"" lCXl
""100
"'100
",30
30 - 100
10 - 30
JO - 30
JO - 30
Ga
<--------------------- < 30 LDD ------------------->
<----------- indétectablc, interférence Fe --------->
1
1
1
1
1
1
1
1
Ge
<--------------------- < 30 LDD ------------------->
<--------------------- < 30 LDD ------------------->
1
1
1
1
1
1
1
1
Yb
<--------------------- < 30 LDD ------------------->
<----------- indétectable interférence Fe --------->
1
l '
1
1
1
1
1
1
Tableau nOIX- Analyse serni-quantitative par spectrométrie d'émission à arc continu
Légende:
(LOD = limite de détection ; T = traces; T+ = traces importantes; T- = traces faibles , T
éléments majeurs importants: ++ = éléments majeurs moyens; + = éléments majeurs faibles), V3
en ppm.

---

- 72 -
L~\\ autres 010n1l'll(\\ lllunb
,\\ i exception liL' ,\\s. Pb, Ba Cl Sr. WU.S k\\ .uurv, clements lourds xom <ort :1 des
teneurs inférieures il leurs limites de détection rl'~pect:\\·L'\\.~oit indétcctablcs du fait de
J'interférence (IL' Fe.
As est présent dans les tout-venants il des teneurs inférieures à 300 ppm (LOD),
Les teneurs augmentent de manière significative dans les concentrés. passant à j'ordre
de 1000 ppm. Classiquement cela peut s'expliquer par ( 1) la présence d'arsénopyrite
(FeA~S) d~llh le minerai et/ou (2) la présence de As duns la pyrite.
1)" r'st Jlré.\\el1t à des teneurs plus l'aihk\\ Lili" (.','\\1." d,.:; ~llI[n:\\ mL:taux ck ba-.c.
l.e: reneurs S()I1t inférieures :1 LI limite de déll'Clil)lJ nour les tour-venants Cl p~l\\SL'nt Ù
l ')rcire je 3U ppm pour les concentres.
Ba. exprimé sous forme BaS04 (barytine. annexe VIlla), a un comportement
très erratique: les teneurs sont du même ordre de grandeur (3()O ppm) pour lex tout-
venants alors que dans les concentrés ellex sont tantôt en baisse (Dl et El : inférieures il
100 ppm) tantôt en hausse d'un facteur 10 (B 1 et CI cc. 3000 ppm) voire 30 (A 1: 1(1c).
Puisque le baryum s'exprime soux forme de sulfate. il faudrait en tenir compte dans la
distribution du xoufre entre les différentes phases porteuses.
Enfin. Sr paraît plutôt associé à la gangue. les valeurs étant de l'ordre de 100
ppm dans les tout-venants et de 10 à 30 ppm dans lex concentrés.
r .2 ANALYSE CHIM IQUF QLJANTITATIVf~
r. l ,2, j Méthodes et buts
Il s'agit d'une analyse chimique ~oit par spectrométrIe d'absorption atomique
soit par spectrométrie DCP (Direct Current Plasma) portant sm les produits qui seront'
traités par voie hydrométalluruique L~t sur des toui-vcuants composites Seuls sont dosés
ici les éléments de valeur des minerais (Au d Ag) et ceux qui sont xuxceptibles dejouer
un rôlc xiuniiic.uif dans ks prol'C:\\SUS chimiques dc lixiviation (S, lc. As. Cu. /11. et
Pb),

---

- 73 -
Xa - Concentrés de première flottation
r-
AI
BI
Cl
Dl
El
CP1
CG1
Au ppm
23R
123
173
177
213
200
197
Agppm
12,5
14,5
14
17
19
13
14,5
Cu ppm
3290
1460
1650
2600
990
2100
2250
Znppm
1480
140
290
320
90
910
715
Pb ppm
320
210
305
220
308
300
270
As pprn
2617
513
586
3492
63R
1380
1600
S %
39,36
37,66
40,62
39,23
47,21
40,19
39,7·
Fe%
34,38
34,34
34,89
35,10
40,89
35,41
35,0
Xb - Concentrés de deuxième flottation
A2
B2
C2
D2
E2
CP2
CG2
1
11':-
i\\u pp; ij
211,6
115
147,5
16·+
176
1
170
j
Ag ppm
17
17
14,3
l 'î~.3
15
16
lS
i ;l-'ij'
Cu ppm
3066
1500
2000
1 -'-, .1,
! 1333
1
2400
2300
1
Znppm
800
246
250
283
133
515
455
Pbppm
300
100
123
100
103
200
228
Asppm
1800
233
466
633
483
1050
1000
S %
37,00
39,70
36,20
37,70
38,60
36,90
39,60
Fe %
32,57
34,98
31,87
33,19
33,97
32,50
34,92
Xc - Tout-venants
TYP1
TYG1
*
**
Auppm
4,61
4,72
Ag ppm
0,5
0,3
Cu ppm
115
115
Zn ppm
100
70
Pb ppm
30
25
As ppm
100
75
S %
6,40
6,30
Fe%
5.67
5,52
Tableaux na X: Analyses chimiques quantitatives
" T\\'1' 1 = mélange des tout-venants des trois faciès A, B et C
dans les mêmes proportions que pour le concentré CP 1
** TVCJ 1 = mélange des tout-venants des cinq faciès A, B, C, 0 et E
clans les mêmes proportions que pour le concentré CG 1

---

- 74 -
j .1.2.2 Résultats et discus~iun~
] ,', l:lhkdll\\ Xd a Xc lIiuStrCill k:-- rCsullals dc !'(lll;\\I\\.~,· <.ju(liititatl\\'\\:. l. cx.u nc n
de cc' rallkalL\\ ~uggère quclquex rcmarquc-, :
l i : les teneurs sont dans l'ensemble dans les mêmes ordres de grandeur que
celles observées dans l'analyse semi-quantitarive ft l'exception de celles relatives à Pb,
qui sont nettement plus élevées,
(2) les concentrés du faciès A (Al et A2) sont caractérisés par des teneurs en
Au, A~ et cvanicide s (Cu, Zn, Pb) sensiblement nl ux fortes que celles des autres
.:: ks concentrés El et E2 s,: di..;!ill~U\\:ilt dc.~ aUir,'~ p:lI leUI'''; teneur- l'iU~ Ulrtl",
en fe el ,J; ils viennent après les concentrés A pmu iL::-- tcucur; en Au : l'dt,' double
constatation confirme le caractère très pyriteux du faciè,s E.
(-+) les teneurs en Au des tout-venants composites xo m du même ordre de
grandeur que celles des faciès constitutifs (envirou S pprn).
1. i.3 CALCUL DE LA COMPOSITION MINERALOGIQUE EN SULFURES.
1.1.3,1 But et méthodologie
L'analyse chimique quantitative ne renseigne que très incomplètement sur la
composition minéralogique probable des échantillons. En effet il n'est pas rare qu'un
élément puisse avoir plusieurs affectations minéralogiques possibles. Par ailleurs il est
important de pouvoir estimer les proportions des minéraux qui jouent un rôle dans les
prccessu. chimiques. Ici, il s'agit principalement des sulfures et arséniosulfures.
Cependant. il n'existe pas de méthode d'investigation qui permette d'estimer de manière
très fiable une composition rninéralogique.
La composition minéralogique calculée est une composition virtuelle qui n'a de
sens que si elle colle assez bien :'1 LI réuliié C'est pourquoi le calcul pan d'un certain
nombre d'hypothèses qui s'appuient ~lII' la connais...;anl'l' de la minéralogie des
échantillons. Dans le cas de nos produit». l'l'S hypothèses ck travail sont les suivante.s :

---

- 75 -
( 1) les métaux de base Cu. Zn et Pb sont exclusivement exprimés sous forme de
sulfures. respectivement chalcopyrite ICuFeS2). sphalérite (ZnS) et galène (PbS) : ces
rm néraux sont en effet observés dans
minerais de Sabodala (Guillou. 19~Q J. Par
ailleurs la littérature ne signale pas la présence d'autres formes (sulfates par exemple).
(2) As est exprimé dans l'arsénopyrite (AsSFe), l'autre possibilité étant que As
soit un substituant partiel de S dans la pyrite; cene dernière éventualité est à écarter, les
microanalyses à la sonde électronique (III. 1.1.5.2) ayant montré que la pyrite est
pratiquement dépourvue d'arsenic.
(3) S est exclusivement exprimé sous forme de sulfures. La présence éventuelle
de sulfates serait très marginale. En effet. même si nous avons souligné que la présence
Je 8:, pose problème (III.l.l.I.21. il fau: aussi remarquer. el] cas de confirmation des
valeurs observées. qu'à 1% de Ba exprimé en barytine (82.50-+) correspond 0.24% de
S. valeur négligeable devant les teneurs en S (J5·3LJ9"c).
(4) Fe est exprimé exclusivement sous forme de sulfures et d'arséniosulfures.
Les concentrés du minerai sulfuré sont très proches de cette condition, les formes
oxydées y étant très marginales. Il est possible qu'une partie de Fe soit un substituant de
Zn dans ZnS. Le cas échéant. cela ne devrait pas beaucoup affecter la validité des
calculs. compte tenu des faibles proportions mises en jeu.
Notre calcul ne concerne que les concentrés. les tout-venants n'étant pJS plis en
compte du fait que (1) les teneurs en métaux et en soufre sont très faibles. (2) la
quatrième hypothèse les écarterait (présence de silicates et d'oxydes).
1.1.3.2 Plincipe
Le principe du calcul est une affectation des éléments à leurs phases
minéralogiques respectives. Ces phases som calculées à partir des masses molaires et
des rapports stœchiométriques r taoleaux na XI).
Dans le détail, l'ordre du calcul est très important :
- En premier lieu. on calcule les sulfures et arséniosulfures à l'exception de la pyrite.

---

- 76 -
- On calcule ensui te le soufre restant par soustraction du soufre constituant des phases
précédemment calculées au soufre total. La même opération est effectuée pour le fer par
déduction du fer constituant de la chalcopyrite et de l'ars~nupyrite.
- Enfin. on calcule la pyrite à partir du fer et du soufre restants en tenant compte des
rapports molaires de ces deux éléments dans la pyrite. Ce dernier calcul est rendu
possible par le fait que la pyrite constitue quasi exclusivement le sulfure de fer, la
pyrrhotite (FeS) étant signalée seulement en traces crès erratiques (annexe VIn b).
Nombres de masse
S
As
Fe
Cu
Zn
Pb
32,064
74,922
55,847
63,546
65,380
207,190
Masses molaires:
Aspy.
Cpy,
Sphal.
Gal.
Py.
(Fe As~)
(Cu Fe S2)
(Zn S)
(Pb S)
(Fe S2)
162,833
183,521
97,444
239,254
119,975
Rapports stœchiométriques
Aspy
Cpy
Sphal
Gal
Aspy
Cpy
Sphal.
Gal.
As/Aspy
Cu/Cpy
ZnlSphal
Pb/Gal
S/Aspy
S/Cpy
S/Sphal
S/Gal.
0,460
0,346
0,671
0,866
0,197
0,3-+9
0,329
0,134
Table:1l1 na XT- Calcul minéralogique: masses molaires et rapports (minéraux purs correspondant
aux formules standard)

---

- 77 -
1. J ,3,:~ Rc?sult~lh l't dlscus.siui!
Les résultats du calcul <ont consignés dans les tableaux Xl la et XIIb,
a - Les concentrés de première flottation.
La pyrite apparaît comme étant le sulfure dominant avec une teneur allant en
moyenne de 70 à 7Ylc, le faciès El titrant 'K7I,~, Les concentrés composites titrent
environ 7Yk de pyrite.
LI chalcopyrite est le
'llxièl1l\\' slliture d~I;;'. "ordre d'importance. Cep-udunr.
1,':-' tcueur- sont relativement faibles. allant cie' (I,~', !,.jL!J' le concentré FI il 1-, !'um lé'
Les teneurs en sphalérite sont encore plus basses, le maximum étant de O.22(k; il
èst observé pour le concentré :\\ 1. Cette dernière valeur contraste avec celles des autres
concentrés différenciés qui ne dépassent pas (l,(lYIc (concentré 0 1l.
Enfin, les teneurs en galène sont les plus faibles. variant de 0,02 à O.O.+(i( pour
l'ensemble des concentrés.
Le concentré AI ':e distingue (lès autre s par ses teneurs plu.': t orte : en
arsénopyrite, chalcopyrite, sphalérite et galène
Le concentré El est caractérisé par une teneur en pyrite sensiblement plus forte
que celle des autres concentrés.
Lon remarquera quaprcs c alcul de 1,1 pyn te. c'est tantôt le soufre qUI est en
e xcè« (,-,\\ \\. CI. El), tantôt le te!' (13 J. DI). Dan.s le premier cas. l'excédent pourrait
<expliquer par la présence de barytine (13aS0.:t. J• dans le second cas. par celle d'()\\~'des-'
de fer ou dl' silirutcs (chloritc l'Il')

---

- 7?\\ -
PRODUlTS
ELE\\tENTS Cl
Al
BI
Cl
Dl
El
CPI
CGl
,
,\\lI.\\ERA UX
1
1
-
1
As cc'
0,26
0,05
D,06
0,35
0,06
0,14
0,16
Aspy %
0,57
0,11
0,13
0,76
0,14
0,30
0,35
Cu 0/0
0,33
0,15
0,17
0,26
0,10
0,21
0,23
Cpy %
0,95
0,42
0,48
0,75
0,29
0,61
0,65
Zn 0/0
0,15
0,01
0,03
0,03
0,01
0,09
0,07
Sphal. %
0,22
0,02
0,04
0,05
0,01
0,14
0,11
Pb Cc
0,03
0,02
0,03
0,02
0,03
0,03
0,03
Gal. 0/(
0,04
0,02
0,04
0,03
0,04
0,03
0,03
1
i
S total
39, 36
37,66
4(),62
39,2)
J.! ..?1
4(),19
39,74
1
1
1
j
1
5 Aspy
O,ll
0,02
0.02 :
iJ,15
0,03
iJ,06 i
0,07
5 Cp»
0,33
0,15
0.17
0,26
0.10
0,21
0,23
s sn»:
0,07
0,01
0,01
0,02
0,004
0,04
0,04
5 Gal.
0,005
0,003
0,005
0,003
0,005
0,005
0,004
sous total 5
0.52
0,18
0.21
0,43
0,14
0,32
0,33
S restant
38,84
37,48
40,41
38,80
47,07
39,87
39,41
S"" moles
1,21
1,17
1,26
1,21
1,47
1,25
1,23
Smoies/Z
0,61
0,59
0,63
0,61
0,74
0,62
0,62
Fe total
34,38
34,34
34,89
35,10
40,89
35,41
35,01
Fe Cpy
0,33
0,14
0,16
0.26
0,10
0,21
0.22
Fe Aspy
0.26
0,05
0,06
0,35
0,06
0,14
0,16
sous total Fe
0,59
0,20
0,22
iJ,61
0,16
0,35
0,38
Fe restant
33,79
34,14
34,67
34,49
40,73
35,06
34,63
Fe '1 li moles
0,61
0,61
0.62
0,62
0,73
0,63
0,62
Fe excès, (;10
1,44
0,64
0.28
0.25
S excès, %
0, Il
0,68
0,39
; '
Pyrite %
72,61
70,26
74,49
72,73
87,51
75,34
74,40
total sulfures
74,38
70,84
75,17
74,29
87,94
76,38
75,50
Tableau na XIIa - Composition calculée en sulfures: concentrés de première flottation

---

- 79 -
PRODUITS
ELE~lENTS cr
A2
B2
C2
D2
E2
CP2
CG2
1
Ml:'-lERAUX
1
1
1
As%
0,18
0,02
0,05
0,06
0,05
0, Il
0,10
Aspy %
0,52
0,07
0,13
0,18
O,I.t
0,30
0,29
Cu %
0,31
0,15
0,20
0,24
0,13
0,24
0,23
Cpy %
0,89
0,43
0,58
0,70
0,39
0,69
0,66
Zn %
0,08
0,02
0,03
0,03
0,01
0,05
0,05
SphaI. %
0,12
0,04
0,04
0,04
0,02
0,08
0,07
Pb %
0,03
0,01
0,01
0,01
0,01
0,02
0,02
Gat. Ge
0.03
0,01
0,01
0.01
0,01
0,02
0,03
1
1
1
1
i
1
1
1
1
1
S rotai %
37,001
39,70
.., , JOI
.)0,_ 1
3ï,70
3x,60
36,90
39,60
1
,
5 A:W""
0,10
0,01
0,03
0.04
O.OS
0.06
0,06
5 Cpy
0.31
0,15
0,20
0,25
0,13
0.24
0,23
5 Spha 1.
0,04
0,01
0,01
0,01
0,01
0,03
0,02
5 Gal.
0,005
0,002
0,002
0,002
0,002
0,003
0,004
sous total 5
0.46
0,18
0.24
0,30
0,17
0,33
0,31
S restant
36,54
39,52
35,96
37,40
38,43
36,57
39,29
S "" moles
1,14
1,24
1,12
1,17
1,20
1,14
1,23
Smoles/2
0,57
0,62
0,56
0,58
0,60
0,57
0,61
Fe total
32,57
34,98
31,87
33,19
33,97
32,50
34,92
Fe Cpy
0,30
0.15
0.20
0.24
0,13
0,24
0,23
Fe Aspy
0.24
0.03
0,06
0,08
0,06
0,14
0,13
sous [Oral Fe
054
0,18
0,26
0.33
0,20
0,38
0,36
Fe restant
34,47
34,83
34,75
34,68
34,81
34,63
34,65
Fe" " moles
0,62
0,62
0,62
0,62
0,62
0,62
0,62
Fe excès, %
2,58
0,35
3,38
2,05
1,28
2,73
0,37
S excès, %
; '
Pyrite %
7.t,05
74,83
74,66
74,52
74,80
74,41
74,.t5
total sulfures
75,58
75,37
75,41
75,45
75,34
75,48
75,47
Tableau n:>X1Ib - Composition calculée en sulfures: concentrés de deuxième flottation

---

- so -
b - lxs COllu'lltrés de deuxième flottation
En dehors de la pyrite. les teneurs en sulfures sont dans l'ensemble légèrement
en baisse par rapport aux premiers concentrés.
D'un concentré à un autre. on observe les mêmes tendances dans l'évolution des
teneurs en sulfures. exceptée la pyrite. En effet. les plus fortes teneurs observées pour le
concentré A 1 sont confirmées par le concentré A2. Par contre. on ne retrouve plus la
très forte teneur en pyrite du concentré E.
Les tene:urs en pyrite varient tré.s peu. FII,.'.s vont .Ie 74 il 7'YYr pour l'ensemble
Le fer résiduel est systémutiqucmcut t'Il c'\\l·è.\\ par rapport au soufre. Ii
semblerait que les concentrés de de ux icmc flottation soient plus oxydés que les
premiers du fait probablement de l'exposition plus longue à l'air libre des tout-venants
(flottation réal isée 13 moix après la première J. Ce même phénomène pourrait être à
l'origine de la baisse de teneurs observée. la flottation étant moins performante dans ces
conditions.
1.1.3.4 Conclusion
Il ressort du calcul minéralogique (lUC la pyrite est le sulfure très largement
dominant. les autres sulfures étant présents il des teneurs faibles il très faibles. En
particulier. la sphalérire et surtout la galène sont très marginales. Les cations Zn 2+ et
Pb2+ ne devraient donc pas avoir d'effet significatif sur l'aptitude à la cyanuration des
concentrés. Cependant. les teneurs en arsénopyrite et en chalcopyrite ne sont pas
négligeables. Ce dernier minéral pourrait avoir une
influence négative: du fait de sa
réactivité en milieu cyanure

---

.- g J -
La méthode utilisée ici peut ctre dircctcmcn: uii-,e en application gr[lce au
ll)giciel LED (Logiciel d'Exploitation (lès Donnécs) conçu par les chercheurs du
Laboratoire d'Auromatique et de Recherche Appliquée (LARA, E.1\\'.5. Géologie)
(Bloch et aL lLJX7).
1,1 A.l Rappels sur l'ACP
L'ACP a pour but principal (le' définir ~\\ partir de dimensions de départ d'un
~\\~tèmc, d'autres dimensions. en plus petit 11OI11h;'c' l11:lis a-surant une description fidèle.
Pour ce faire.
on part cle lu matrice dc~ '\\ oh~,~':'. ~lti(lIh. (ln calcule la matrice d'inertie
.ie-. coefficients cil' corrélations linéaires el1lrl' k" vuriuhlcx: cc lles-ci <ont centrées et
rc.tuitcs: on dit alors qu elles som nOrI11L;es,
La recherche des axes factoriels qui \\OI1t permettre la nouvelle description du
système revient à la recherche des vecteurs propres de la matrice des coefficients de
corrélation: le premier a:œ factoriel doit rendre compte le plus largement possible de la
variance totale. le deuxième doit rendre compte de la plus grande part possible de la
variance résiduelle après exclusion de l'axe 1. et ainsi de suite jusqu'à l'axe M. Chaque
variable est ensuite exprimée sous la forme d'une suite de coefficients de corrélation
avec l'ensemble des facteurs. Il s'agit en fair cie décrire le mieux possible la proximité
qui existe entre les observations pour les M variables: on aboutit à une représentation
qui est une projection sur un plan factoriel défini par deux axes factoriels choisis en
général parmi les deux ou trois premiers expl iquant le plus grand pourcentage de la
variance. Cette projection concerne les variables mais aussi les observations.
Règles d'exploitation de la représenuuion graphique factorielle :
On démontre L1ue la partie utile de \\a repré",'ntation graphique est un disque dans
lequel:
(1) une variable est d'autant mieux expliquée qu'clle est proche du bord du
disque et d'autant moins bien qu'clic est proche du centre.
(2) deux v.uiable s bien expliquées son: ditès en relation normale SI leurs
représentations graphiques sont proches l'une de j'autre.

---

- 82-
(3) deux variables bien expliquées, dont les représentations se déduisent l'une de
l'autre par symétrie par rapport au centre, sont en relation inverse,
(4) deux variables bien expliquées sont dites indépendantes si leurs
représentations se déduisent l'une de l'autre par une rotation de 90°.
L'ACP est un "outil" d'observation d'ensembles d'échantillons observés pour
plusieurs variables, mais ce n'est pas une méthode explicative. Elle doit être complétée
par une interprétation qui débouchera sur des indications qui devront être testées par
diverses méthodes (minéralogiques, chimiques et physiques) sur l'objet analysé.
1.1.4.2 Résultats et discussion
Nous avons effectué deux ACP, notées 1 et 2. La base de données brutes des
ACP est constituée des analyses chimiques (variables) et des échantillons étudiés
(observations) (tableau XIII). Au total, nous disposons de 10 variables et de 26
observations.
VARIABLES
1
2
3
4
5
6
7
8
9
10
Echan- N''Obser
Fe
S
As
Au
Ag
Cu
Zn
Pb
Py.
AgjAu
tillons
vations
%
%
(ppm)
(ppm) (ppm) (ppm)
(ppm)
(p~m)
%
AD1
1
5,64
0,84
127
4,2
0,3
-
-
-
-
0,072
AE1
2
5,11
0,87
49
4,7
0,3
-
-
-
-
0,064
M1Al
3
6,85
0,53
264
5,2
1,0
-
-
-
-
0,192
M1B1
4
7,62
0,52
96
2,8
0,6
-
-
-
-
0,215
M1C1
5
7,55
1,33
443
8,9
2,2
-
-
-
-
0,248
MIDI
6
8,35
0,93
139
4,9
1,8
-
-
-
-
0,370
MIEl
7
6,42
1,18
115
6,4
0,9
-
-
-
-
0,141
M2A1
8
8,74
2,19
776
11,9
2,3
-
-
-
-
0,193
M2B1
9
10,03
2,12
290
6,4
1,7
-
-
-
-
0,266
M2C1
10
8,03
2,92
277
10,8
2,6
-
-
-
-
0,241
M2D1
11
10,48
3,61
1459
14,6
4,5
-
-
-
-
0,308
M2E1
12
12,88
6,33
915
30,9
4,2
-
-
-
-
0,136
CAl
13
34,38
39,36
2617
238,0
12,2
3290
1480
315 72,60
0,051
CB1
14
34,34
37,66
513
123,0
14,5
1460
140
210 70,26
0,118
CCI
15
34,89 40,62
586
173,0
14,0
1650
290
305
74,48
0,081
CD1
16
35,10 39,23
3492
177,0
17,0
2600
320
220 72,73
0,096
CEl
17
40,89 47,21
628
213,0
19,0
990
90
90 87,50
0,089
CPI
18
35,41
40,19
1380 200,0
13,0
2100
910
300 75,23
0,0'65
CG1
19
35,01
39,74
1600
197,0
14,5
2250
715
270 74,50
0,074
CA2
20
32,57
37,00
1800
211,6
17,0
3066
800
300 69,06
0,080
CB2
21
34,98
39,70
233
115,0
17,0
1500
246
100 74,80
0,148
CC2
22
31,87
36,20
466
147,5
14,3
2000
250
123 67,98
0,097
CD2
23
33,19
37,70
633
115,0
14,3
2430
283
100 70,70
0,124
CE2
24
33,97
38,60
483
164,0
15,0
1333
133
103 72,63
0,091
CP2
25
32,50 36,90
1050
176,0
16,0
2400
515
200 69,16
0,091
CG2
26
34,92
39,60
1000
170,0
15,0
2300
455
228
74,39
0,088
Tableau nOXIII - Variables et observations de l'Analyse en Composantes Principales

---

v -,
()-~ -
a - ACP 1
Cette an.ilvse ne concerne uuc il's l'OllCèl1tl"és lk tlouau on (1c1- observ.uion- ï
L11c porrI..' xur lU variables (Au. /\\~ .. \\:.'./.\\u. Cu. Ill. Ph.\\". S. h' et pvnre ) .
- lès corrélations linéaires
Le tableau Il °XIV donne les corrélationx 1i néaires en tre les 10 variables étud iée s
pour les 14 échantillons observés. On y relève les tendances suivantes :
- S, Fe ct Py (pyrite) sont très bien corrélés entre Ctl X. Ils sont mal corrélés à Au
cr dans une moindre mesure à Ag et enfin auticorré lés :1 Cu. Zn et Pb.
moyennement bien corrélé ù Cu. Zn ct 1)\\1
- Enfin le rapport Ag/Au est anticorrélé :1 toutes les variables à l'exception de
Ag.
1
2
3
4
5
6
Fe
S
As
Au
A~
Cu
1
i
1 Fe
1,000
0,981
0.ü2 1
0.317[
0,444
-0.5 10
1
1
2 S
0,981
1,000
-0.054
0,378
0,415
-0,4831
3 As
-0,021
-0,054
1,000
0,576
0,054
0,717
4 Au
0.317
0.378
0.576
1.000
-0.036
0,410
5 Ag
0,444
0,415
-0.054
-0,036
l,OOO
-0,334
6 Cu
-0,510
-OA83
0,717
0,410
0,334
1,000
1
7 Zn
-0.184
-0,140
0,584
0.682
-0.524
0.772
8 Pb
-0,161
-0.139
0,553
0,593
0,468
0,588
9Py
0,980
0.993
-0.104
0.334
0,442
-0.519
10 Ag/Au
-0,086
-0,153
-0,507
-0,899
0,400
-0,440
7
8
9
10
1
Zn
Pb
Py
Ag/Au
1
1
1
1
i
i
1
!
1 Fe
-0.184
-0. 16 1
0.980
0.086
1
2 S
-O,PO
-0,1391
0,993
-0.153
1
3 As
0,584
0.5531
-0.104
-0,507
1
4 Au
682
0.593!
0.334
-0.899
0.
1
5 Ag
-0,524
-0.468
0,442
O,4iXJ
6 Cu
0,772 1
0.588
-0.519
-0.440
7 Zn
1,000
0.729
-0.174
-0.703
8 Pb
0,729
1.000
-0.204
-0.708
9 Py
-0.174
-0.204
1.000
-0.103
10 Ag/Au
-0.703
-0,708
-0.103
I.LXJO
Tahleau nO XIV - ACPI: corrélations linéaires entre les la variables pour les 14
observations

---

- l'analyse factoriel le
L'analv:.e peul l;trc del'Ilte p~ll llti système factoriel ù t ro ix :\\\\l'~ l . )
el.~
expliquant rc-pccuvcmcut 4),~) el 1(;'( dl' la variance (tableau n' .\\ V j,
NUM
VALPR
C'
Il
%CUM
HISTOGRAMME
1
4,54
45.4
45.4 *~::~~:~:***************************
2
3,42
34.2
79.0 ~:~:~:~:~:8*********************
3
0,99
l),9
S9,) ;>;> >;:< :;: ;:;
4
().~l)
~
l)
L) ...., ~
~ .
,.~
,
1
1
(),3_~
~
1
-,
"'
~
l)h,(J
1
!
1
.'
1
i
(-)
0,25 1
2.5
99. ]
1
1
1
7
0,()7 i
il.7
l)l),X
1
g
0,01
c c c
(}, '1
)),9
9
0,00
0,0
100,0
10
a,oo
0,0
100,0
Tableau nOXY: ACP 1 : Distribution des valeur» propres et pourcentages de variance
expliquée,
Les coordonnées cles variable" et des observations dans le repère des axes
factoriels sont consignées en annexe Va et \\a figure n? 12 illustre les représentations
factorielles,
. plan factoriel 1-2 (SOC)Î, de variance expliquée) (fig. n012 a)
les variables
Les variuble-. les mieux expliquée,\\ ,\\111][ Fe, S, Py. Au t~t Ag/Au, suivies de Zn et
Cu. Pb, As et surtout Ag sont moins hien expliquées. Les se distribuent en plusieurs
domai nes :
, Fe, S, Py regroupé" donc deux il deux en relation normale,
, I:n, Ph, As et dans uu« moindn- mexur« Cu sont deux il deux en relation
normale,

---

La représentation factorielle des observations fait apparaître une distribution des
échantillons dans plusieurs aires enveloppées par un fuseau orienté suivant l'axe Au-
Ag/Au. Le sens de la flèche est celui de l'enrichissement en Au. Le concentré A 1. très
excentré. est le plus riche en Au. L'autre fait remarquable. c'est l'excentricité du point
représentatif du concentré E 1 truduixnnt sa spécificité très pyriteuse (position vers le
pôle Py). LI Liiffér,~IH:i~ltioll entre lex dnl\\ sàies de concentrés est marquée gro:--s:i
modo par la:«: !wribiJH:ll du rcnèr« qui :--~iur,-' les produits plus ril'ill's c"~ ,'r et en p\\TitL
(série! . uu-de ssu-. ck laxe ) des autre- (série':: : au-dessous de l'axe 1
. plan factoriel 1-3 (SSSê de variance expliquée)
BIen que ce plan (fig.n·'l':: hl explique moins bien le système. les représentations
factorielles coufirmcnt les tendances précédemment observées: en particulier. on note
pour les varia bles. la LIU as i indépenda nee entre Au et Ag et leur ab se nee de re 1ation
caractéristique avec la pyrite et pour les observations. la spécificité des concentrés A 1 et
El qui correspondent respectivement aux pôles Au et Py d'un axe Au-Py autour duquel
se distribuent les concentrés.

---

- R6 -
a - plan 1- :2
6
N
œ
x
<::
~
t .
variables
l.0
J
<
C
• Au
2
0,5
o
0,0
-lU
-~
-1,0
-6
-1,0
-0,5
0,0
0,5
1.0
Axe
,
-6
-4
-2
o
4
6
Axe
b - plan j . 3
6
2- observations
,- variables
LO
:")
:")
<Il
œ
x
4
x
<:(
Ag •
<{
------.,
...
./
/~ As)
0.5
/
.>
')
A2
(-~//
Ag/Au •
/
Au
0 I@
CG1 •
0.0
\\
...-- <:
!
_~_l?J
CP, il
')
. ,."--../
-0,5
-~
-1,0
-6
- 1,0
-0,5
0,0
0,5
1,0
-6
-4
-2
Axe 1
0
2
4
6
Axe
Figure nC> 1Î - ACP 1: Représentation factorielle des variables et des observations

---

l, . \\ ("
"
La deuxième illlalysL' tactoriclle Li pour nut de préciser les rL'!aliolls entre la
pyrite (S. Fel et les métaux de valeur (Ag et ,-\\U) puisqu'elle porte sur un plus gralld
nombre d'observations elles-mêmes plus différenciées: 26 observations c'est à dire
l'ensemble des produits à l'exception de ceux pour lesquels
la teneur en
Ag
est
inférieure à la limite de détection de cet élément (0.1 pprn). Les variables sont au
nombre de 6 (Fe. S. As. Au. Ag et Ag/Au).
- le" corrélallon." linéaire"
pour les 26 échantillons observés. Le" tendance. <uivantex s'v ciéga':','ni
, Au et Ag sont ici bien corrélés entre eux et bien corrélés :1 Fe et S mais
moyennement bien corrélés à As. Ce dernier est d'ailleurs moyennement hien corrélé à
toutes les autres variables .
. Fe ct S <ont toujours tr~s bien corrélé ;
1
2
3
4
5
10
Fe
S
As
Au
Ag
Ag/Au
-'-
1 Fe
1,000
0,998
0,488
0,953
0,983
-0,092
2 S
0,998
1,000
0,476
0,957
0,981
-O,lS1
3 As
0,488
0,476
1,000
0,605
0,489
-0,514
4 Au
0,953
0,957
0,605
1,000
0.927
-0,902
5 Ag
0,983
0,981
0,489
0,927
1.000
0,403
10 Ag/Au
-0,092
-0,151
-0,514
-0,902
0,403
1,000
T::hleall nO XVI - ACP2 : corrélations linéaires entre les 6 variables pour les 26
observations

---

- 88 -
- l'analysc fal'torit:lic
li ~\\'stèml' LlctOIl,~i ~l trol:. ,1\\èS l . :2 el -~, ,1\\,\\ I"t~Spcctl\\'èll1èl][ IX, 12 Cl
t)!,{ de
\\ ,1I1anCt' expliquee. permet de décrire convenablement l'aualvse factorielle (tableau
n)X VIl),
Les coordonnées des variables et des observations sur les axes factoriels sont
consignées en annexe Vb.
INUM
VALPR
%
%CUM
HISTOGRAMME
1
: > - - - -
1
1
l
-+,7
78,4
78,4 ****.~;*.*:KX*******~***~*.~****
.,
-
0,7
l 1,9
90,3 ****
1
1
0,5
8,6
98,9
-'
**'"
4
0,1
0,8
99,7
5
0,0
0,3
100,0
6
0,0
0,0
100,0
Tabeau nOXVII - ACP2 : Distribution des valeurs propres et pourcentages de variance
expliquée,
, plan 1-2 : (YW/r cie variance expliquée)
les variables
Dans ce plan, toutes les variables sont très hien expliquées ~I l'exception de
Ag)l\\u,
, Fe, S et Ag deux ~I deux sont en relation normale et dans une moindre mesure
avec Au,
, As est quasi indépendant des variables Fe, S, r\\g ct
Au alors que le rapport
Ag/Au est pratiquement en relation inverse avec ces dernières variables,

---

a - pian 1- 2
1.0 1
~--.-
/-----
......<,
.ccncentrés
o
3
x
p" s
/ /
\\
«
TY et mixT2:l
,,.
16 1
2
0,5
• 11
• Ag/Au
6.
~.8
• 2(
0,0 -+----------i-----:-:----,
o +--t-_9~ 10---r--t-~--....·1 cl~
4· ~.7 1
23 • 25'\\ 26
- 1
\\
•
~ "01"·.'1 :;, •
2
I~ •
24
~,
\\
21
"------
\\
-~
"','~-=-=--------­
-
1
-1.0 ~--
- j
-1.0
-0.5
0,0
0.5
1,0
-4
- ,
- ?
~
-1
o
Axe 1
2
Axe 1
b - plan 1- 3
1-
variables
1.0
C"J
CD
x
«
. Agu\\u
2 - 0 bservanons
0.5
3
C"J
'Il
TI et mixT2S
x
-c
2
6 •
• 11
D.a
q •
As
,t~lO
0
3 • • 8
• 12 )
- 1
7 •
-0.5
- 1
•
-2
2
-3 1
1
-1.0
-3
-2
- 1
o
2
3
- 1,0
-0.5
0,0
0.5
1,0
-4
Axe 1
Axe 1
Figure n' 13 -ACP2: Représentation factorielle des variables er des observations

---

- 90 -
La représcntarion tactoricl!c dcx observations dans le plan 1-2 (fig. nC'I.~a)
montre une distribution en deux aires correspondant pour l'une aux produits pauvres en
sulfures et en métaux nobles (tout-venants et mixtes de flottation) et pour l'autre aux
concentrés de flottation. Dans la première catégorie, les tout-venants (obs.l et 2) se
démarquent des mixtes tandis que dans la deuxième catégorie, les concentrés Al
(obs.13) et El (obs.17) mais aussi Je concentré Dl (obs.16) se distinguent par leurs
points représentatifs excentrés par rapport à ceux des autres concentrés .
. plan 1-3 (SW/( de variance expliquée)
1 _ 7
les variables
Le rapport AgiAu est même très bien expliqué ici mais As l'est beaucoup moins.
Les autres variables restent également bien expliquées On retrouve
à peu près les
mêmes types de re1arion que précédemmen t. As est cependant beauce up p lus proche
des variables Au, S, Fe et Ag.
les observations
Nous retrouvons Ut-encore la répartition en deux aires avec les mêmes
excentricités dans chacune.
1.1.4.3 Conclusion
L'interprétation dl' la première ACP est soumise à caution du fait de nombre
1imitée d'observations. Elle semble cependant montrer que si l'on considère un type
donné de produits (concentrés par exemple), les teneurs en or et argent ne dépendent
pas de la teneur l'Il pyritc. Par ailleurs. il semblerait que les xulfurcx de /n et de Pb et.-
surtout I'arséuopvrite soient mal corrélés avec la pyrite et avec l'or alors que la
chalcopyrite serait moyennement hien corrélé à la pyrite et il l'or. Les deux séries de
concentrés sont plus ou moins différenciés. Au plan typologique seuls les faciès A et E
semblent différenciés. Le premier serait plus riche en sulfures de Zn, Ph. Cu. As et le
second plus pyriteux

---

- 01 -
Par contre h'. S. Au ct :\\~'. -um 1,1\\.'11 c()ITt~lé" entre eux lorsqu'ill] considère un
ensemble de produit" hien ditkrcl1\\.ïl'" (,\\('P2
tour-venants, mixte". \\.'()11CClllrés): il
devrait y avoir une liaison minéralogique axscz marquée entre la pyrite el l'or. Les tout-
venants et les mixtex xont bien ditfércnric-, et st' distinguent bien des concentrés
Itlg.no13b).
Le découplage entre lès variables Au et Ag (première ACP) et l'enrichissement
différentiel des produits mixtes en Ag par rapport aux concentrés pose d'ores et déjà le
problème minéralogique du statut de l'argent dans le minerai. Nous tenterons de
répondre Ù cette question dans le paragraph« IlL 1.3,
l . l,51 Bur t't nléthode
Le but cette étude est ( 1) lit' vérifier la présence des espèCt's prevues par la
composition minéralogique calculée t't le cas échéant les caractériser. (2) de chercher
s'il est possible de différencier la pyrite non aurifère (dépourvut' d'or "visible": de la
pyrite aurifère. Pour ce faire. nous avons procédé. sur des sections polies du principal
concentré Al. Ù une aualyse Ù la microsonde élel'tronique (CAMEBAX Nancy 1) dt'
grains de sulfures. Cela ne fut pas facile compte tenu des faibles teneurs en sulfures
autres qut' la pyrite et dt' la dimension réduite des particules. NOLIS dûmes souvent
procéder
un repérage par un signal sonore lié
à
à
l'émission X de l'élément considéré.
1.1.5.2 Seuils cit' détection (SO) (nsquex ex et [3 = 5(;7c )
- dosage lit' Ag dans la chalcopyrite: SO = 2350 ppm
- dosage dt' As dans la pyrite: SO = 22~() ppm
- dosage de Pb et Bi dans la pyrite : SO = 4200 ppm
- dosage cie Ni er Co clans la pyrite: SD = 150(l ppm
1,1.5,,'. Résultats t'l discussions
Lex "listings" des analyxex som consignés en annexe VI.
Lex résultats sont donnés avec l'iruervalle cie confiance pour un seuil de
probabilité cie 0SC;; (IcI., teneurs ont 051(( cie chance d'être comprises dans l'intervalle)

---

- 92 -
- k~ sulfures de Cu. /11 Pb
L\\ chalcnpyruc 1.Cuh:S2) . Il I1Y a Cl! aucun problème dl' rC!k;ragc du
fait de l'abondance relative lie la chulr opyrite. Elle a une compuxiuon mo yenne
normalisée de 29AYlc ± 0.67
Fe - J6.22I!c ± 0.62% S - J4JYl ± O.6()!!c Cu. Des
valeurs nOI1 significatives «SD) sont obtenues pour l'argent. Le soufre est lég2:rcmcnt
en excès par rapport à une chalcopyrite standard (34.94%. S).
- la sphalérite (ZnS) : Elle est repérée avec difficulté. Sa composition
moyenne normalisée est 62.6Wk ± (U~61!c ZI1 - J4,5 1Ik S ± 0.43% - 2.~ 1IIr ± O.161j(- Fe.
Il s'agit donc bien d'une sphalérite légèrement ferrifère
- la galèlll' (PbS \\ : nou-, ,1"<lVI1I1\\ pli la déceler du tait de .'ocl [Jt~.\\ Lulli('
teneur (valeurs L'akulée.'o
lU)2 il ()Jl4(( ) m.u-: aus:,i probablement ,k '<1 tllrle lklhi.l,:
qUI
la ferait s cll!()nCCr dans la résine de 1;, scctlOI1 avant séchuuc. (\\'UCllCbl1t, S~l
présence ne peut étr,: l'carrée car Ce.st LI iormc de.\\prc'oslon du nlornb la piUS cun ununc
pour ce type de urinerai.
- l'arsénopyrite: elle se présente c:11 cristaux automorphes indépcnd.nu s de la
pyri te après broyage (1 'arséuopyri te Il 'a pax été repérée dans les sccti on.'> po 1ies en roc he
étudiées), gros de plusieurs centaines de microns donc facilement rdcntifiablcs Sa
composition moyenne est de 33,~WYr ± O,67Fe - 45J)6Ilc± O.6YYc, As - 21 .()6Ik ± (l.62 S.
ce qui correspond à une arsénopyrite excédentaire en soufre.
- Caractérisation de la pyrite:
Dix grains de pyrite dépourvus d'or "visible" et dix grains de pyrite aurifère out
été dosés. Les résultats (annexe VII) montrent que:
(1) les teneurs en fer et en soufre sont sensiblement les mêmes pour les deux séries de
grains de pyrite. Les teneurs moyennes normalisées xont :
.46.6,+1;- ± ().67
Ft:' - 5~.J61i ± 0.62 1,; S, pOlli les g.rains de pyrirc dépourvus
d'or "visible".
. 46.0W;;- ± O.h7 1;;-. Fe - 5~.l)2Ik + O.h21;;- S. pour Ie.s g.raln." de pyrite ~l or
"visible".
(2) ces mêmes teneurs xont très proches de ce l!c d'une pyritc vtancturd (46.54 1;( Fe -
53,4YX S).

---

- 93 -
l.e-, Teneur" lTI ~lr"l'Il;c ,k :;[ nvrite ile ,,[lnt pa" significutive s «
SU), LI
conséqucncc est qu'il ,~st trl:', j'c'li j)whahk qLll' ,\\u "oit en combinaison dails la pyrit«
(Marion. Il)l) \\ ),
Le cobalt et le nickc lsont pr~:--cnt\\ en traces no Il significatives « SDl.
(Remarque: l'or n'a pas été dosé dans la pyrite à la microsonde électronique.
compte tenu des informations fournies par spectroscopie Môssbauer de 197 Au (voir
paragraphe suivanr l.)
Au regard de ces résuluus. il ne semble pas possible cie différencier les grains cie'
pyrite à or "visible" de:-- autre', grains, La mincralisnrion aurifère. tardive c·t sl:c'alHl: -u:
la phase sulfurée, "c' :--\\.Tait fi;;;'" ,le' m.inièr« rvlativ.mc nt aléatoire. uu ~r,: ,;..,
préférentiels existants (fiSsurcs,,)
III. 1.2 CARACTERISA TIOI\\ DE L'OR
Il s'agit ici. dans un premier temps. cie déterminer le ou les états de liaison de
l'or. c'est à dire répondre :1 la question de savoir si tOUT l'or est à l'état métallique ou s'il
existe une forme combinée.' invisible"
La spectroscopie Mossbauer nous aidera à
répondre à cette question.
Ensuite. l'or métallique fera J'objet duue caractérisation par rnicroanalvsc ù la
microsonde électronique,
Enfin. nous avons effectué une étude statistique sur la taille et la forme de 1'01'
métallique en fonction des différents produits et en fonction du mode d'expression,
,
1
•
l._.l
SPECTROSCOPIE ~'l()SSBr\\UER :
12,1.1 Pril1l'ipe de 1a spectroscopiè \\llissbauer : application à ]'isutope
1l)7 Au
La spectroscopie Mossbaucr est une méthode basée sur l'absorption résonnante
cie photons par les atomes, olt lT sont les niveaux d'éllergie qui sont mis en jeu au lieu
de s niveau" électroniques. Le principe est exposé l'Il .umc xc IX avec l'Il illustrations le"
schémas de priucipe ct du dispositif cxpérimrutal.

---

- 04 -
On pOUIT~l. JlI ~li!l'I li\\: L: théorie ct des applications cil' !;j sp,',':r'hL'()ple
:'vWssbaueL trouver (ks 1"\\':'1('1 ('I1('\\.'s ,Lins la thèse de Marion ( Il)SX).
Parmi les élémcnrs lourds, c cst l'or 107Au (seul isotope naturel et sLlhk) qUI
semble actuellement Je plus utilisé.
Les informations concernant l'état chimique des atomes absorbants (ou atomes
"sonde") sont déduites des interactions hyperfincs entre les noyaux et l'environnement
électronique.
Dans les composé-, lk l'or. le." interactions exploitablessont :
distribution de la charge électrique autour du novau par rapport il la S\\ 1111:111(' C·l:i1IC!Uè. el
qui conduit au "clivage" de la raie Mossbaucr en un doublet.
(2) le déplacement isomérique. qui est proportionnel il la densité électronique il
l'emplacement des noyaux d'or et qui conduit il un décalage du cenrre de gravité du
spectre Môssbauer.
L'interaction quadrupolaire électriq ue et le déplacement isomérique sont donc
tous les deux influencés par les liaisons chimiques que f0l111e l'atome d'or. En mesurant
ces deux effets. on peur distinguer Aul et Aulll et obtenir des informat ioux sur la
covalence des liaison',
j .2.1.2 Exemples d'application
Marion et al. (]0X6. 19XX), Marion (]0XX). Wagner et al. (Il)X6) ont étudié le
phénomène sur des concentrés minéraux naturels ct sm des minéraux de l'or naturels et
xyuthètiques. L'on consultera utilement la thèse de Marion ( Il)XX) pour de plus amples
informations sur la question
La figure
n
11
14 montre des spectres Moxxbaucr de 1\\11' métallique pllr et cie'
concentrés aurifères il arsénopyritc-pyrite : noter la position du pic caractéristique de
l'or métallique (tÏg 14.\\) et pour les concentrés. le large pic asymétrique centré aux
environs de 3,C) mm/x . Ce dernier pic cxt curacrérixtiquc de l'or combiné Cl lurséuopvrite
(Marion. Il)XX).

---

- 95 -
La figure 11° 1:') represente un spectre lie concentré à arsénopyritc-pyritc ct un
spectre de concentré lk pvriic ()11 con-aatc L1U'j 1 s'agIt de concentrés dont une partl~: ,il::
l'or se trouve Ù l'état COI11I'II1(: ICllC,istcl1cC du pic liL' j'or métallique et de cclui lk lm
combiné) d'une part ù la pyrite ( 1). d'autre pail sous la (mme de maldouite (f\\u2l3i!.
g r - - - - - - - - - - r - - - - - - - - - - - _
'"
" ,
t
i,
\\ !
. \\
Vitesse (mrri/s)
ri ~ure nO 14 - Spectres Môssbauer de 197Au pour Cl): l'or métallique
pur, (2) et (3): des concentrés à arsénopyrite-pyrite
(Marion, 1988)

---

- 96 -
Au = 92 PPt1
Pl = 91J,
<D
01
en
,~ I
-----'-
-.-L-
-5
Vitesse (rn.n/s)
Fiume na lS - Spectres Môssbauer d'un concentré de pyrite (1) et d'un concentré à
arsénopyrite-pyrite (2) : Mise en évidence du pic de l'or combiné;
hl ligne pointillée correspond à la position de l'or combiné à l'arsénopyritc.
(voir figure na 14) (Marion, 1988).

---

- 97 -
i)~1l1:-' le cadre de notre etude, deux échantillon-, de:; principaux concentrés A 1 et
BI OI1l ,;té envovéx ù l'Université Technique de Munich pour la spectroscopie
Mossbaucr.
La figure n? 16 illustre les résultats: les spectres sont sans équivoque ceux de
l'or métallique. On retrouve en effet la raie caractéristique de l'or métallique centrée à
-1,02 nuu/s (figure 16a: Al) et - 0,97 mm/s (figure 16b: B1) et il n'y a pas de trace de
forme combinée de l'or.
~'~ sncctrcs permettent aus:;i d'é\\~ilun .tlipiI J \\ ! I1J:l l i \\ c l1le IH la proporuou
movcnnc .targem allié il l'or. En effet. les donnees c xistanrc-; i Huray et al. 1(71) sur les
Jlliage:;\\u-Ag sugg~rent un accroissement de OJ122 nun/, du déplacement isomérique
pour une augmentation de 1(k al. de la teneur en argent. Le' calcul donne:
- pour le concentré A 1: Ag ((lc at.) = (1.23 - 1.02 l/O.022 = 9.56(j( at., soit 5,)C,é
dargent en masse.
- pour le concentré BI: Ag ((lé ar. 1 = (1,23 - 0.965 l/OJl22
6.97(:;[, d'argent en masse.
EI1 conclusion, nous pouvons constater que tout l'or contenu dans nos minerais
et concentrés est à l'état métallique (aux limites de la méthode près: erreur absolue =
5% des atomes d'or présents, dans les conditions analytiques utilisées), en d'autres
termes potentiellement soluble en milieu complexant (cyanure, thio urée) sans
destruction du sulfure hôte. Néanmoins. la spectroscopie Moxsbauer ne donne pas
diuformunon quant il taille des particules métalliques. Dan."; le cas où celles-ci seraient
présente- en inclusions de très petite taille, le recours aux prérraiternents (thermique.
chimique. biologique) devrait être envisagé

---

- 98 -
1
~I
01
Cl a
Cl
a
Cl
0
i harre d'erreur
8'8
a
0
00
a
a
0
a Q:,
,
l . - -
~
0
a
a
O:J
a
a
ci3
a
la
0 0 1 - '
a a
1
a
a
a
1
a
Z
a
0
[
.........
Al
(f)
1 l
c:
.........
l
2:
\\
(f)
1
\\
ra
1
z
1
J
cl
<
'
1
D:::
-
à\\~ 1
Il
1
1
l'
:
1
1
~I
01 1
O1Î
~l'11
-5
0
5
VELOCITY
(MM/5J
al
Q
1
~ a
g1
a
1
l
,
a
~-\\~~~i'
0 0 0 0
1
a
0 0
a a
1
1
a
a
'1
1
a
a
i
1
a
1
z
1
~ 1\\,
BI
v )
•
c-J
.1
~1'--------------~-~---
o
5
Il ELOC l TY ( i"~ 1-'1 / 5 )
Fi~ure nO 16 - Spectres Mëssbauer des concentrés Al et B 1: le pic de l'or métallique
est centré autour de -1,02 (A l) et - 0,97 rnm/s (B 1). La ligne verticale
donne la position du pic de l'or métallique pur; 1:1 ligne pointillée en grJs
donne la position de l'or combiné à l'arsénopyrite (fig. na 14).

---

- 99 -
1.2...' .\\'- \\i "\\1 .» 1'01<\\ L\\ \\\\ICI<ClSOl'ml; IlLCTROi\\i()l f
Le but dl' l'L'ltl' ~1I1aIY,~l' est (Il' lktl'lmiller le degré de pureté de lor ,'~ \\ crilier du
même coup les estimations de la proportion d'argent dans l'or natif raite~ a partir des
spectres Mosxbauer. Par ailleurs. nous nous sommes intéressés ~l regarder si les deux
formes principales d'expression de l'or dans la pyrite ("incluse" et "fissurale") se
différencient sur le plan de la pureté.
L'examen des tableaux n" XVIIIa et XVIIIb montre que:
(1) le titre en argent (k l'alliage est en moyenne de 6.7(;~ : il est du même ordre que les
valeurs founue., par luxpectroscopie Môssbauer.
k~ ritrex en or et en .ue.-m étant en moyenne relativement proches cl un t\\),· ::'l'Itre.
On peut donc ruisonnablernent penser que ces deux types d'or apparuenncut à la
même paragenèse
Ag
Au
(Au+Ag)
Ag/(Au+Ag)
Ag
Au
(Au + Ag)
Ag/(Au+Ag)
%
o/c
%
%
%
%
%
%
6,05
87, Il
93,16
6,49
7,26
85,44
92,70
7,83
5,94
86,65
92,59
6,42
7,47
88,72
96,19
7,77
3,75
87,27
91,02
4,12
7,62
87,10
94,72
8,04
5,91
86,98'
92,89
6,36
4, Il
83,51
87,62
4,69
6,29
92,07
98,36
6,39
7,66
87,11
94,77
8,08
6,33
93,57
99,90
6,34
5,03
85,13
90,16
5,58
6,03
92,72
98,75
6,11
5,99
93,17
99,16
6,04
7,53
90,41
97,94
7,69
6,29
93,12
99,41
6,33
7,74
90,49
98,23
7,88
6,58
92,61
99,19
6,63
7,15
89,21
96,36
7,42
3,37
92,51
95,88
3,51
6,21
92,19
98,40
6,31
Moy.
6,27
89,65
95,92
6,52
6,18
93,53
99,71
6,20
7,64
91,63
99,27
7,70
7,56
90,99
98,55
7,67
7,78
93,46
101,24
7,68
'li
"
a - or inclus
7,25
92,19
99,44
7,29
.'
7,40
92,68
100,08
7,39
7,74
93,79
101,53
7,62
7,30
94,38
101,68
7,18
Moy.
6,65
90,70
97,35
6,82
-c-
r,
b - or fissurai
Tableau ne X vm- Analyse il la microsonde de grains d'or

---

- 100 -
\\ -) .~ STXIISTI()tJE SUI'. l_.\\!\\ILLE ET LA f.'()R,\\II· !li l'()R
\\()US VenDll" de démonucr uuc prauqueuu-nt {DLl! 1 ur l:sr ~\\ l'état mcia!l iquc l't
uuimemeut lié ù la pyrite avec divers modes dcxpre-c.iou dans cene dernière. En
conséquence, cet or est potentiellement récupérable par voie hydrométallurg ique
classique. Les seules limites ù la récupération dt l'or xout d'ordre grauulornétrique. du
fait de son piégeage mécanique dans la pyrite, Dès lors, il devient intéressant d'étudier
la finesse de l'or dans les minerais er concentrés afin de pouvoir prévoir le degré de
libération connaissant la maille de broyage.
Cerre étude est menée "ur des sections polies ,k mmcr.us tout-venants et de
concentres des différents faciès minéral isés.
1.2.3.1 Distribution sr:ltlstique ,lé la t~\\I1 k d:L~!I
a - Méthodologie
La tai Ile de l'or est mesurée grâct ù un mir roscopc ;\\ lumière réfléchie munit
d'une règle à graduation millimétrique gravée sur l'oculaire LI lecture sur cerre règle
est divisée par le grossissement total utilisé. On obtient ainsi directement la taille de la
panicule si
elle est sphérique ou proche d'une sphère. Dans le cas contraire, nous
mesurons les dimensions extrêmes (la plus grande, L tt la plus petite, 1). La moyenne
(L+l )/2 nous donne une valeur approchée de la taille de la panicule.
La critique que l'on peut opposer ù cerre démarche est qu'une section polie ne
représentant qu'un plan, nOLIs ne xornmes pas "Ctrs dl' mesurer effectivement les
dimensions extrêmes.
Cependant, ces biais sont 1i.ssé" par le grand nombre de panicules mesurées.
Nous pouvons par conséquent conxidérer que statistiquen1L'nt les dimensions réelles Li
d li sont bien représentées dans lInt: ~l>,.'tiun.
Sur chaque section, le mêmc urandissernen: est utili.sé l't la surface totale balayée
a été identique

---

- 101 -
Ll'~ résultats sont exprimé:" xoux forme d'histogrammes de fréquence (figures
n 17a, 17h ct 17c).
b 1 - les [Out-venants
Au total 428 particules ont été mesurées avec 52(l· dans le tout-venant AI. 9(/(
dans B L ! 6% dans Clet 2Y·7c dans El. Les sections polies de Dl n'ont pu être étudiées
c.u: elle. ~e <ont révélées très peu minéralisées,
SI j'on considère les différent-: tout-vcu.uus t\\ 1. fi l. Clet El. il semble qu'il 11\\
ait pas de' différence marquée' dan: 1;1 dixtribution uranulornérrique de j'or (tï,l!ure~
Pour l'ensemble des sections étudiées. l'or est numériquement
70'J( de type
à
'inclus" et JOC/( de type "fissurai" (figure n' 17b.3 J. La distribution par type
d'expression, tous tout-venants confondus (figures ne 17h,1 et 17b.2) montre que:
- pour l'or "inclus", 8Yk des particule- sont de taille inférieure ou égale
10 urn.
à
10% sont dans la classe 10-20 um et seulement )C;;é dans la classe 20-30 urn,
- pour l'or "fissurai". la distribution est plus étalée avec un accroissement de la
proportion de particules grossières: en effet. les classes 20-30 um et 30-40 um
représentent respectivement 15 et 1Wic des individus.
Les particules les plus grossières rencontrées mesurent 40 um (tout-venant A 1 et
El).
(Re;narque: En réalité une faible proportion dcx panicules d'or, de l'ordre de 2(/(
(numériquement) se trouve déjà à l'état "libre dans les tour-venants: il s'agit en fait de'
particules localisées dans des fissures béantes, raison pour laquelle nous les avons
;hsimilé,'~ ~l de l'or "fissurai")

---

- 102-
] - tout-venant A] : tous types confondus
[00
N = 224
') - tout-venant B] : tous tvpes confondus
]00
N =-Hl
~O
~~
e-
SO
~
u
V
()()
:J
~
c
60
V
~
;:;
:::l
:::J
:::J
'v
\\~
:....
40
4-
40
4-
20
20
0
0
0-1 0
10-20
0-1 0
10-20
20-30
30-40
taille (um)
taille (uni)
4 - tout-venant El : tou~ tvpes confondus
" - LUut-venant CI: rous t\\'pe,., confondu"
[()()
\\i =
N = 68
lJ()
IO()
SO
~
~
80
'---"
~
v
1)
:J
:J
00
C
c
60
V
u
;:;
;:;
:::J
:::J
'v
'p
40
'..::
40
'..::
20
20
0
0
0-10
1 0 - 2 0
20-30
30-40
0-1 0
1 0 - 2 0
20-30
taille (um)
taille (~111)
5 - tous types et rous tout-venants confondus
]00
N = 428
80
'G~
~
D
60
:J
C
V
;:;
::::J
'~
40
'~
20
o
0-1 0
10-20
20-30
30- 40
taille (um)
Fil!:ure ne)! 7a . Distribution dl' la taille (lès panicules d'or dans
le,,, tout-venants. [OU" lyres confondus

---

- 103 -
l - or "inclus" : tous talit-venants confondus
100
0,f = 292
SO
,-:'
-s-
1)
~
60
~
~
--'
'1)
;...
'....
40
20
o ..J-,l.::~::.::.::.::J.""'-.-"iJ:fZZ:'=~
,
0·10
10-20
20 - 3 0
taille .um:
.2 - or_ "fissural" : tous tour-venants confondus
100
N = 136
80
'i2
60
-u~~ 40
~2
'-
20
0
0-1 0
1 0 - 2 0
20-30
30-40
taille (um)
3 - LOUS types et tous tout-venants confondus
100
N = 428
-:f2
u
60
~~~'2 40
-
0-1 0
10 - 2 0
20-30
30-40
taille (urn)
Fi~ure n817b·· Distribution de la taille des particules d'or. par

---

- 104 -
Compte tenu de l'absence de différenciation évoquée plus haut, les concentres
ont été étudiés dans leur globalité.
Au total, seulement 202 particules ont été identifiées. Ceci est une anomalie
compte-tenu du nombre de particules reconnues dans les tout-venants. Cette anomalie
s'explique par le fait que la forte densité de l'or entraîne un enfoncement de l'or "libre"
dans la résine enrobante des sections polies. avant séchage. Cet or "libre" bien que
constituant probablement l'un de" types les plus représentés dans les concentrés, est
donc largement sous évalué.
Les particules étudiées sont il 5Y, cie type 'II1l'\\U<. 2-1-(;( de type "libre' (';()L!S
réserve) ct 2YIc de type "mixte"
Un assiste' d,)lll' :'( une disp.nition du type "Iixsuru!" .iu
profit des types "libre" et "mixte"
La distribution des tailles. tous types confondus. est très proche de celle des tout-
venants avec environ 80% de particules de taille inférieure ou égale il 10 urn, un peu
moins de 20C,!c; de particules dans la classe 10-20 um et moins de 2(Yi-, pour chacune des
classes 20-30 um et 30-40 um (figure n017c.I).
Si l'on considère la distribution par type. l'or "inclus" et j'or "mixte" ont une
même répartition avec 80'!c dans la classe 0-10 pm et 20% dans la classe lO-20 pm
(figure 17c.2). Le fait le plus remarquable est que l'or "libre" est caractérisé par une
distribution plus étalée avec autant de particules (IW/r) dans les classes 10-20/lm,
20-30/lm et 30-40 urn, la classe 0-10 pm représentant 70% des individus (l7c.3): ce
phénomène renforce l'hypothèse que l'or "libre" des concentrés soit issu quasi
exclusivement de la fragmentation de l'or "fissurai" des tout-venants.
Par ailleurs. la similitude de la distribution de la taille de l'or "inclus" entre les
tout-venants et les concentrés. suggère que Ce't or est granuloméuiquerncnt peu affecté"
par le broyage du fait probablement de sa lïlleSSl:' oriuincllc.
Le type 'mixte". de même granutométric (figure n'! 7c.-1-1. xe r.n t 10gique\\l1ent
issu de l'or inclus des tout-venants.

---

- particules li ur : tuus types ct
Î
_
or "inclus" : tou:-- CUllCèl1\\r~S confolldus
mo
tous conCèntr~s confondus
!O(J
:\\ =
:\\ = 108
202
80
XO
ty.
- . /
V
o
c
60
60
V
::;
:::r
';U
-.;:
40
40
20
20
.' .' ../
::~:>..
0
;] -: o
0-1 0
28-30
30-40
taille (urn)
tailk rum
3 - or "libre" : tous concenu-és confondus
4 - panicules "mixtes" : tous concentrés
100
confondus
100
N = 46
XO
xo
::~
~
~
'-,
60
c.>
60
u
U
!::
c
V
'-.)
::;
::;
zr
:::r
~~
\\1.)
40
40
~
..;:
20
20
il
0
0-10
10 - 2 ~
20 30
30-40
0-10
10-20
taille (um)
taille (~1I1l)
h~ure n"17c - Distribution de la raille des purticule-; d'ur dans
les concentré s. tous fal'iès confondus

---

- 106-
~);2 ( ardcténsatioll morphologique de lor
d ~ But et méthode
JI s'agit de caractériser de la manière la plus simple possible la forme des
particules d'or et d'en tirer des rapprochements typologiques,
La forme d'une particule de dimension minimale 1 et de dimension maximale L
peut être décrite par le rapport l / L appelé ccefficient de forme.
Ce rapport tend vers 0 pour une particule très allongée (or "fisxural" par
exemple) et vers \\ flour une particule proche d'une sphère,
Les limite; de la méthode sont les mêmes que pour l'étude dL l~l rail le de l'or
(paragraphe prect~dell[ 1
b - Résultats et commentaires
L'étude:' porte sur les mêmes produits et sur les mêmes particules que
précédemment. Les nombres d'individus mesurés som donc respectivement les mêmes.
bJ.- les tout-venants (figures n" l ~)
Les faciès A et E sont caractenses par une prépondérance des particules d'or
allongées, probablement de type "fissurai", avec 5()i~ des individus à cœfficient de
forme inférieur ou égal ü OA; les classes supérieures sont plus ou moins bien
représentées, en particulier la classe médiane (lA-(U) qui regroupe 2Y)~; des individus du
faciès A 1 et 2W;( des individus du faciès E] (figures n" 1~a, 1 et 1~a.4),
Les faciès B el C se distinguent des précédents par la prédominance de la classe
().S~ 1Jl caractéristique des particules sphériques qui sont de toute évidence du type
"inclus". En effet. cette classe regroupe ()()flr des individus de Blet XW/c de ceux de C 1./'
les autres classes se partageant le reste de manière plus ou moins égale (figures n" 1Xa,2
etlXa.3).

---

- 107 -
100
l - tout -venant Al: tous types
100
2 - tout-venant BI: tous types
confondus
confondus
::.:::
so
SO
' J
J
()O
~
60
v
'v
v
:....
'+-<
'2
'+-<
40
40
20
20
o
0-0,2
0,2-0,40,4-0,60,6-0,80.8-1,0
o 0-0,2 0.2-0 4 0,4-0,6 0,6-0,80,8-1,0
coeff. de forme
coefficient de forme
lOU
') - tout-Yenanl
1
C] : tous types
(li) ï
.; - LOut-Vèllallt FI: fOU:' tvpc:,
confondu:,
1
confondus
80
~
~
v
~
:.;
()O
60
c
:r
v
:::
'2
'-
v
'~
40
,+=
40
20
20
olD-L
o 0-0.2 0,2-0.4 0.4-0.6 0,6-0,8 0.8-1
0-0,2
0.2-0,40.4-0,60,6-0.80,8-1.0
coeff. de forme
coeff. de torm,
100
5 - tous types et tous tout-venants
confondus
60
4()
20
o
0-0,2
0.2-0,40.4-0.60.6-0,80.8-1.0
coeff. de forme
Fil.:ure nO 1Sa - Distribution morphologique dc ]'01' dans les tout-venant:'

---

- !OR -
LI rép~IJlIIIOn, tou~ toUI-\\CI1:tl1t:-, confondus. tractuir Ics l'ails précédemment
évoquc-. ~l"'l' Li prépondérance (k~ CIUSSl':-' extrêmes 0- OA el ()JI-J.U qui contiennent
rcxpccrivcmcu: -Hll'I~Yi( de.'; particules mesurées (fIgurl' n' 1:-1:1))
SI l'un rc'garclè la distribution morphologique par type d'e xprcxxiun. on remarque
ljue l'or "inclus" est caractérisé par une tendance il la sphéricité clès particules (5W,!c des
individus dans la classe 0.6-1,0) tandis que l'or "fissurai" se distingue par une forte
proportion de particules allongées (75% de particules il coefficient compris entre 0 et
OA) (figure n" 1~h.1 et 1Xb.2).
b2 - les concentrés (figures n" I:-k)
sphériques (Clt'tlll'lcnt cie forme compris entre O,X l't 1,(1): le rc'ste sc distribue pour IO(l
clans la clu-:«: n..2-0A . 7 c/c dans la l'/aSSC (),6-0.X ct Yi pour la citt,sc médiane O,4-(),6
L'or "libre" est constitué pour 70(k de particules sphériques. pour 2W7c de
particules sphéroïdes (classe O.6-0.X) et pour lOtir de particules de classe médiane.
Enfin. l'or "mixte" est moins sphérique que les autres types. avec seulement 55 G7c
de particules il cœfficient de forme compris entre O,X ct 1,0: le reste est constitué, pour
~Y;Y. de particules allongées (classe O-OA).
Si l'on considère la répartition tous types confondus, nous retrouvons la même
tendance générale que pour la distribution par type avec 70% de particules sphériques
(figuren") XC.4)

---

- ]09 -
JOO
- or "inclus" : tous tout-\\enanlS
confondus
XO
~
---../
U
'.J
60
~
zr
'2
' -
40
20
0-0,2
0,2-04
o 4-06
.6-0 8
0,8-1,0
coeff. de forme
]00
2 - or "fissuraI" : tous tout-venants
confondus
su
~
:..
:..
60
:..
zr
'2
-
40
20
0-0,2
0,2-0,4
o 4 - 0,6
06-0,8
0,8-1,0
l'udf de forme
Fi~ure n':l]Sh - Distribution morphologique de j'm. par type
d'e\\pITs-;ion, tOlIS tout-venants confondus

---

-110-
1(J(J -
l -_ur "inclus" : tous cuncet1lr0s
10(J
1
\\lI~Jibre": tous concentrés
con fu ndus
confondus
~o -
SO
<:>
~
'"---"
Il)
u
c:
60
Il)
;:J
0"'
'Il)
40
..1::
40
20
20
1
.....------.
1
1
1
1
()
J2-0,4 0,4-0.6 0.6-0.8 0,8-1.0
0-0 2
,2-0,4 0,4-0 6 0,6-0,8 0,8-1 °
coeff. de forme
coeff. de forme
j
100 -
Qurticules "mixtes" . tous
-1- - tous types et tous concentrés
- -
concentrés confondus
confondus
so
60
4(J
20
1
1
1
1
1
1 1
1 1
1
o 0-0,2 0,2-0,4 0,4-0.6 0,6-0,8 0,8-1.0
0-0 2
0,2-0,4 0,4-0.6 0.6-0.~ 0,8-1 r
coeff. de forme
coeff. de forme
Fil.':ure nO 18c - Distribution morpholouique (il' j'ur. par type
dexprc·ssiun. tous concentres confondus

---

- Il 1 -
Il s'agit d'évaluer quantitativement j'or al'l'e~sibk aux solutions complexantes,
partant des données obtenues sur le type, la taille, la forme des grains d'or. Pour ce faire,
nous avons estimé les volumes (même dimension que la masse) des grains mesurés
dans les sections polies de tout-venants, avec des l'annules approchées:
- grains sphériques à sphéroïdes (cœfficient- de forme compris entre O,~ et 1)
- autres grains (cœfficicm« (le forme inféricur-. cl (l.t: J:
v = Lxi x ((L+ll/2)
Ensuite, nous prenons deux hypothèses'
(1) tout j'or "fissurai" devient accessible aux réactifs après broyage,
(2) il existe une dimension limite en-dexous de laquelle l'or "inclus" ne peut être
rendu accessible aux réactifs C'Iibération chimique") dans les conditions habituelles de
broyage. Pour les calculs, nous avons fixé deux dimensions seuils: 5 ou 10 I-1m.
b - Résultats
Le calcul nous ind iq ue que:
(11 l'or "fissurai" représl:nk 6X(( en masse. l'or "inclus" 3OC/( et l'or "libre"
seulement 2(1(.
(2) pour l'or "inclus" la traction inférieure il lO um représente 7(1( en masse'
contre seulement Yk pour la fraction inférieure à 5 pm,
(:1) en récapitulant on obtient l)Y1( d'ur accex-.iblc en hypothèse basse ("cui] de
](j 11111) et ')7(/( en hypothèse haute (seuil de 5 um i.

---

- 112 -
III. L~ CAJ<ACTERISATION Df: [ARGENT
II ,-"\\1 apparu, dcpur-. I'uucrprctarion dc';'; 'Jildll~ (Il' Li première série de flouation.
qu'il
a découplage entre l'or et l'argent. se traduisant par une variation du rapport
Ag/Au. plus élevé dans lex produits pauvres (mixtes de flottation) que dans le s
concentrés. Ce découplage est confirmé par la deuxième ACP. Une explication logique
serait qu'une partie de l'argent soit exprimé sous forme de composés moins bien flottés
aux xanthatex, par conséquent différents de l'alliage avec l'or métallique: il s'agit
maintenant de tenter de les identifier.
1.3.1 METHODOLOC;[E
Deux techniques cllllîpklllL'IHaires ont 0t,: [IJIII .: tour Iltilisc;c'~
la mie-T'huillk
~!ectr{)J1ique et la microscopie C;kctnllliqLlc :1 l'aLl\\ ~lc:(' La recherche des COlll!)()SC;S
suspectés a été particulièrement difficile. surtout à la microsonde électronique. du fait
probablement de leur grande finesse. En effet. il nous a fallu recourir au repérage de
J'émission AgLcx par signal sonore.
I.J.2 RESULTATS ET DISCUSSIO'\\S
1.J.2.1 Analyse il la microsonde électrunique
(Remarque: l'or n'a pas été dosé)
Les minéraux argentifères détectés ont les compositions moyennes suivantes :
- JO ;") 42 (,;i Ag: J'analyse n'étant pas bouclée. il est tout il fait raisonnable de
penser qu'il pourrait s'agir ou d'électrum ou d'argem natif
- JI-) (ié Ag - I-),Fft Cu
12. \\ cé S : là-encore le bouclage e,st mauvais. en partie
du fait de la taille des minéraux t que lques dizuincx de microns); il pourrait bien s'agir,
d'une xtromeyéritc (AgCuS).
Dans les deux cas. les intensités des pic:'> /\\gLu (hJ-l et 1120 cpx/xcc. duns le
premier cas et 1-)61-) eps/sec. dans k deuxième) sont très différentes cie celles cnre aistrécx
clans l'or natif du rnincrai (17():1 :2(l(lc'l)s/sec.).

---

- 113 -
Il xcmblc qUt: l'~\\ri.:(.·lll n.ui: xoit mo iu-, hll'Il t'loué aux xanthates que l'ur du fait
Lju
ii ~l une tcndunc,: :1, ()'\\\\dn il lou.». ] l)h l ! r. ct: qui expliquerait au mo mx
p.uticllcmeut IL découpl.ru. or-urgent
Pour k" .uurc • l'l)JllPOsés suspectés. no ux ne
disposons pas de données concern.mt leurcomportement en flottation.
En définitive. les résultats obtenus sont soumis à caution et nécesxirenr un
approfondissement ultérieur: en tout état de cause. les quantités d'argent et d'or rentrant
dans les composés précités devraient être marginales par rapport à celles de l'alliage
classique or-argent: elles ne devraient donc pas affecter nos prévisions de récupération
dol.
Ln seul composéviu
U1CÎ non ciéni! dans lès mine raix de Sabodala. .: Clé mis
en évidence au \\IEB, Il s'agit dun tel 11II111e d'argent et d'or,
Le spectre de ce composé est illustré pal' la figure n? Il), Les concentrations
atomiques fournies par le spectre sont les suivante" :
-+3,6~o/c al. Ag - ,')5,621/( al. Te -, 2(J,7()i!r al. Au (analyse sans standard)
Si l'on tient compte de l'interférence du soufre sur le pic de l'or (particule très
fine incluse dans la pyrite) ce composé devrait correspondre à une petzite de formule
théorique Ag3AuTe2'
La comparaison du spectre \\hi"sbauer de la petzite (Wagner et al., à paraître
dans The Canadian Mineralogist) avec le spectre Moxsbauer de notre concentré A 1 (fig,
n 8 20 ) montre que dans ce dernier l'or combiné clans la petz ite n'est pas "visible" (à la
limite de la méthode près : )i~ des atomes d'or présents. dans les conditions analytique"
uriliséc- r. Cependant. lex tellururc-, d'or et d'argent ell faibles quantités ne posent pas de
problèmes sérieux en cyanur.uion: ib l'cuvent être dixsou« en cyanuration avec toutefois
des cinétiques plus lentes que pour l'or natif (Hcdle v et al., 1950),

---

- 114-
ITERATIONS
8
·NOT~:
ATOMIC
PERCENT
lS
~armall~ed ta
100
.*NOT~: V-RATIO
V-RATIO
x
R
...,here
R
re~erence'standar'd)/refet'ence(5anlD:
t,ORMAI :ZAT;ON F"<CiOR:
- - - - -- - - - - - - - -
13- t'l0 ',' - l g g l
l 7 : 28 : '3 3
Pr e s e t »
Of
Vert=
.313 .3 COll Il t S
D1Sfl=
Elapsed=
,'1 ~I
Hu
20.0
VeV
~eam
-
s~mDle
:~c~aence
angle
'30.0 degroes
<r'av
e me v-c e rvc e
-oing l e
.:::S. 0
deqt~ees
Arav
-
~lndow
:nc:dence
angl~
0.0
degrees
5iANDARDL~5S ~D5 ANALV5!5
:=~F =~RRECTIONS VI~ MAGIC v)
~LEMENT
",E;Gièl
~TOMIC
PRECISION
"LINE:
PERC~Ni
:'E~CENT.
_ SIGM~
K-RATIO**
ITER
Ag LA
2=:. =.:..
"w. sa
:.'1.2891
T e
LA
34. 0C,
~5. 62
0. ::0
21.2552
HI.1
t...... H
:0121. :se
20. 7lJ
1. _ ~
'J.2822
TDThL
10121 . '21 l
Lh~JIJi-: 11°19 - Mise en évidence au MEB d'un tellurure d'argent et d'or

---

- 115 -
100
~
o
....lI:l
1
1
1
~
1
1
Ag1AuTc2i-AuO
1
09.3
Hernlo , Ool.
1
1
-8
l
a
a
a
fA
--
0
(
0:: Q-~O
0
.JO a
X
~oi:J
OÙ
0
a
0
a
a
a
Z
0
Al
Ul
(f)
z::
(f)
'9
i
:),....
Z
\\
v
<:
\\ ! ;
-i
c:::
\\! ~
f--
o.:' ,1
\\i' i
cr
tr
""'
ct
1·
"
Fi l!:lIJ\\~ n020 - Comparaison du spectre Môssbauer de la petzite (Ag3Te2Au) (d'aprèswugner et al.,
Ü paraître dans The Canadian Mineralogist) avec le spectre du concentré Al: la petzite
n'est pas visible dans ce dernier.

---

- 116 -
1" 1 -1- CONCU JSIO\\J
Nous pouvon\\ rctcmr. pour conclure ceuc étuck minéralogique k:-. iufouu.uious-
clef:, <uivante-. :
(l) la phase sulfurée. porteuse de l'or dans Je mmerai, est constituée quasi
exclusivement de pyrite (à 9WYC): les autres sulfures (2%) sont par ordre d'importance la
chalcopyrite, l'arsénopyrue. la sphalérite et la galène, La covel lite (issue de la
cémentation de la chalcopyrite) et la pyrrhotite (en fines inclusions dans la pyrite) sont
très accessoires: des traces de sulfures d'argent ct de cuivre sont aussi présentes.
(2) seuls ks faciès .\\ ,:t E semblent différenciés par la chimie ct III nuucr.uouie:
le premier eq carèll'téri"é na!' cie font's teneurs Cil Au et des teneurs rei:lf:\\l,llt'nl [JIu..;
élevées en chalcopyrite, ursénopvrite et xphalérite. le second par une plu- fl,ne teneur
en pyrite,
0) pratiquement tout l'or contenu est de nature métallique ,1VCC une bonne
pureté (allIage à (/Ic Ag ell moyenne),
(4) l'argent est exprimé -ous trois forme
alliage avec l'or LjUI cxt cit' Iorn la
forme la plus représentée. argent natif et/ou électrum et/ou sulfure, ct tellurure (forme
combinée): les expressions autres que l'alliage classique or-argent sont trè" marginales,
(5) l'or métallique est exprimé sous deux modes dans les tout-venants. une
expression "incluse" (7Wfr, des individus, 3W7c en masse) et une expression "fixsurale"
OW7c des individus. 70% en masse).
(6) les concentrés (produits broyés) sont caractérisés par la disparition de l'or
"tisxural" au profit de l'or "libre" Une partie de l'or "inclus "des tout-venants passe à
1état de 'mixtes" après broyage.
(7) il semble que l'on puis «: différencier les l'al'il',, A ct F qui sont à or
mujorituirement "fissura]" alors que les faciè:-: B et C "l'raient l'aral'rérisé" par une.
prédominance de I'or iiucl ux".
Ces rcxultatx montrent que le minerai de Sabodai<l e"t Lin minerai non réfrnctaire.
Tout l'or ext
po tcn tie llcmcu r rcc up rab!« par voie
hvdroructu llu rs iqu« xanx
é
préuaitcmcut préalable. Cependant iL' hJ'()yagc~ ;lftcl'tl' plus facilemc nt la forme

---

- 117 -
"fis surulc" qui cst rendue "l ibrc
LUI
"mc lu-.' l'si mOins affecté du point liL' VUl?
.0.ranu]ométriqu,' mai" j! nax:« il ) (,'LII dl'
uu xtc -
(plus fac ilemc nt liAlviahks) l'Il
proportion l'rni""'llll\\..' ~l 111l',,1I1\\? ljUl' l.i muille ,k br,)\\ .1;2l' diminue.
Des rendements de dissolution maxima de l'ordre de 93 Ù 97 e( peuvent être
escomptés pour les concentrés.
Nos résultats peuvent être rapprochés utilement à la figure n021 empruntée à
Marion (1988) et dans laquelle les présentations A. B. 0 et E. toutes à or li xiviable
directement ou après broyage. sont représentatives de nos concentrés,
Le schéma décisionnel proposé par Libaude et Morizot (1983) (figure (022)
explique bien cr juxtifi« notre protocole d'élude aussi bien pour la voie "physique"
tflonarion: que pOLIr l,: \\'oic'\\'ilillliquc" r voir ligne'> en ;21',1\\)
Les planches n'Ill el 1\\ illustrent de" imagc.'\\ électroniques (:'\\'l[f:'" cies dit tereuts
modes d'expression lié \\'01'
GRill., CYAN.
-. tLtGRAV 1,)
-,
CYAN,
~CYAN.
(BROYJ,GRllL.,CYAN,
1
1
..., 100 pm
Fi~urc' n J2 1 - P .
'
ibl
rcxcnranun-, pUSSI
es de l'or cians lin grain de sulfure concentré par
flottation. d'après Marion (1988)
Lé2:ende: A: ur natif "libéré' par Je broyage
B : or natif en position de mixr« minéralugique
C : 01' natif remplissant de: fractures
D ct E: inclusions de taille variable
F : or "invisible" (combiné)

---

e~-r~-~
t
:1
-.-·CI-.'~: teen 1
1 -
1
ou
.: l
l
-----1-
ç r c v i icé t r Le
e!'"
flot t a t.ion
1
1
oc
é
000..
--....
[io,L.. 1
p'1~Cl r-.,,~-_ ..
~ll\\Jq~
~_~.~r_~~ 1
liuurc n022 -
Schéma décisionnel de l'établissement d'un procédé de traitement d'un
minerai d'or, (Libaude et Morizot, 1983): notre schéma de traitement est
matérialisé par les lignes en gras.

---

- J1<)-
Planche III : Microscopie électronique à balayage (MEB): Modes d'expression de l'or.
.li - 12 : Tout-venaut : or 'inclus" (1) dans la pyrite (2)
Image en "electrons rétrodiffusés"
~ : Concentrés: or "inclus" (1) dans la pyrite (2)
Image en "électrons secondaires"
1.1 : Concentrés: or "inclus" (1) dans la pyrite (2)
Image en "électrons rétrodiffusés"
f - f: Tout-venant: or" fissural" (1) dans la pyrite (2)
Images en "électrons rétrodiffusés"

---

Pl.111
a
b
c
d
e

---

- 121 -
Planche lV :Microscopie électronique à balayage (MEE): Modes d'expression de l'or.
iL: Tout-vcnant : or "fissura]"
12: Tout-venant: or "fissurai" (1) dans la pyrite (2):
section parallèle à l'allongement de la fissure.
Image en "électrons rérrodiffusés"
Influence du broyage sur la libération de l'or
ç - ct - ~ : Concentrés: or partiellement " libéré" (particules "mixtes").
Images en "électrons rétrodiffusés"
[: or " libre"
Image en "électrons rétrodiffusés"

---

PL.IV
a
b
c
d
e
f

---

- 123 -
III.2 TRAITEMENTS HYDROMETALLURGIQUES
111.2,1 GENERALITES
2.1.1 HISTORIQUE
Depuis la découverte de l'or il y a en 6000 ans, la production totale de ce métal
est estimée à 100.000 t dont
~()cfI au cours des cent dernières années. Cette
performance n'a été possible que grâce (1) à la découverte de l'énorme gisement du
Witwatersrand (Afrique du Sud), (2) au développement de nouvelles techniques
d'exploitation (permettant de descendre jusqu'à 4000 rn de profondeur) et (3) à la mise
au point et au développement il ~rande échelle de la cyanuration comme procédé de
lixiviation de l'or.
Le procédé de l::\\'1I"~:!I():'
et,; 1-'1\\''.'.:t,: par J.S. MacArthur. R.\\V. h"·.·,; , , \\\\
Forest en lXX7, Les prcmicrc-: installations industrielles remontent à 1i)Xl)-! X()4
(Australie, Nouvelle Zélande). C'e st la méthode de traitement des minerais d'or la plus
largement utilisée actuellement. Elle a connu des améliorations tant au niveau du
procédé que de sa mise en œuvre et c est Iii olt réside son principal avantage: la
méthode est simple et bien établie, capable de traiter des minerais très variés.
Cependant, la cyanuration conventionnelle n'est pas adaptée aux minerais réfractaires
pour lesquels, en raison de la présence de certains éléments (métaux de base, sulfures,
arsénopyrire, carbonates) et/ou de la finesse de la minéralisation (or submicronique ou
combiné, Madon: 1988), les rendements de dissolution sont faibles et la consommation
de réactifs excessive. De tels minerais requièrent des prérraitements dans le but de les
rendre aptes à la cyanuration. Différents types de prétrairemenrs peuvent être envisagés.
tous basés sur une oxydation des matériaux réfractaires: grillage (Guary et al., llJ73),
prélix iviation acide oxydante r Schciucr et al.. 1971: Lakshmanan et Childs. 1(84),
oxydation sous pression (Berezowsk y et al.. IlJ83: Weil' et al.. 1984), biolixiviatiou
(Attiu et al., 1984: Bruyuestevn, IlJ~.:1: Marcuanr. llJ85). Ces techniques ont des
désavantages économiques: g~I1\\;latioll de gaI toxiques, gestion des résidus ~lrs,:llifèrt:s
dans 1't'll~èlllbJe èt coût è\\cessi! l'Dm lox vd.u ion sous pression èl la prélix iv.uion ~\\\\.'id(·.
La cvanurution elle-meme po"e 1111 réel pI\\)hiè1l1e de pollution
LI dissolution lit' l'or l'[ d,' !'(lr~2c'1It dalh lcx xo luuons acides de 1111UlIl'c'l' ~l éLé
notée pour la première fpls par jJL1~~iliS cl Kozhuk hova (1 \\).:1-1) C01l1ml' xuhxti tuant
potentiel de la cyanuration
Elit' a i';I\\'anl'l)2.C, en particulier, (1) (k cionnc i des
rendemenrx de dissolution comparables Ü Cl'UX de la cyanuration avec une cinétique

---

- 124-
beaucoup plus rapide. (21 d'avoir une faible sensibilité aux métaux de bas,' (Pb, Cu. Zn .
.\\s, Sb) ou aux impuretés. l'C qui rL'Jl(1 pox-.ihlc SOl1 utilisation PIHII' h,'aucoup de
minerais réfractaill's ,'t (.~) davoir UllL' Iai bl,: [U\\l,iil.' Les prinripuux h:lnc\\lcaps de la
méthode sont la tune cousonunauon de thiouréc. la complexité du cOl1Ir()k du procédé
et les coûts d'équipements élevés (matériaux anticorrosifs). Par ailleurs. il y a un danger
potentiel pour le traitement en milieu acide de solutions arsénifère s. si le milieu n'est
pas suffisamment oxydant. risque plus élevé dans le cas de t:an~ucs carbonatées
(dégagement de AsH:, toxique).
Au plan industriel, la lixiviation il la thiourée n'a pas encore L'on11l1 un grand
déve loppcme nr
des <tations pilotes ont été réalisées (Vielle \\1onta~nL. France :
\\n!l!:"'I'" \\1;:
2. i .2.1 Cyanuration
a· Réactions de dissolution (k Il)1'
Elsner ( 1X-+6) a étudié la réaction de dlss{\\iution de lor dans ~k.., solutions
alcalines de cyanure. Il propose' l'équation qui pnn,' ,,'ln nom:
4Au + XC:\\ - + 02 + 2H20 <====0==> 4A.ul C:\\)2 - + -+ OH .
( il
au cours de laquelle Au" passe il j'état Aul. Cette équation met en évidence la nécessité
de la présence (ïn,ygène pour que la réaction ait lieu.
La figure n" D illustre les diagrammes dÙJullibre pH-potclltiel re.iox. il 25"C
des systèmes Au - H20 (al et Au - H20 - CN - (hl
POLIr l'argentite la réaction s'écrit:
A>2.'S
L
_
+ ..+C!\\·· <=0======> 2A~(C!\\)I
'--
_
+; -'
avcc
S 2- + C~· + 1/2 02 + f120 <===c===> C!\\S '..,. 20H -
"
.
S ' I ) '
'(J"
2S --+ 20, + J hO <====cc:=c=> , ~\\. "' -
,_
t 1 -
lion sulfure.

---

- 125 -
AuOz
Îl
Au'- i
~
1
1
:>0
'$]
----J
Au(OHb
o
>
1
1
l
MAUOiT]
-
L
~
~ ----
---
.......
! 1
----.
~ 'o~
~
1
--
~
l
i ~
o
1
1
---
r
u
-- -- --~
8 t
Au
1
-1
o ~ __
J
(a) : système Au - H
1
20 il 25°C, 10-4 M/I d'espèces
1
- " - _ _
,
d'ur solubles pO.:' :::: pH2 :::: l ,lt111
i
_ 1 "OL.-.--C-__
-1
0
2
3
A
5
6
ï
8
9
10
pH
J o,.------,---.,....--,----.,....-~_ _
<
z
Au(CN);
Ih) : SystÈ111C,'\\LI-H20-C\\,- Ü 25°('. J()-4 \\'1/1 d'l:..;p2:CC";
0--
d'or solubles 1CN: )total:::: 1(J-.1 1\\1.
pO.:':::: IlJl.:' :::: 1 aun
log (H202 + 1I02-l/p().:' ::::-()
-
Au
-
---
1
-: -o!
\\.1
~
8
iO
12
,~
pH
Figure non - Diagramme d'équilibre potcnticl-pl-l de,,,; systèmes i\\u-fI20 (a) ct
Au-l-hO-CN- (b: (Poubaix. 1%3)

---

- 126-
. 2Au + 4CN - + 2H)O + Ch <======> 2Au(CNh - + 20H - +H,.,OI
-
--
. . . . . . . .
-
où le peroxyde d'hydrogène formé réagit selon réaction suivante (Bodlaender, IW)6):
2Au + 4CN - + [12 02 <======> 2Au(C:\\')1 - + 20B -
qui est la même
que l'équation d'Elsner.
. ClU encurc
- ~ \\ ) j l .. -': il 1 ,; ,l; l' ,
La comparaison ,ks éilergj,,·~ libres \\k tonu.uion des iuns auroc vunurc . i~ll)lilrc'
que l'équilibre de l'équation de Janin est si défavorable que la formation d'hydrogène
peut être considérée comme impossible dans les conditions normales de cyanuration.
Par contre. l'équation de Bodlaender exprime bien le mécanisme de dissolution de l'or
et de l'argent en solution diluée de cyanure (Barsky ct al.. 1935).
La cyanuration est conduite en milieu alcalin (pli de 10 ~l 11.7) pour éviter la
transformation du cyanure par hydroly-c en acide cyanhydrique HCN gaz extrêmement
toxique et limiter la perte de réactif subséquente :
c...: - + H20 <=======> I-Ie!\\ + 01 [ -
La base permet aus~i dl' limiter j'acidification par le C02 de l'atmosphère
ambiante. de neutraliser les composés acides contenus dans le minerai ou résultant de
la décomposition de minéraux divers par la solution cyanurée.
Dans la pratique ilidu,sllxlk. lukalmué est contrôlée par l'addition de Ch:1UX: la
soude'. plus coûteuse. eq que lquc toix utilisée pour minimiser lc-
pn1hkmes
d'encroûtement dû
la prccipitauon ciL- sulfate ciL' calc iurn ct ck calc ite.
à
Du point cle vue cinetique. la durée d'attaque dépend du minerai traité et de la
dimension des grains dor Industriellement. les temps de séjour xout en général de
l'ordre' de 16 Ù 40 heures. mais des temps plus Il)llgS peuvent Ü J'occasion être adoptés.

---

- 127 -
b - Contrôle réactionnel
Le mécanisme de dissolution de l'or en milieu c vanurc est de nature
électrochimique selon Christy (l0()O). Kudryk et Kellog (1054). Il peut être expliqué
par la théorie électrolytique de la corrosion selon laquelle le métal est dissous à partir
d'une zone anodique de la surface de corrosion suivant la réaction (a) de la figure n024
au cours de laquelle les électrons libérés sont consommés par la réduction de J'oxygène
en zone cathod ique (réaction (bj) :
SOUD
SOLUTION
ANODIC AREA
__- -
CN
a
-
.
2Au +4CN - 2Au(CNl l +2e
---il"" Au(CNl I
1 •
1
------------
1 c
2e
1
..
0)
• HIOI
..
Ol+2H lO+2e -. HIOl .. 20H
20H
b
CATHODIC AREA
Figure nO 24: Représentation schématique d'une aire de corrosion à la surface de l'or
en contact avec de l'oxygène dans une solution cyanurée: ia est je courant
anodique. il' le courant cathodique (Habaxiii. 10(6).

---

- 128 -
c· Intluelh.T des caractérisiiquex du minerai
Une dixsoluuon complete d,' l'ur en solution alcaline de cvanurc rcquien un
certain nombre de conditions :
l'or doit ètr,' sous forme accexsib!e a la solution et sa surface suffisamment
propre,
le uuner.u doit être exempt d'impuretés inhibitrices de la réaction de
dissolution,
- un débit et une diffusion suffisants de l'oxygène doivent être assurés.
Si l'on conxidèrc la deuxième condition. beaucoup de minerais contiennent des
- la pyrite:
Elle peut être décomposée en sulfures solubles. thioxulfate s et en plus faible
quantité en soufre collordul. dans une solution cyanurée. sous l'action de la chaux et de
l'oxygène (Ralston. 1\\)~()) ;\\ ux fortes cunccntr.uions de base. la pyrite est oxydée par
les ions OH- pour former un composé hvdro xvlé FeSOH retenu ou adsorbé à la surface
et qui inhibe les réacrion-, ultérieures.
- la pyrrhotite :
De par sa structure. la pyrrhotite est beaucoup plus réactive que la pyrite. Selon
Gardiner (1933). la pyrrhotite sc décompose rapidement en présence de H20 et de 02
en formant de l'acide sulfurique, du sulfate ferreux et des carbonates ct hydrates de fer.
En milieu cyanuré. elle réagit ù la fois avec l'ion eN - et l'oxygène rLcnuuon. 1()33) :
FesS6 + C\\ - <======> C:'\\S - -t- SFeS
lc xulfure fer (FcS! est oxvdé rapidement Cl1 sulfate. lcuue l réagir a ,Sl)ii tour avec le
cvunure pour former du ferrocyanure:
FeS + 202 <======> reSC}4.
FeS04 + 6CN - <=====> Fe(CN)64- + S042-
La pyrrhotite apparaît donc COl11ll1e un cyanicidc mais au.<;"i comme un minéral
urand consommateur dox \\l.'.ènè.
~
.~

---

- 129 -
- l'arsénopyrite :
En milieu alcalin et en présence d'oxygène, l'arsénopyrite est décomposée en
arsénatc selon la réaction suivante (001'1' et Bosqui, 1(50) :
4FeAsS + 4Ca(OH)2 + 1102 <======> 4FeS04 + 4CaHAs03 + 2H20
qui est une réaction d'oxydation conduisant à une consommation d'oxygène dissous au
détriment de la cornplexation de l'or.
la ~alènè :
Ln milieu (lxygenc, la galène c:-l ;',,'1i.'ilkïll .1\\ \\ lic,-' ,'Il sulfate: iL's réacLluns
mi-e s èl] jeu en solution alcaline de CY;lIlLlJ'l' <ont k, ml'Ill,'s que ce llex de "angksite
(PbS04)(Lemmon, 1(40):
La galène est par conséquent, quoique indirectement. un cyanicide
- les sulfures de cuivre:
Presque tous les minéraux du cuivre montrent un certain degré de solubilité
dans les solutions cyanurées (Leaver et Wool. ]9311. En particulier, la chalcopyrite
(CuFeS2) et surtout la covellite (CuS) sont beaucoup plus solubles que les sulfures
communs (pyrite, galène et xphalérite ).
2CuS +- 11 NaCNtH.::O +5/2 ().2<~-'=c='> 2\\;<\\('u:CN)2 + 2NaCu(CN j_~ t
~aC0;S + Na2S04 + 2NaOl i
Il est généralement admis que les minéraux du cuivre sont cyanicides et forment
des complexes anionique s tels que Cu(C;'\\j2' CU(C0:I,,2 et Cu(CN)4"-' Cu(CN),2-
étant considéré COl11me le complexe le plus probah!e (i\\mcricall Cyanamide Co., 1(50).

---

- 130-
- la sphalcntc :
L'influence cx.ut« dc~ minéraux du zinc !1'cst pas sutfixammenr COllI1Ue'. Il
semble que les ronx Z!1 2+ aicm LIlle ucuon du meme type que l'clic dcs ions Cu 2+
Cependant. les sulfures dl' zuu: n'étant pas réputés être porteurs d'or. leur
élimination peul être réalisée en flottation par une action spécifique (dépression par
CuS04). faute de quoi le zinc peut précipiter l'or dissous.
- les gangues carbonatées et carbonées
type:
Le premier produit de la réaction est adsorbé par le graphite all)ls que le second
passe en solution (Clross et Scott. jl)27 l, On peut remédier aux effets néfastes de cette
adsorption par UI1 grillage préalable du matériau,
d - Conditions et paramètres opératoires d'une cyanuration
La dissolution cil' l'or en milieu alcalin cyanuré est essentiellement contrôlée par
J'électrochimie (pouvoir ox vdant de la solution) et par la diffusion (transfert de
l'oxygène et du cyanure de la solution vers les particules d'or), Cela introduit la
nécessité d'une maîtrise' d'un certain nombre de paramètres opératoires:
- le potentiel électrochimique (Eh) initial (il' la <olurion : il ~l un el'kt marqué sur
lé taux de dissolution cil' J'or: ce Laux croît avec le Ll1. Le potentiel est régulé avec la
durée ct le débit d'aération ainsi 'Ille la teneur en ux\\gène de l'air utilisé En générai. on
travaille il concentration CIl 02 proche de la saturation: une aérution trop forte' favorise
le dégagemènt de HC;,\\ gaz toxique et une vurconsommation de C\\:- (oxydation en
cyanates et thiocyanatex). une conccnuution en 02 trop faible limite la réaction,

---

- 131 -
- le pH de la solution: il dépend du minerai et de l'eau disponible. En moyenne,
le pH de travail est de 10,5: des valeurs beaucoup plus basses cxpoxcnr au dégagement
de I-ICN gaz tox iquc alor-, que des valeurs beaucoup plus Iortc-: rixqucu: (il' limiter la
dissolution de l'or. Le choix du réactif (Ca(01-l)2, NaOIL Na2C()~ etc .. ) l'sr fonction
de son coût et de la réactivité du minerai.
- la consommation de cyanure: elle dépend de la nature du minerai, du degré de
broyage et de la durée de cyanuration. On recherche un optimum pour avoir la cinétique
la plus rapide possible mais aussi pour avoir le minimum de cyanure à détruire dans les
effluents. En pratique, des doses de 0,1 à 10 kg NaCN/t sont utilisées
- la conccmr.u ion solide: elle dépcild dcs L'Cll'actéristlql!l'S du nuner.u et loue un
. ,:Ih' ma: Ile dl'
.
l' 1
:1 l(lllc.:elill'ation su Ill' :1 ;:::'<1 ur..:
cil: l'agitatlfJll (visl'osÎrc de pulpe). On vise une concentration s\\)[I(k :l\\Sur:llll un débit
solide élevé et compatible avec la méthode de récupération etc :01' dlSSlH1S (notion de
concentration limite pour une récupération en "Carbon In Pulpe"). En pratique
industrielle, des concentrations solides de 30 à 6OC;; sont utilisées.
- la durée ct la cinétique de la réaction: elles dépendent de la nature du minerai
et conditionnent le débit du traitement. la taille de léquipemcut et par conséquent les
coûts d'investissement.
2.1.2.2
Tbiouréation
a - Réaction de dissolution dl' l'or
La thiourée. appelée aussi thiocarbamide. est un composé organique (amiue ) de
formule CS (NB'::)2 qui peut être obtenu par chaufLlgc du thiocyanate d'ammonium,
ou par action du thiophosgène sur l'ammoniac.

---

- l ,~.2 -
La thiouréc est stable en milieu alilk ct forme lin seul complexe cationique avec
l'or selon une réaction de complexation / .iixxolution donnée par Kazakov et al (J9('4)'
Cette réaction est considérée comme réversible avec lin potentiel redox (E0) de
0,38V/ENH à 25°C pour une surface l'l'aiche qui atteint 0.41 V pour une surface passive
(Groenewald, 1975). EO est indépendant du plI entre 0 et 4,3 (Pyper et Hendrix, 1981).
En présence d'agent oxydant comme l'oxygène ou le peroxyde d'hydrogène. la
thiourée est oxydée. donnant un certain nombre de produits en plusieurs étapes dont la
première est la formation du dixulfur« de formamidinc.
:1 température ambiante
,
"
2CSIl'iII'I" <=====:c=> :\\H2r,ii,(\\\\(I[\\lil:--ll, + 2H+
1.-1
-r-
2e'-
La réaction est rapide. avec un potentiel redox de 0.42\\/. Le disulfure de
formamidine agit lui-même comme ox vdant nécessaire à la dissolution de l'or,
La combinaison des réactions 1 l ) l't (21 donne :
2AuO + 2CS( NH2)2 + i\\II.::(i'\\H)CSSC'(:\\II)i\\f1.:: + 211+ <====> 2AuCCS(f\\H.2 ) 2 12+
(3 )
avec EO = 0.04 V. ~Go (énergie libre) = -1 S45 cal/mole et échange de 2 électrons
Le disulfure de tormamidine est un complexe intermédiaire' de courte durée de
vie. ce qui ne lui permet pas d'avoir une application industrielle. On remédie à cet
handicap par J'utilisation d'un oxydant additif tel que l'ion ferrique sous forme par
exemple de sulfate:
~l\\Cl' f~C = n.nv
La combinaison lié (~) et (41 donne:
Au + Fe~+ + 2CSr:'-iHh <=====>\\UI CSI :\\Ih h )l+ + Fe2+
151
avec EO = n.3CJV el L\\Cc = - 8CJ<)4 cal / mole

---

- 133 -
La comparaison des éncrui«
libres de (3) et ()) indique une grande tcudancr
pour LI réaction ()l. rendant a\\ant:l~emL' la présence d'un oxydum udditi! au dixulturc de
forma rn idine.
La poursuite de l'oxydation de la thiourée entraîne la formation de produits dan,
lesquels le soufre est il un état d'oxydation plus élevé. En effet. il est démontré qu'en
milieu acide le disulfure de formamidine se décompose en cyanamide, sulfure
d'hydrogène et soufre élémentaire (Pyper et Hendrix, 1981).
A pH basique (pl-l 8) les états d'oxydation de ces produits correspondent il l'urée
et il l'ion sulf:Ite (Thibert et 5al'\\\\ :11'. 1LJh l) : Tiwari et Pande, ILJ6LJl.
La cinétique de la dissolution de l'or par la thiourée a fait l'objet de nombreux
travaux (Gupta, 1963: Groenewald. ILJ75, 1976; Gabra. 1983, 1984 etc. .. ) au cours
desquels plusieurs milieux acides et des oxydautx variés ont été étudiés On admet
généralement que l'ion ferrique dans un milieu acide sulfurique consume le mci lle ur
système. Des résultats comparable, '0111 obtcnu-, avec le milieu chlorhydrique.
Les taux de dissolution dépendent (il' la concentration en thiourée et en oxydant et
paraissent contrôlés en partie par la réaction chimique et en partie par le transport de
l'oxydant à la surface de l'or (Groenewald. ILJ75, lLJ76). La transition entre le contrôle
diffuxionnel et le contrôle réactionnel (é icctrochirnique ) est observé il haute vitesse
d'agitation (Grocnewald. 1976: Gabra. 198-1-). Les taux cie dissolution tendent il décroître
quelque peu avec le temps et c'est posxible que cela soit dei
une passivation (il' l<i
à
surface de l'or par les produits <ec ondairex d'oxydation parmi lesquels le soufre
élémentaire est le plus suspecté (Pypcr et 1lendrix. 1LJ81 J. La présence de sulfate ferrique
réduirait le taux de formation des produit- secondaires d'oxydation En effet. 1,1 thiourée
a tendance Ü réa~ir lenu-mcnt aVt'l' l'ion krriqllc pour former une liaison de coordinaunn
métal-ligand:
La réaction cout mue a\\el' LI l'éliul'tion du rel' pour cionncr le c ourplcx«
Fe(CSINI12)2)S0-t (Mulowska. 1Ll()l))
.\\ux fortes couce ntrutions en ihiourcc. ces

---

- 134-
réactions deviennent trè-: PIClIICllll'él':--
On constate ainsi que "i le fer ferrique e"l
bénéfique' par l'inhibition cit' l.: 'l;a~ïiCln d'oxyd.uion/déprudation de la thiouréc. il
contribue l'Il même temps ~l un Jl'lï"l)i:--:--l'Ilwnt de la consommation en thiourcc par
formation cie complexes (Pypcr et l lcndrrx , 19~ 1).
l! ex: possible de limiter la dégradation de la thiourée grâce ù l'action d'un
réducteur comme
S02 qui favorise la réduction du disulfure de forrnamidine (en
thiourée) et accélère la précipitation du soufre, produit secondaire responsable cie la
passivation de l'or (Schulze. 19~~ l.
c - Rendements de dissolution
, (
'.'
l ! ·
-.,
Des rendements de 99,;ê sont obtenus sur des minerais (~l pyrite et nrsénopyrirc)
grillés. après seulement 30 mn de lixiviation (Moussoulos et al., 19~4; Van Lierde ct al..
1l)~2: We n. 19~2: Bodson, 19:-) 1). Sur des concentrés cie pyrite (Gabra. 19~4) ou de
chalcopyrite (Deschène. 19~5: Gabru. 19~4) non réfractaires. des rendements de W,e~ê
sont obtenus au bout d'une heure de l i xrvi.uion.
cl - Paramètres opératoires
Du fait du double contrôle de la dissolution (électrochimique et diffusiounel). cie
la complexité des interactions chimiques et de la forte sensibilité au pl-I, la conduite
d'une opération par voie "thiourée" est beaucoup plus difficile que celle d'une
cyanuration conventionnelle. Les principaux paramètres opératoires sont:
- la concentration initiale en thiourée : elle doit être suffisante pour assurer une
complexarion complète de l'or,
- la concentration initiale en oxydant. (Fe2(S04)J par exemple J.
- la conce nnat ion initiale en 112S04 ou. ce qui revient ali 1l1~'mL. le' pll ini uu l dç;
la <olution.
- la concentration solide ou. cela traduit la même chose. le: rapport "Illide/liquide.
- la vitesse dagirution.
- la température.

---

- 135 -
Il!.22 COMPTE REND"· i~T RESULTATS D'ETUDES
221 LIXIViATION DI:S CONCENTRES PAR VOIE "CYANURE"
2.2.1.1 Protlk'ok expérimental
- les essais sont réalisés:
· en bouteilles la plupart du temps (bouteilles de 500 cc). Les bouteilles
sont montées sur un bâti solidaire d'un rotor. Elles sont disposées perpendiculairement il
!'~l.\\c' (Je' rotation ('~'ircllL\\Irl:! (:·I~. n025). En cours de manipulation elle~~()lll ;>:"."~
- prises d'essai ,s de 50 g de concentré: cette muxse est compati ble avec Lt reg le de
Gy CJUI donne pour nos concentrés une division possible jusqu'à environ 1() g (pour un
seuil de probabilité de 95(:().
- prclix iviation : elle cxt réalisée afin d'ajuster correctement le potentiel ct lé pH.
Dans le cas des bouteilles. celles-ci sont de temps ù autre momentanément arrctécx et
ouverte" DOur assurer un renouvellement de l'air.
lixiviation: l'aération est réalisée à l'aide d'air comprimé (réucte ur i ou par
ouverture régui ière des boutei Iles.
- réacti fs :
· eau: eau déminéralisée
· NaCN en granules (Merck. min. 96(/( )
· chaux (Ca(OH)2) (Merck min. l)()(!r l. pour les essais "bouteillcx". NaOH
mesures de pH cl de Eh. avec une éit:et1llde combinée ,1\\'l:C référt'Ilce en
;\\g/AgCI (+207 mV/ENHI
Pour les essais "bouteilles", les me sure x sont faites
régulièrement afin de réajuster le pH si necessaire. ~IVeL' de la chaux ct dans [()US les cas
au début et ù la fin de chaque étape d'un essai.

---

- 136 -
o V (rprn)
réactifs:
baromètre (cc/mn)
- NaCN à 96'70
- air: 100 cmi/rnn
- largeur
Pompe
:-laOH 0,1 \\1
b- dispo,itif de cyanuration avec régulation du rli
figure
0
0
25 - Schéma du dispositif de cyanuration

---

- 137 -
- traitement des produits obtenus .
. en fin de réaction, la pulpe est filtree. il' rcsldu rincé avec de l'eau (200 il
300 cc "
. la solution aurifère est récupérée: une prise d'échantillon de 100 cc est
prélevée, évaporée presque à sel' après destruction du cyanure il l'eau oxygénée, reprise
avec 50 cc d'eau régale il SOC';;' et enfin envoyée pour analysé Au (absorption atomique).
, les résidus solides sont séchés à 80°C pendant 24 h puis porphyrisés dans
leur total ité: puis une masse de 20 g, compatible ;1 la règle de Gy (minimum 7 g) est
envo: ':':' i!II luboratoire pour !'ani1h'sc' '\\Ii :
bilan
!'esldu/alimentatinn': la movcnnc obtenue ti.m lieu i l;' rendement de disxolutiou
pour l'essai considéré.
2.2,1.2 Résultats et commentaires
a - Essais d'optimisation
Ils sont menés en bouteilles et en parallèle pour lès deux composites CP2tq et
CG2tq. dans le but de fixer les conditions optimale, dt' cyanuration. Les paramètres
étudiés sont la durée de préaérution (prélixiviation). le pl-i. la concentration solide et la
concentration initiale en cyanure.
Lex conditions standards xont :
. 4()c/c solide, correspondant il Lille densité de pulpe de 1.4),
- 666 mg NaCN pur /1 de xol ution l'l1lTèS!îOlllbnl. pour une concentr.uion solic!e
de 4(){(, :1 1kg NaCN pllr/t de l'un','('J:lI\\'
pH de lixiviation = 1O,'i réaiu"!l: avel' de la chaux.
durée de prél ixiviation : 12 h (IO() C1ll 3 dair/mn. l'Il réucreur).
durée de l ixiviation : 4x Il (1 (10 L'm-" d'air /mn. l'Il réuctcurï.
. température ambiante cnviron 2:1'(').
ï

---

- 13R -
il. 1 - Influence de la concentration initiale en cvanure
Nou- ([von" fait varier la dose dt' cv.mure entre (J ..'
CI
:'i k~ NaCN pur It de
concentré.
La tendance générale est un accroissement du taux de dixxolution de l'or avec la
concentration initiale en cyanure (fig. 11O:2f>a). Cet accroissement est particulièrement
sensible en-dessous de 2000 mg/l et semble se stabiliser à partir de cette concentration.
du moins pour le composite CP2tq, avec lin rendement maximum obtenu de 85%. atteint
avec 3330 mg NaCN/1. Ce dernier concentré paraît plus sensible à la concentration en
cyanure. Néanmoins. il faut observer que les cieux points inférieurs de la courbe CP2tq
<ont Sui,'b :1 caution : en effet. les COlll','IHI'és CP cr CG onr LlIL (r0s nette tendance :1
"
Li concentration "optimale" en cyanure devrait ~;e <ituer e:Hre 2()OO et 3.:nO mg/l
soit. dans lès conditions d'essai. entre 3 et ) kg NaCN pur / t cie concentré.
a.2 - Influence du pH
POLIr chacun des deux composites. trois es~;ais ont été men'~:--. respectivement à pH
)(l.). 11 et 11,5.
Le ... résultats (fig. n026b) montrent que dans l'ensemble l'optimum se situe autour
de pH 10,) et qu'au-delà il y a une baisse sensible du rendement de dissolution qui
devient quasi nulle J. pH Il.5.
a..1 - Influence de la concentration solide
Le." essais ont été menés dans les conditions standard précédemment définies
avec une même dose de cyanure (l kg/tJ. Trois valeurs de concentration solide ont été
Iixée-. : 20, 30 et -1-()(kS
On couxtutc que le rendement lk ciis.... olut ion croit
de manière rc lati vcmcnt
régulière avec la concentration solide ct que les deux composites ont un comportement
similaire (fig, n026c). L'évolution constatée est de prime abord surprenante. la dilution
fuvorixant en général le procédé de cyanuration ("dilute leaching"). mais peut très bien
être comprixc .si on considère l'augmentation de ]a teneur en cyanure (cie 250 mg "JaCi\\/l
Ù 700 mg/l L ce qui est conforme J. l'évolution de la courbe 2f>a pour le concentré CCJ2tq,

---

- 139-
~
100
cf:
'---'
H
_0
80
Q)
'""d
c
0
60
'C
:::
Ô
VJ
VJ
......
---e--
CP2 tq
40
'""d
Q)
'""d
•
CG2rq
X
:::
20
ro
E-<
0
0
1000
2000
3000
4000
NaCN (mg/I)
100 ~
90
~
c
(S:
80
'---'
H
_0
70
Q)
'""d
60
---e--
CP2 tq
c:
.9
50'
---6-.-
CG2 tq
.§
0
VJ
40
VJ
:.c
30
Q)
'""d
X
20
:::
~
E-<
10
0
10,50
1 1 ,00
1 1,50
plI I.ix
b- Influence du pH de lixiviation sur lé taux
de dissolution de j'or: conditions standard
r·igures n026 - Influence des paramètres opératoires de la cyanuration sur le rendement
(le dissolution de ]'OL Conditions standard: NaCN =: 1kg/t, ~O(7rS, pl I de
lk lixiviation =: 10,S , 12 h de préaération, 4S h de lixiviation.

---

- 140 -
On peut avotr LiIIC Ilke lié l'influcnce lit: 1;1 conccntr.uron <olide l'li comparant ks
courbes obtenues rom Il' concentré CCJ2llj : (ln a lès compuraison- \\lI1 vantes :
NaCN
(Ic S
20
~O
40
250 ml2./1
l'l'l',"; = 3l)(k
ND
41 (le
450 ma/l
ND*'*
47(;(
4090
700 mz/l
ND
ND
50%
* = récupération
** = non disponible
"
. •
' 1 " . "
."
. ., ~ , ", ;' Il i l.: )\\_' ,-,; i' .' : -, L,l" ' ; ~ 1: ' • 1: -,
; ,
<ituant :l~il( ( S,\\i!1,Si \\~' lrUU\\L' dOlll' coul irméc l'influence POsil!\\',' .1" i:! .uiuuun lcll,'
que de nombreux auteurs l'out déjà signalée (Laxen. 1l)63: Nagy d al" ILJ()()J,
Par extrapolation. on pourrait ainsi penser que des rendements supérieurs à ceux
du maximum de la combe 26a (~()Ck) pourraient être obtenus en augmentant la dilution,
a,-1. - Influence de la duré,. dl' préuératiou
L'effet de l'aération a été étudié à trois temps différents : ~Il. 1211 et 1611,
Dans les conditions d'essai et dans cette gamme de durées. le taux de dissolution
dt: l'or
croît avec la durée de pré aération mais Ile varie pas beaucoup rvan ation
maximale de
3 à 4(;) (fig,n026ci),
Là-encore 1l0S deux composites ont des
comportements très proches

---

- 141 -
60
~
(j2
' - '
...
0
v
-0
c::
50
.g
:J
"0
(/'l
(/'l
CP2tq
:av-0
•
CG2tq
x
40
:J
<Ii
t--<
30 -t-----,---...--;-
- - - - , . . - - - , 1 - - - , . - -
l (\\
, ,
, .
1
~)\\. 'Ill·,--l,~
c· Int1uence de b concentration solide sur le
le taux de dissolution de l'or: conditions standard
49
~
'-'
48
...
.0
v
-0
c::
.g
B
---a--
CP2tq
o
«r:
ir:
46
.......
•
CG2tq
-0
V
-0
x
:J
45
<Ii
t-
6
8
10
12
14
16
18
Durée de préaération (heures)
d - Influence de la durée de préaération sur le taux
de dissolution de l'or: conditions standard
i~ures 11' 26 (suite eLfilu - Influence des paral11t.'tJ\\.'s opératoires de la cyanuration sur le rendement
de dissolution cil' j'or Conditions stancLlIl] • NaCN = 1kgf!. 4(j(}(S_ pH de
cie lixiviation = ](l,) . \\.2 h de préuération. 4X Il de lixivi.uion.

---

- 142 -
Nous pouvons retenir cie celte étude d'optimisation des conditions standard pour
l'étude cinétique de la cvanur.uion des concentrés qui sont les suivantes:
- préaération pendant 1211, un temps plus long n'ayant pas un grand intérêt.
- une concentration solidè cie 40% qui assurerait de gros débits solides Elit'
correspond à une densité de pulpe de 1,45 qui devrait être éventuellement compatible à
une récupcration en "Carbon III Pulp" fCIP, densité du charbon = 1.5).
,~.~ l.~Lll\\..· ;i\\Î\\'l:.; ':~ ,.'
) ~
- lIllè dosè de cyanurè ck 5 kg!t.

---

- 143 -
b - Cinétiquès d'extraction
b j - Composites "tels quels' (CP2tq et CG2tq)
Les résulruts (fig. n027) montrent un accroissement du taux de dissolution avec la
durée cie lixiviation, plus sensible entre 6 et 4S il, avec des rendements passant de 65% il
XXC;C. Au-delà de 4~I1, Je rendement augmente moins vite et subit même une inflexion à
60 Il: ceci peut être attribué à la fois à l'activité complexante croissante de s cvanicides et
1
l '
,
! _~!. Ci
'1' .
\\U<lt~J~l
(Reman,J ue :
Le composite CP:? tl] a fait l'objet d'un essu: en réacteur agité (conditions plus
proches de J'industriel cians les conditions standard. avec une agitation à 10(1 l'pm, un
débit d'air de 1(JO cm'~/mn, une régulation (il: pl-I a\\ec NaOH 0,1 Met p(lllr un,,' durée de
cvanur.uion de 4S h. L èssai a donné un rendement de dissolution de l)O,(/;; Cc résultat
est comparable aux rendements obtenus en bouteille dans des conditions prochcx (~W·/( l.
Ceci justifie il posténori j'étude en bouteille.:
b.:? - Les produits broyés: influence de la granulométrie
Des produits broyés il différentes mai Ik" (SO, 60 et 4(Jpnn, i"sus du composite
global C(;2 ont été k:stés POLII' des temps de rc.ution (Je 12, 24, 36 et 4X Il
L'examen de la figure n'2X montre une ll'IHi,lI1l'e générale ~l une 'lllglllc.:'lltation du
ll'!)(!cment d'extraction de l'or avec la finesse du pro.luit. plus marqué« pour des durées
dc lixiviation comprixr« entre 12 et 24 h. AlL:ihl:.Lclc 24Jl et pour rou.S ks produits
hmvés. les rendements se stabilisent mais l'l'stnlt 11~'S pl'Ochcs. A 4X h. ks rendements...
<ont compris entre S6 (CC;2tlj) et CJ2 c!c (produit, 111'(" és) l .e phénomène observé peut en
partie s'expliquer p.u une
accentuation d\\.· I~I réactivité des nanil'ides due il
laugmcnt.uion de LI <urfuce spt'cifiquc (k', f)rll,juÎt,
\\1uilJS (k c\\;lllU!L' c xt all)ls
disponible pour la coruplcxution de l'or

---

- 144-
100
v
-0
C
o
so
CP2tq
CG2tq
70
60 +--.--y--,..--,r--"'---,-...........--r-.....,......~...,...--y--,----,
o
12
24
36
48
60
72
84
Durée de lixiviation (heures)
Fi!!ure né) 27 - Cinétiques d'extractions sur les concentrés composites CP2tq et CG2tq,
cl an~ le, l\\)J1ditiOI1S standard "opti III j",\\.,,, ,. i.5 K~ \\';1 C NIt. _).Ir' • S. li H 1ix. 1().5
1-<
_0
90
(\\)
CG2. -- 80
-0
um
C
o
CG2. - 60 urn
';::
:::l
80
o
if]
CG:?.- 40 urn
if]
70
CG2tq (d80 > 110 um)
60 -1--~-....,....----r---.--""'---'-
12
24
36
48
Durée de lixiviation (heures)
Fi~t!fe nO n - Influence de la granulométrie sur le taux de dissolution de l'or,
dans les conditions standard "optimisées".
100
1-<
o
90
~
CG2G
80
•
CG2tq
-0
<1..J
70
-::J
60 -1--~-,-----"'---r----r--'---
12
24
36
48
Durée de lixiviation (heures)
Fil:urc nO~2 - Influence de la nature du produit sur le taux de dissolution de l'or.
dans les conditions standard "optimisées"

---

- 145 -
L'absence d'iuflucnce de la granulométrie dans les limites étudiées cq en fait
dircr rcmc nt liée Ù la pr~sellt;\\tlUli de l'or dans le minerai (ClI "{ixxural". cvauurahic
quelque soit le broyage. or en IlllCS Inclusions. cy~lnurablc uruqucmcnt Ù lies broyages
très poussés).
b.3 - Influence de la nature du produit:
Les composites CP2tq et CCî2tq sont comparés à un composite CG2 grillé CG2G
(titrant no ppm Au). pour des temps de réaction de 12,24,36 et 48 h.
Le grillage. dans les conditions où il a été réalisé (voir 11.3.1), vise une oxydation
complète des sulfures après volanlisation du soufre. Ce faisant. il confère au produit une
plus grande porosité rend.mt lor nill" accessible.
l'ordre de 96 à l)K(:;) (fig. [1·'2 l ) ) . Les écarts observés avec les cOmpiJSilt': , "iclx quels
s'atténuent à mesure que la durée de lixiviation augmente, du fait que le re.n.icment du
prod uit gri lIé évol ue peu (en bai sse) avec le temps. Ce deru in passe de 00 (1; à 12 h à
96,5o/c il 36 h. La baisse de rendement peut s'expliquer par le fait que la calc in« contient
des sels de métaux de base (Cu. Zn. Pb) solubles (par rapport au concentré sulfuré) qui
forment avec le temps des complexes l'y anuréx au détriment de la cornplexation (Je J'or.
c
Essais de flexibiliu'
v
Il s'agit de tester la flexibilité des conditions standard définies. sur les concentrés
différenciés A2, 82. C2. 02 et E2. Pour ce faire, nous avons conduit les essais. toujours
en bouteilles. avec lin temps de réaction de 41-\\ h.
Le tableau suivant donne les résultats que nOLIs comparol1\\ il ceux des Ct)lllposites
(dans ies mêmes coudiuonx) :
A.2
82
Cl
02
E2
CP2tq
CCi2tq
0052()(
~().50(1c
02.%();
~7 .60(,:;
~l),5Y)~
XX.60 c,;
~0.04({
1
Les rendements S(lnt dans l'ensemble c omp.nablc s il CCliX des composites. Les
concentrés A2 et E2 présentent les meilleurs rendements qui '<oppOSCI1t particulièrement
il ceux des concentrés 82 et C2 Ceci reflète le caractère "fissurai" plus marqué de l'or
des faciès A et E (voir I11.1.2.3.2 J.

---

- 146 -
Deux C~~~llS de cvanur.uiou Cil boutc i lle ont été réalisés sur le concentré
composite CG2tlj, dans dcs conditions
comparables aux conditions xtundard de la
lixiviution ù la thiourée (voir plus loin: soir. en particulier, avec une dose de complexant
(NaCN 1 de 15 kg!t (prix il peu près identique il celui de la thiourée ) c.'t une concentration
solide de 2YX, (""' rapport solide/liquide == 1/3) soit 5000 mg NaCN!l. Ces e~sais ont eu
lieu il deux temps de lixiviation différents, 24 et 4S Il Les réxultatx montrent que 92(!c
de l'or est dissou. après 24 h, Le rendement de dissolution passe il 9]1'/0 au bout de 4S Il
soit pratiquement le muximun atteint en lixiviation il la tliiourcc (au bout dc .2]))
':_~:~
',~t~ (~~, "~lv{)il' ll:j~'):'_>'
; '
.•
,-i
e - Evolution du taux de cyanure "libre" final
Dans le but cil' pouvoir expliquer le mieux poxsihle les phénomènes 1_'I)Jht~ltés
dans l'étude de la ,,-,métique' d'extraction, nOLIs avons fait do-cr k cv.inurc "libre" l'Il fin de
réaction pour des temps cil' réaction et clès produits di ffércnt-.
Le cyanure "ibre' est dosé suivant une méthode dbeloppée ~'l Nancy (\\1arion et
al. ]l)l,lI)), bu-ée sur la diffusion membranaire. En solution. le cyanure est exprimé sous
plus ieurx forme s cu éq ui 1ibic:
1J-+ -t (':\\- <:=:.:::=====> (I-IC1\\ raq
a\\èC pK ""' LJ,.2
(1\\. = C()lht~\\Ilte de Hcnr. 1
: HC:\\ 1~llj <====-====> (IIO\\)g
(lieN)g diffuse au travers dune membrane PT~+ (téflon) micro porcu x et
hydrophobe. Derrière l'e!tl~ membrunc. (! 1(':\\ ),~ se di"s()UI d~lllS 1I11e "ulutÎnll l'()I)\\.'c.'l1trée
de '.;a( )11 pour c1U1111"r C"J- seul. Il Il'y a d(lill' pa~ c!llHl'rfàellcè l't C':\\- e,,[ ,\\lhé pal
<pcctrophotoménie "l'\\' visible". On a donc acc~'" cn-uite par l'a1cul ~l (( II( ';,\\ Ig ~.
IlCi\\;al) -+ Ci\\- aq) = cv.mur« "libre" final (unn cnmple\\é))

---

- 147 -
è
1-Varuuion du LIllX cie cyanure "libre" t'ina] (~Il fonction dl' LI
durée de lixiviution
L'étude a porté sur les composites CP2tq et CG2tq. Le taux de cyanure en fin de
réaction baisse de manière sensible ù mesure que la durée de cyanuration augmente (fig.
nC 30a). Il passe d'environ 7eYrc après 0 h de réaction à 40% au bout de 72 Il et ce pour les
deux produits qui ont entre ces deux temps une évolution proche. Il apparnit donc
clairement qu'avec l'augmentation de la durée de lixiviation moins de cyanure est
disponible du fait de l'effet cyanicide croissant des sels de métaux de hase.
étant encore dixpon.hlc :rprt:s 4X Il (ie' li\\!\\ i:llIOI1. plu-, dl' ::;)I;i :llll'\\:," 72 hl,' .: .1\\'1.\\1\\(111
Ceci semble démontrer il) que l'influence de la dilution est dominante sur c'l~llc de LI
concentration en cyanure. (2) que les défauts de récupération constatés sont Imputables
Ù la non accessibilité d'une panic de l'or.
e.? . Variation du t:1UX de cyanure "libre" final en fonction de la
granulométrie.
Ce taux baisse avec la durée de l ix ivi.uion et avel' la finesse du produit (fig.,
nC30b) et la baisse est plus marquée entre 12 et 24 h. Nous avons là une explication
partielle des tendunce-, observées sur l'évolution des rendements d'extraction Cil fonction
du temps et de la granulométrie (b.Z). EII d'fer. J'action des cyanicide,-; et l'oxydation du
cyanure sont (fautant plus accentuées qU( le produit est fin ct que le temps de réaction
est long
e.)
Variation du taux de cyanure "libre final l'Il fonction de la
nature du produit
La figure 1l1()C illustre k\\ rt:sultct!s Le g.rillage a pOlii dlt'l dc failt' hai~scr dé
manière xubstuuuelle le taux de \\.'v,ullll'c,'lihrc" résiduel. 1.;1 bai~-;l' s'aCCelltllt' av Cl' la
durée de lixiviation. ;'\\l)II.S avon- lill uxtr.u ion d'une surconsommation (il: cvanure pa!
t'effet complexant lks cations métalliquc . -olublc» contenus dan,,, la l'alcllll:.

---

- 148 -
80
,.......
~
' - "
70
'"@
c:
~
60
Il)
1-
.D
CP2 tq
,
50
Z
•
CG2 tg
U
40
30
20
0
12
24
36
48
60
72
Durée de lixiviation (heures)
a - en fonction du temps de réaction
1O+--~-'-----''----'----r---,
12.
24
36
48
Durée de lixiviation (heures)
b - en fonction du temps de réaction et de la granulométrie du produit
80
~
~~
70
'-"
---e---
CP2 tq
ë
<.:::
Il)
•
CG2tq
1-
60
..D
0
CG2G
,
z
u
50
.+0 +--r----,-----.----,---...,....----,
12
24
36
48
Durée de lixiviation (heures)
c - cn fonction du temps de réaction et de la nature du produit
Fiuure Il03() - Vtuiation-, du taux de cyanure "libre" final

---

149 -
f - Conxonun.uion de l'haux
[,a chaux :l été utillSl',' pour le rcnjustcrncut manuel du pl I. La cousonun.uron dc
chaux dans conditions standard "opt nuisécx" de la cyanuration, varie en fonction cie la
durée de réaction. de la nature et de la granulométrie du produit: les doses suivantes ont
été utilisées:
- les concentrés tels quels: OA à 0.6 kg de chaux/t de concentré
ces valeurs
modérées sont possibles grâce à l'effet de la gangue carbonatée.
- les produits grillés: OA à lkg/t: ces doses sont en légère hausse par rapport à
celles utilisées pour lox concentres "tels quels", du fait probablement de la pré.selll'e de
- les produits brllY,'" : .2 ;\\' k~!t: ce.s fort.:s doses sont ducs ;1 L ;~lliS ,'Llmie'
réacti viré de ces prod ui ts (1 i bération des cyanic ides).
g - Paramètres électrochimiques
Ces paramètres. pl l et potentiel élecrrochimiquc. sont régulièremellt COllll'()ks en
cours d'essai, en uarticulier. au début ct ;lla fin de la préli xiviation et de la lixiviation.
12.1- le pl l
Le tableau suivant donne les valeurs moyennes mesurées. dans les conditions
standard. toutes durées de lixiviation confondues.
concentrés tels quels
produits grillés
produits broyés
~ébut prélix.
lS,20à ~
!
g,gO~~~~1
/ ,)U a
~,UU
1
1
1
. _ - - - - - - - - -
Fm prélix.
7,50 à 8,00
g,60 à g,70
7,uu a
7,4U
,,-
Début Iix.
10,50 à 10,60
10,40 à 10,60
10,40 à 10.60
Fin lix.
10,40 à 10,60
10,30 à 10,50
10,30 à 10,50

---

- lSO-
L'acidité prodUItl' par les sulfures t.ut baisser le pH en cours de prclixrviatiou. Ce
phénomène ext plus marc:lié' ;\\Vec les produit'. hruy,~s. La n~~ulation ;\\ JO.5() par Li c!WU,\\
c st effectuée seulcmcn: pendant la cyanurauon 110ur tenir compte de l'ulc.rlini té du
cvunure lui-même
)22- le potentiel électrochimique (Eh)
Les mesures. réalisées avec une électrode combinée avec référence en AgiAgCL
sont exprimées par rapport à l'électrode normale
hydrogène (ENH : +207 rn V). Les
à
valeurs movennes mesurée-: sont consignées dans le tableau suivant:
r-- -- - -._-.__._---- ...
---_.__._--_..
~
_----~_.-
---;
"-"-"~"-'-
_--~--
...
.._--_ ..-.--~
i '.-'\\.1 nl' \\.~ il trés tels quel s
uroduit:
r
'
l -, ~.'
arillés
: : - .
r~l)il!:'"
~
. '."
• '. ,
~
i
i,
l
Début prélix.
340 à 380 rnV
350 à 360 ri:y'
250 6~-260 rnV'---'
Fm préhx.
42U aMOrnY
380 a 3WrnY
380 à 3YOmV
Début Ex.
- 6 à 40rnY
15 à
25mV
14 à 40mY
Fin lix.
130 à 150rnY
60
à 110mY
30 à 40mV
De manière générale. le Eh augmente pendant la prélixiviation. amorce une chute
ven igineuse en dé but de lixiviation au moment de la mise en œuvre du l'yanlll'e pUIS
remonte en cours de cvumuation sans jamais atteindre son niveau initial Les produits
broyés présentent les [1Iu'. faibles valeurs. l'l.' qUI traduit une fois de plus leur rôle
réducteur et acidifiant plus prononcé.

---

- 151 -
2.2.1.' - Cour luvion
La cyanuration des concentrés est réalisable dans des conditions standard ù
consommation modérée de cyanure () kg/t) et de chaux (0,4 à (),6 kg/t). Des rendements
de dissolution de l'ordre de l)()l1c peuvent être escomptés après 4~ Il de cyanuration. En
tout état de cause des temps de réaction plus longs que 60 Il ne paraissent pas
nécessaires, le rendement augmentant très peu.
Dans ces conditions, les résidus de lixiviation titrent en moyenne 10 à 20 ppm
Au. Ils pourront. à une échelle industrielle. être' retournés en cyanuration en uti lixant
Il ne semble pas nécc.\\:->aire ci\\.' broyer plu" fiuernem le" concentré> iS.\\Lb de la
flottation (dgO "" 110 um), au regard du surcoût énergétique, de la faible amélioration des
rendemcn ts de dissolut ion et de l'ace roissement de 1a consommation de cyanure et de
chaux.
Il en de même du grillage du composite (lui, même s'il autorise des rendements
élevés en de.s temps de réaction plus courts avec un maximum plus élevé (98(/r), poserait
des problèmes de surcoût énergétique ct de pollution gazeuse (S02).

---

- 152-
2.2.2 LIXI\\'1 ,\\TIO,\\; DI;S ('0'\\( '[''\\JTRES PAR VOIL "THJOUREE"
2.2.2.1 Protocole expèl'lmenral
_ conditions d'essais: la plupart des essais. qui ont eu pour cadre le laboratoire
"Matières Premières" de Trente. ont été réalisés en bêcher agité. avec un dispositif
comprenant une régulation de la température (voir fig. n031) mais sans régulation. ni du
pH. ni du potentiel. La dernière série d'essais a cependant été effectuée dans des
conditions de régulation pl-I-Eh (ù Nancy). dans un but comparatif.
· eau déminéralisée.
· thiourée en granules (97%. Prolabo),
· sulfate ferrique à 20rk FeIlI (contrôlé par dosage du fer) (Prolabo).
· acide sulfurique ù 95 (/c. min (Prolabo). préparé en solution diluée
(O.35N pour les essais d'optimisation): le pH initial de lixiviation es: en movenne de
l'ordre de 1: la régulation du pH est effectuée avec H2 S04 36\\' .
. H2()2 à 3(),;( (Prolubo l, pour la régulation du Eh.
_ mesure du pH cr du Eh ü J'aide d'une électrode de platine. la référence étant
Hg/Hg S04. K2S04 saturé. Les mesures sonr effectuées en début et en fin de réaction ct
toutes les ?lO mn e[l cours d'essai.
_ traitement des produits: les solutions et les rb,idus som traités de LI même
manière que les produits cie cyanuration sauf qu'ici il n'y a pas de reprise il J'eau régale de
la solution aurifère: une prise de lOO cc est directement envuyée en analvsc. Les analyses
on: été cJfeetuée, par DCP pour la plupart. Seuls ILs produits i'~lI' des essais r~guk,
(réal iscs :\\ );,\\I1C\\) ont étés dosé, par absorption atomique
_ les bilans: les rendements de dissolution sont calcules (le la même manière que
pour la nanllratioll.

---

- 153 -
U'I~J-- llll----_'~g---,/l'gC,gi,,,,oll(IL</,"i")
'!WfmOS1.11
- Fc)(SIj.'il à )(1\\ r-rn
électrode de r éfércnce
aeuarcur
.--
-
HYlJgS04
.
f11S0J {)5~?, min
K2S04 "1
~_______
électrode de platine
en solunon diluée
-------------
o
réactifs
V (rpm)
_ thiouree
~ Fc2(SO·l13
_ H202 J .10';{c(r0gulol:on
.. manuelle du p{}te:l~l('))
_ ~12S04 36\\I,t'guIJ1111I1
.. automatique du pH)
vers égou(
,
b - dis~)~ltif de thiouré:mon JVCC régulation du pl f
Figure nO 31 - Schéma du dispositif de lixiviation à la thiourée

---

- 154 -
:::.:::.:::.! Résultats et discussions
Cl - Lixiviation non réguke des concentrés
a.I - Essais d'optimisation
Les paramètres suivants, supposés devoir jouer un rôle dans le contrôle de [a
dissolution de l'or en milieu "thiourée". ont fait l'objet d'une étude d'incidence.
- la concentration initiale en thiourée,
- la concentration initiale en fer ferrique.
- la concentration initiale en acide sulfurique.
- le ruppor: <()!lck/!iquilk (S/Ll.
- et la température (T).
Les conditions standard ont été choisies d'après les données de la littérature:
- thiourée = 10 g/l,
- Fe2(SO.+)3 = 6 g/L
- H:::S04 0,35:\\ (permettant d'avoir lin pH initial de pulpe d'environ O,C)).
- SIL = 1/3 (25 1;( S, densité de pulpe = 1.2'+)),
- V == 300 l'pm (assurant une agitation suffisante)
- T == 2SoC (pour la facilité de travail)
- durée de lixiviation t = 120 mn.
Les essais ont porté sur le concentré composite global CG ItL[
a.1.1 - Influence dl' la concentration initiale en thiourée
Les concentrations initiales sont échelonnées entre 1 et 20 g/l. Entre 1 et 5 g/l le
rendement de disvo lutiou augmente très vite a\\'tT la concentration en thiourée (fig.
n032a). A partir de 5 g/l (rendement de c)Y( l. l'évolution est très ralentie: le rendement
à 20 g/I ne dépasse guère 97 1/ ( .
La conce ntr.u ion initiale optimale en thiourée pourrait être choisie entre 5 et 10
g/L ce qui correspond :1 une dose de 15 à 30 kg de thiourée par tonne de concentré.

---

- 155 -
a.1.2 - Influence de la concentration initiale en f"c2(S04)3
Des couceutr.uions initiales en Fe2(S04)3 variant de 0 il 15 g/I ont été util isées.
Les résultats (fig. n"32b) montrent que, même sans ajout de fer ferrique. le rendement de
dissolution est élevé (91 (7c,); ceci traduit un pouvoir oxydant intrinsèque au concentré.
En effet, il est connu qu'en milieu acide sulfurique les sulfures de fer réagissent assez
rapidement pour former des sulfates ferriques (Gabra. 19~4). Entre (l et 10 g/l, le
rendement d'extraction évolue de manière comparable il L'e qui a été observé avec la
concentration en thiourée. Il plafonne il l)5,YX et chute de façon très sensible pour des
concentrations supérieures à 12 g/I (90% il 15g./1). Cette baisse de rendement peut être
expliquée par une cornplexation ou une destruction plus prononcée de la thiourée par le
Fe l ll, au détriment de la dissolution lit' j'or
t\\u ret.!~lrd (lès évolutions constatées, des cOlln:.'illl:11ÎOllS de sulfate fnriquL'
comprises entre 1,5 et l) g/l sont suffisantes pour assurer L1ne bonne dissolution de l'or.
Elles correspondent. dans les conditions de nos essais, il des consommations en sulfate
ferrique de 4,5 à 27 kg/tonne de concentré.
a.I.3 - Influence de la concentration initiale en H2S04
Nous avons utilisé des
concentrations initiales en
H2S04 comprrscs
entre
OJL15 N (pH:= 1.6) et 0,7 N (pH:= OA3) (fig. n032c). Le rendement d'extraction est très
sensible à la concentration. en fonction croissante entre OJl35 N (~3%) et (l,53 N (pl-I :=
0,55) (97%): ceci est conforme aux données antéricurex et peut s'expliquer (1) par une
dégradation plux rapide de la thiouréc aux pH élevés et (2) par le début de la
précipitation du fer III si le pH augmente (influence faible si on regarde la figure n" 32b).
Au-delà d'une concentration de 0,53 1\\', le rendement amorce une chute (~~9; à n,7 N).
Ce dernier phènornène peut être le résultat d'un accroissement de la cornplexation de la
thiourée par le fer (Ill ou Il) issu cie la solubilisauon des ovvhvdrcxydes du minerai aux
pH faibles
En tout état de cause, il est tout Ù fait raisonnable cil' fixer les conditions d'une
lixiviation optimale ;I\\ec une concentration initiale en acide xulturiquc de l'ordre de n.35
:1 (l,53 N, soit des consornmation-, d'acide dt' 5~ il 76 kg 1I2S04 il (n!j( par tonne (le
concentré.

---

~ 100
- 156-
<;»
1-.
o
;:.....
90
80 41-.,-.,----r-.,---,~___r____,r___,.._,,._,r___"1
o
5
10
15
20
25
30
Thi ourée (g/l)
;l
• Influence de la concentration initiale en thiourée sur le taux
de dissolution de l'or Compositc.Cl-Iiq
/"""'.
t'2
'-.-/
100
99 ~
1-.
.0
98
,..)
-cJ
97 -
·2 96
;:l
"0
95
Vl
Vl
.....
"0
94
v
"0
93
><
;:l
('j
92
t-
91
90
0
1 0
Fe2(S04)3 ( g/l ) 2 a
b - Influence de la concentration initiale en Fe2(S04)3
sur le taux de dissolution de l'or: CPltq
~
~ 100
1-.
o
;:.....
V
"0
95
c:
.9
......
;:l
"0
~ 90
:.av
"0
~ 85
c::
t-
80 +---r---.,---.....---...--,.--,--..,-----.
0,00
0,20
0,40
0,60
0,80
H2S04 (N )
c -- Influence de la concentration initiale en H2S04
sur le taux de dissolution de l'or: CPltq
[i~~!;<: 11°",2: Influence des paramètres opératoires dela lixiviation à la thiourée
sur le taux de dissolution de l'or: Conditions standard: thiourée lOg /1,
Fe2(S04) 6g /1, H2S04 0,35N, rapport solide/1iquide =1/3, T = 25°C,
vitesse d'agitation 300 rpm, 2 h de lixiviation)

---

- 157 -
a.l.4 - Influence du rapport solide/ liquide:
Le rendement d'extraction cie l'or évolue en relation inverse avec le rapport
solide/ liquide. passant de 9Wk pour SIL = 0,1 à 91 % pour SIL = 0.5 (fig. n'32d). On
peut expliquer cette tendance (1) par des problèmes liés à la diffusion des réactifs en
pulpe dense et (2) par l'augmentation rapide du pli dans ces mêmes conditions (voir
figures n036c et 36, paragraphes a.6.3 et a.6.4l. Cependant, il faut chercher un équilibre
entre le rendement d'extraction et le débit sol ide (fonction directe de SIL). Aussi. nous
estimons qu'un rapport moyen de 1/3 (25c7c S) peut être retenu. Dans nos conditions
d'essais un tel rapport assure un rendement de dissolution de l'ordre de 95.5%. Des
rapports plus forts pourraient être adoptés à condition de consentir ;) un allongement du
temps de réaction.
La vitesse d'agitation est sensée jouer un rôle dans le contrôle diffusionnel de la
dissolution de l'or puisqu'il facilite le transfert des réactifs vers la surface des grains d'or
à dissoudre. Entre 100 et 200 l'pm. le rendement d'extraction augmente dl' manière
sensible passant de l)O.Y/C à 95(/C (fig. n032e). Au-delà de 200 l'pm. il évolue très
lentement. A partir de 400 rpm, le rendement èst insensible il l'accroissement de vuesse.
plafonnant à l)6,-1-(!c.
L'extrapolation des vitesses d'agitation en domaine industriel est hasardeuse.
Sachant dorénavant que l'agitation joue un rôle important. il faudra donc en tenir compte
dans les projets de développement.
a. 1.6 1ntl uence de la température
Les essais ont été menés à des températures respectives de 15. 25.)5. 45
et
60°C (fig. n032 n.
Le' rendement de dissolution croît avec la température. passant de l'ordre de ~WYr
à l5'C à plus de 9~ (Yr
à
45:)('. [n effet. la température active les réactions de
dissolution /complexarion (Blazy. 197())
Au-delà dl' 60 "C le rendement l'st en bai ssc .sensihle
Cett« inflc xion qui .",'
situerait entre 45 et 60"C est probablement due il la décomposition de la thiourec en urée
et sulfate. observée avec le chauffage (Gupta. 1(63).
La température optimale de lixiviation se situe entre 35 et 45°C.

---

- 15S -
90 -+----r___,.___......--___r--r----r---.--y----r---.-~__,
0,00
0,10
0,20
0,30
0,40
0,50
0,60
Rapport SIL
d - Influence du rapport Solide/Liquide sur le taux
de dissolution de l'or: CPI tq
100 1
991
98 l
97
96
95
94
93
92
91
90 -+--r-___r___,.___-y---r----r--.--r--~--.-___r___,.____.____,
o
100
200
300
400
500
600
700
Vitesse d'agitation ( rpm )
e -Infuence de la vitesse d'agitation sur le taux de dissolu-
tion de l'or:
CPI tq
100
-..
ô~
'--./
H
98
_0
(!)
"0
.-
96
23
....,
.....
~
'0
94
Vl
VJ
:.0
(!)
92
"0
><
~
ro
90
t-<
88 -+-__r_---,--r---.---,--r----..--~---,,....-~--r-___,
10
20
30
40
50
60
70
Température oC
f -Influence de la température sur le taux de dissolution de l'or: C?tq
FiŒllrt~ [1°32 (suite et fin) - Influence des paramètres opératoires de la lixiviation à la thiourée
sur le taux de dissolution de l'or (conditions standard)

---

- 159 -
a.] 7 Conclusion
L'étude que nous avons menée autorise la fixation de paramètres standards
"optimisés" de lixiviation en vue de l'étude cinétique qui suit. Les valeurs inférieures des
'fourchettes" déterminées (sauf pour la température) dans les paragraphes précédents ont
été retenues:
- thiourée à 5 g/I soir. 15 kg/tonne de concentré.
- Fe2(S04)3 à 1.5 g/ L soit 4,5 kg/tonne de concentré.
- SIL = 1/3 ((X: solide = 25 (/c, densité de pulpe = 1.2-~i.
- V = 2()() rpm,
- température: nous avons pris la décision de coruinuer l'étude ù température
ambiante (25'"(') pour des raisons de commodité.
a2 - Cinétiques d'extraction
Une étude cinétique a été menée. dans les conditions standard précédemment
définies.
sur les deux concentrés composites CP1 tq et CC; 1tq. pour des temps de
réaction compri -; entre 15 et 24() mn .
Lex résultats (fig. nO:Ba et 3.'\\\\11 montrent. pour les deux produits qui ont une
évolution analogue. une cinétique très rapide entre 15 et 11() I11n (rendements passant de
4()'/c à plus de 9S(YC) suivi d'un ralcnrisscmcur durable
I~e rendement de dissolution
plafonne ~\\ 9X (ir après 140 mn de lixiv i.uion
Dans le but de limiter les temps de séjour. une durée (Il' lixiviation ck 11() mn
parait réaliste. dautant qu'elle uxxurc un rendement de dissolution trè.\\ élevé.

---

- 160 -
100
~
I~
.,0'
~
90
......
_0
V
"D
80
c
.9
::l
70
0
sr:
(/}
vv
60
v
;.<
::l
ro
t--
50
40
0
a -Cornposire CP 1tq: Cinétique d'extraction
100
~
'-'"'
90
......
.0
v
v
80
:::
.g
::l
-0
70
(/}
(/}
-0
u
-0
60
;.<
~
:-
50
40
0
60
120
180
240
300
Durée de Iixi viation ( mn )
b -Cornposite CG 1tq: Cinétique d'extraction
Fj~Ul:t n°:11- Cinétique d'extraction sur les concentrés composites CPI tq (a) et CG 1rq (b)
dans les conditions standard "optimisées" (thiourée 5 g Il, Fe2(SO.:t)3 1,5 g /1,
T = 25°C, H2S04 O,35N, rapport solide/liquide =1/3, agitation 20D rpm )

---

- 160 bis-
a~ - Ess<lis de flexibilité
Il s'agit d'observer le comportement des concentrés différenciés Al, BI, CI, [) 1
et EL dans les conditions standard de lixiviation. A cette fin, deux essais à différents
temps de réaction (60 mn et 120 mn), ont été menés pour chacun de ces concentrés. Les
résulrat-, (fig. n034) montrent que les concentrés A l , Blet El OI1l les meilleurs taux de
dissolution, de l'ordre de ~:,\\q6 au bout de oU mn, plus de 0OC/r
après 120 mn de
lixiviation. Ces rendements contrastent beaucoup avec ceux des concentrés Clet DI qui
nous paraissent anormalement bas: respectivement 47 et 63% pour Cl, 63 et 7~(;/() pour
Dl. Sous réserve que ces derniers résultats puissent être confirmés (nous n'avons pu
reprendre les essais, faute de minerai), ces écarts de rendement seraient le reflet du mode
Cl ct U:'
a.4 - Influence de la nature du produit
1\\ s'agit d'étudier l'effet du grillage sur le rendement de dissolution de 1'0\\'. Pour ce
faire. des essais comparatifs ont été réalisés sur le composite' partiel CP 1tq et le grillé
correspondaut CPIG (titrant 310 ppm Au). Ces essais ont eu lieu à deux temps de
réaction (00 et 120 mn), dans les conditions standard mars xans ajout de fer ferrique,
avec ou sans prélixiviation acide pour le grillé.
LèS résultats (fig. n035) montrent que le rendement sur "grillé", après 120 mn de
réaction. est plus élevé que le rendement sur "tel quel": l)4(k contre 06%. Ceci atteste
de l'existence d'un pouvoir oxydant intrinsèque au "grillé", lié selon toute vraisemblance
à la présence en quantité notable de fer ferrique. La prél ix iviatinn acide (pendant l Il)
relève le rendement sur "grillé" : ~l)% contre S:'\\ (X sans prélix iviation acide, après 60
mn,9W!c
contre 06(!r sans préli xiviation. après 120 mn. Ce gain de rendement lié il la
prélixiviation acide peut être expliqué par l'accentuation du pas.sage du fer en solution. Ü
partir de\\ ox vdes. en pH acide

---

- 161-
100
~
~
'-"
1-<
90
0
:-.
v
El
Ü
80
---a--
c:
0
.....
....
BI
•
:J
"0
70
Al
+
Vl
Vl
.....
Ü
Cl
0
v
ü
60
Dl
><
•
:J
ro
t--<
50
40
60
1 2 n
Durée de Iixivintiin ( mn )
Fiaure nO 34 - Essais de flexibilité dans les conditions standard "optimisées" sur les concentrés
différenciés (deux temps de réactions: t = 60 mn et t = 120 mn)
100
2
95
3
1-<
o
:-.
90 .
[. CGIG,lh Prélix.acide,
sans oxydant
- - - a -
2- CG 1G , sans Prélix.acide,
•
sans oxydant
a
85
3- CG l tq, conditions optimales
80 + - - - - - - - - - - - . - - - - - - - - - - - ,
60
120
Durée de lixiviation ( mn )
FiŒlIre n035 - InOuence du grillage sur le taux de dissolution de l'or, dans les conditions standard
"optimisées": composites CPI tq et CPIG

---

- 162-
a.) - Variation dl'S paramètres lcctrochimiquc-, (pH ct Eh
é
ï
L'évolution de
ces paramètres a été SUIVIC au cours des essais d'optimisation
(réalisés sur le composite CPI tq) avec un pas de mesure de 30 mn. Le potentiel mesuré
est ex l'ri mé par rapport il l'électrode norma le ù Il ydrogèue (EN 1[).
a.5.1 Variation l'n fonction du temps et de la concentration
initiale en thiourée.
La figure n036a montre que le pH. inférieur ou égal à ] en début de réaction.
augmente avec le temps. pouvant atteindre cles valeurs supérieures :: ::: Le pH nc semble
potentiel augmente de manière générale avel' le' temps cie réaction. le, potentiels les plus
bas étant obtenus avec les plus fortes concentrations ini tiales eu thiourée. traduisant la
dégradation progressive de la thiourée ct/ou l'augmentation de la concentration en fer III
dans le système.
a.5.2 Variation en fonction du temps et de la concentration
initiale cn sulfate ferrique
La tendance généralc est une crruxx.mce normale du pH avec le temps (fig.
nC36bJ. cette évolution ne paraissant pas liée de manière évidente ~Î la concentration
initiale en fer 111. 'Le potentiel a une évolution croixxanre normale avec la concentration
initiale en fer ferrique. Au cours du tempx. les potentiels deviennent plus élevés.
marquant ainsi de nouveau la dégradation de la thiourée.
a.5.3 Variation en fonction du temps et cie la concentration
initiale en acide sulfurique.
La réuc rivité du minerai (gangue p.ut iclle me nt carbonatée) nécessite une
concentration minimale en acide pour maitcnir le' pli à des valcur-. intérieures à 2. En-
dessous d'une concentration 0.175 '\\ !'al'iditc; Ile nurait pas xuffi-untc pour une bonn~
lixiviation. le l'II étant déjà supérieur ü 1 Cil début de réaction (fig. n·.~6L').
La diminution du poteutiel au cours du temps, pour les tuible« acidité s. marque
sans aucun doute la précipitation d'hydro xvdex ferriques aussitôt que le pH devient
supérieur à 2,

---

- 163 -
1000
---u
3
-
:::
- n - -
Tu == 1g/l
7
()OO
w
"== 3 g/l
.....
•
<,;
......
>
0..
2
•
.. == 5 g/l
~
,....
0
" == 10 g/l
[J
-----.
0
" = 15 g/l
~O()
[]
" = 20 g/l
-
700
0+-----.---.-------,---,
90
12(~
o
30
60
90
120
Temps (mn)
T~111pS (11111)
a - en fonction de la concentration initiale en thiourée
:r:
?-iOO
z;
lLJ
<,
3
>c-
no
C
c-
Li]
760
- - - a -
Fe:= 0 gIl
•
" 1,5 g/l
740
-----0--
3
Il
'1
0
" 6 "
•
"9
720
Il
- - f r -
" 12 l'
o-+--------r----r-----,----,
700
o
30
60
90
120
()
~(l
l)(J
Temps (mn)
Ternp-, 111111
b - en fonction de la concentration initiale en sulfate ferrique
Fif!ure nO 36 - Variations du pl-l ct du potentiel en fonction du temps et des conditions
opératoires de 1:1 ihiouréation (conditions standard initiales): ClLtq

---

- l()--1- '
»-r-;
760
::c
z
~
6
----
>
~
750
5
~
:r::
w
0..
~
740
4
0,035N
•
O,175N
3
a
0.350N
7 _~(l
<10
0,530N
2
--<>--
O,700N
no
1
0
710
0
30
60
90
120
0
30
()()
90
Temps (mn)
Temps (n
." ~ ~ .,
. 1: ', :~,[ ]'-- ': :
770
760
41
-
7S0
1
~
--a--
:r:
3
SIL =1/10
z
w
7--1-0
0..
•
" 1/8
'---
>
a
., 1/5
~
2
c
no
~
- " 1/3
-=
:.:J
- - < r -
" 1/2
1
72()
;---..,...---r----..,.----,
710
0
()
0
30
60
90
i20
Temps (mn )
cl- en fonction du rapport soiide/liquide
Fiuure n° ~(J.lsLlite) - Variations du pH et du potentiel t,'ll fonction du temps et de" cou.iit..
opS:ltoirt:'s de la tlliouréation (conditions standard iniriale s: : Cl'
,

---

- 165 -
a.5.4 Vuriu t iou en fonction du lemps el du rapport
solide/liquide
L'augmentation du rapport SIL accélère la dérive vers des pH élevés au cours du
rernp-; : il s'agit là-encore cie la réactivité de la gangue, Un constate aussi une stabilité du
potentiel au COUI'S du temps, pour les faibles valeurs cie SIL (fig. n036c1).
a.S.S Variation en fonction du temps, de la température et
de l'agitation.
Le plI augmente avec le temps Cl de manière générale avec la température. Ceci
traduit un contrôle des réactions d'attaque de la gangue par la température. Les variations
du pH avec la vitesse d'agitation prouvent que ce contrôle est chimique et non
diffusionncl.
La tendance (déjà constatée) il l'elevation du potentiel au cours du temps se
combine avec la précipitation dhvdroxvdex liée aux pl] supérieurs il 2, obtenus
rapidement à partir cie 35°C. donnant Cil fait une décroissance parfois rapide du potentiel.

---

- 166-
760
3
750
~
:r:
z
,'ri
t:::::::.
no
2
15°C
>~
~
•
2S
...c
no
a
35°
WJ
1
0
45°
0
fJY
no
0+---.....----.,.....---,....------,
7 10
o
30
60
90
120
()
(,()
l i n
90
, - ' ,
Temps (mn)
e - en fonction de la température de lixiviation
3
Z
::r::
llJ
!40
0..
2
----
>
V =100 rpm
~
~
"200 "
~
8
no
" 300"
1
0
"400 "
720
-<>--
"600 "
0+-----.----,---.....--------,
7 10 +-----r-----r---.,...----,
o
30
60
90
120
o
(Jo
l)(l
12(i
,
Temps (mn)
TCl11pe. (I11n)
f - en fonction de la vitesse d'agitation
ri[!Ul"(~ nO 36 (suite et fin) - Variations du pH et du potentiel en fonction du temps et des conditions
opératoires de la thiouréation
(conditions standard initiales) : CPI tq

---

- 167 -
b - Lix iviatiun avec régulation du pH d du potentiel électrochimique
Nous venons de constater quc le pH et le potentiel (lié en grandc partie il la
concentration en Fe.l l l). qui ont une incidence très marquée sur le rendement de
dixxolutiou et SUI' la cinétique d'extraction de l'or, fluctuent de manière très sensible en
cours d'essai, En particulier, le pl-l, idéalement et effectivement inférieur il 1 en début de
lixiviation, augmente très vite en cours de réaction, des valeurs supérieures il 2
(déconseillées par tous les travaux antérieurs
Groenewald, 1975, 1976: Pyper ct
Hendi x, 1981; etc ... ) pouvant même être atteintes avant le terme de l'essai,
Parallèlement le potentiel a de manière générale tendance à augmenter.
'\\u regal'd de cc~ tcndancc..
.. ))\\)Ui :nicti\\ ,,' 1:11)!Î!llc'lli.'r lk,,, l'\\lndiriul1-': ;'
uav.ii: en industrie. nou-, avons etrecurc cles ess~li> rcgulés
b.1 - Conditions expérimentales
Les essais régulés ont été réalisés dans les conditions standard suivantes:
- régulation du pH : à 0,9 avec H2S04 ,~() N : cette valeur est justifiée par
l'augmentation très rapide du pH de la pulpe, lorsqu'on Introduit le concentré dans la
solution H2S04 (},35 N (pl-I = 0,7 i: le plI sc stabilise ensuite, pour j'ensemble des
essa!s, vers (l,l), ayant de suivre l'augmentation liée il la dégradation de la gangue,
régulation du potentiel: ù SO() 111 Y1 Ag/AgC1/KC1 3 M ("",707 IllY1 ENB) a
l'aide de H202 à 3OC7c, aprés mise en œuvre du sulfate ferrique (concentration initiale de
i ,) g/l) Cette valeur est justifiée par la tendance constante à l'augmentation du potentiel
en pulpe dont la valeur "initiale" se stabilise en moyenne pour nos experiences aux
environs de + 720 mY/ENH ± 10 111V
, le rapport solide! liquide e,~t un paramètre que nous avons décidé déturlier dans
ces conditions régulées: les valeur- suivantes OI1l été retenuc-. : SIL = 1/4 (~lOCi; S).
SIL = 317 (= 3W7c S ) e: SIL = ln (= ~orl; S)
no us n'a von s p II fa i re de" C,ssai s ù lks il"! IlpS cl i ffére ntx de 2 h pou: ca use
d'épuisement du stock de concentré
Les essais ont porté sur le composite CG Ill!

---

h.? - Résultats cl disclissiun
Les résultats (fig. n(37) sont rcprcxcntéx sur un même graphique avec ceux de la
figure 32d (influence du rapport solide/liquide en lixiviation non régulée) concernant le
composite CPltq. On peut se permettre une comparaison compte tenu de la similitude
de comportement entre ces deux composites (voir cinétiques d'extraction: figures n033a
et 33b).
La comparaison montre que :
- la pente ck Ll courbe 32d lesqts 111)n régulés) est plus forte que celle de Li
courbe 37 i essai s !\\.~ li k, i.
- quelque soit le rapport solide/liquide. le rendement de dissolution e st supérieur
à celui obtenu en essais non régulés dans les mêmes conditions de concentrations
initiales en thiourée (5 g/l) et de sulfate ferrique Cl ,5 g/l). En effet. le rendement.
décroissant avec le rapport solide/liquide ext de 96?r pour un rapport de 2;:' (O.6hl. 97c;'c
pour un rapport de 3/7 (0,43) et 9~,~(j(. pour un rapport de 1/4 ((US)
Ces résultat" attestent linterêt de la réguLuion.
Les consommations d'acide sulfurique à 97<7c sont de 32~ kg/t pour SIL = 2/3.
2~2 kg/t pour SIL = 317. 236 kg/t pour SIL = 1/4. L'évolution de la consommation en
acide est conforme ù ce qui a été observé avec l'évolution du pH dans les essais non
régulés (a.5.4 : réactivité de la gangue carbonatée. croissante avec le rapport SIL).

---

- J69 -
~
~
' - . /
0
10°1
::.....,
9X
cu
~
0
.;:;;
06
:::
0
1 T
rfig.;U..)
:JO
:/J
94
-o
v
-c
;.<
92
:::
:'j
90
lUl
o.:
0.2
O.S
0.6
lU
SIL
gure n037 - Influence du rapport solide/liquide sur le taux de dissolution de l'or: effet
de la régulation: conditions standard: rhiourée =-c 5 g/1. Fe2(S04) =-1.5 g/l.
température = 25°('. 2 il cie lixiviation .
;;;Pour CG J tq, régulation du pH ù 0.9 avec H2S0.:j. .i6 N. régulation du
poreiuiel a\\,',: ! '2°2 ùior,:( Eh:= 707 IllV/E\\llI.

---

- 170 -
c - Conclusion
La lixiviation ~I la thiourée des concentrés "tels quels" peut se faire avec succès
dans les conditions standard suivantes:
- rapport solide/liquide de 1/3,
- thiourée en solution à 5 g/I : soit une consommation de 15 kg/t de concentré
pour un rapport solide/liquide de 1/3, qui paraît excessive comparée à la consommation
- sulfate ferrique en solution à 1,5 g/lmaximum, soit -L'i kg/t de concentre.
- acide sulfurique (US N , soit environ 53 kg H2S04 9F7c /t de concentré,
- température ambiante (25°C)
Dans ces conditions, des rendements de dissolution très élevés sont obtenus
avec une cinétique rapide: ces rendements sont de l'ordre de <)YX sans régulation du pH
et du potentiel après :2 11 de lixiviation: ils grimpent ù plus de 97,Ylc avec la régulation.
Les concentrés ne semblent pas nécessiter un grillage et encore moins un
broyage supplémentaire compte tenu des rendements déjà très élevés sur les "tels
quels"

---

- 17l -
I1L~. CONCLUSIO[\\
L'étude minéralogique a rév010 cles faits marquants qui nous autoriscnr :\\ ranger
le minerai sulfuré de Sabodala Cialls la catégorie des minerais non réfractaires. Ù or
essentiellement métallique porté quasi exclusivement par la j1nite.
En effet. la pyrite est le sulfure dominant. Elle représente en moyenne 9?\\?c des
sulfures dans des concentrés de flottation ù 7YYt de sul rul'es La chalcopyri te ("" 1(It) et
l'arxéuopyrite ("" (JA(k) viennent ensuite dans l'ordre d'importance.
Dans les zones de cémentation du gisement. de la cove ll ite se forme au
détriment de la chalcopyrite. La localisation et l'importunee (le' cette dernière zone dans
sulfure' paniculierernent cyanicide.
La sphalérite est présente en traces et la galène n'a pu être décelée bien que sa
présence soit hautement probable. La pvrrhotitc est présente en traces dans la pyrite.
Ces teneurs en sulfures mérallimlc.s nc sont pas de n~lturè Ü influer de manière
si~nificarive sur les processus de iixivintion. même SI certuin-: de ces minéraux som
particulièrernent réactifs (cyanicidex : chalcopyrite. covellite. pvrrhotire).
Sur
le
plan
typologique,
il
semble
que
l'on
pUIsse
différencier
minéralogiquement les faciès A et E qui seraient respectivemcnt plus aurifère' et riche'
en chalcopyri te et plus pyri teux.
L'or métallique titre en movcnnc 6 :1 7(/( d'ar~ent: ces valeurs. calculées Ü partir
des spectres Moxsbaucr, sont confirmées pal' les analv-ex
la microsonde électronique
à
Cependant l'argent. majoritairement exprimé Cl1 alliage avec ]'01' métal lique. se
trouve Cil partie exprimé sous forme nrobablemcnt native ou de sulfure. suite
un
ù
processus de cémentation et xau-, :lUl'l111 doute sous forme combinée dans I~I petz.ire
(tellurure de formule théorique Ag~Tc'2'\\1I)
L'ur métalliqut s'cxprime SUi\\<l111 deux mn(k.s prilll'Ipau\\. "inclus" èl "fissurai",
représental1t cn masse respel'tivclllC'111 IX c'l 7orlt. locs faciès A II I~ sont Ü nr métallique
à domillante "fissurale".

---

- 172-
La granulumétl"ie de l'or est [r0s fine
En particulier. les inclusions qUI
représentent 7()!/è des individus sont dt taille majoritairement inférieure à 10 um (en
moyenne 8()!/c, des inclusions).
Ces données ont permis de projeter des rendements de dissolution maxima de
93 à 97% qui sont effectivement atteints aussi bien en cyanuration qu'en thiouréation.
Les rendements de dissolution plus élevés pour les faciès A et E que pour les
faciès C et D. tant en cyanuration qu'en thiouréation, traduisent une prépondérance du
caractère "fissura!" (or pius facilement lixiviable ) sm les effets cyanicides.

---

- J 73 .
COI\\CLlISION GENERALE
!.a <yruhèsc dc~ données géologiquès sur gisement de Sahndala IlUUS a peruus
de tenter un rapprochement par rapport à de.s gisements bien connus et incallsés dans un
environnement géologiquc assez proche (l'raton afriain) mais aussi
par rapport à un
modèle gÎtologiljuc ximpl« : le modèle "shear zone" avec comme principaux argumenb:
l'existence d'une structure carctérixtique de "shear zone" soul ignée par un
accident bien visible (accident
N ISO dit de Sabodala) avec des zones broyées
(brèches) et des zones silicifiées caractéristiques des "shear zones",
mi nér::Il ~all ni],
. le caractère tardif mais peu évolué de la mise en place (k la minéralisation dans
des sulfures hôtes (essentiellement pyrite) : la quasi absence lie sulfure primaire
(pyrrhoute i. la finesse de l'or et son expression majoritairement "tissurale". le statut
métallique de l'or ct sa faible teneur en argellt en SOI1t Jes argu111cl1t\\
Cependant. il semble prématuré de courlure sur la i!Îtologie dl! gisement de
Sabodala. au regard du peu d'information" dont nous dispo sons xur le.'. structures
cisaillantes et leur rôle dans les minéralisations, dans le Birrimien du Sénég~d oriental.
Suite à la mis l' l'Il piace de la minérnlisation. des phénomènes de céruentuuou se
sont produits: en particulier, la chalcopyrite et l'argellt sont partiellement ksslvés en
zone xupergèue: Cu 2+ et Ag+ reprécipireut ell profondeur sous forme respectivement de
cove llite et de sulfure d'argent et argent natif.
Le gisement de Sabodala. ü l'état actuel de sa reconnaissance. est à dominante
sulfurée (l)j]OI, Les facteurs internes (tliilk relativement mode-.«: et enclavement) et la
déprevxion persistante des cours de l'or depuis le milieu dl's années :-\\(), n'ont pas"
favorisé ~a mise Cil exploitation malgré l~l \\'()Ionté des pouvoirs puhlics st;négalais. En
attendant, les bonnc-, pnspcetives sont étroitenum liées ~l l'uclï'ois."cl11ent lk." réscrn:'s
de minerai oxydé P(llli lequel de nouveaux efforts sont l'OlhClltis cu cc momcur
(campagne de recherche en cours), Cependant. le traitement du minerai sulfuré. du fait

---

- 17~ -
de sou poids pnl compressible dall~ k prul'~dé futur. devrait se faire avec des
techniques alliant remkments accepwhk.s ct coùts compatibles avec la rentabilité.
La flottation
des sulfures et de l'or (presque entièrement métallique) aux
xanthates. par son efficience et S,] reproductibilité. mais aussi par ce qu'aucune
alternative viable 11'a pu être établie. 110US parait être la méthode de préconcentration la
plus indiquée; réalisée après broyage Ü d~(l de 100 pm. elle permet de récupérer plus de
95 % de l'or dans des concentrés titrant plus de '(lO ppm Au.
Les concentrés obtenus peuvent être traités avec succès par cyanuration avec une
consommation de cyanure de 5 kg/tonne cie concentré et 1 Ü 2 k:; de chaux /tonne de
concentré: dans ces conditions des renckmenb lie dissolution de l'ordre de 90% peuvent
être escomptés a['<:s 4:-; h de C\\,tllllrariol1 a\\·l'..' de.~ l'~sidus titrant III ~l "0 ppl1l Au pom
une teneur d'alimel1tmion de l'ordre cie '(Hl pprn. Ces résidus pourraient être recyclés et
retraités avec des temps de réaction plus IOllgS.
La lixiviation des concentrés Ü Li thiouréc est bien une voie alternative qui a
l'avantage d'une cillétiuue 12 fois plus r;]pide il dose comparable de complexant. Dans
les conditions standard. des rendements de dissolution de l'or cie l'ordre de 95'1( sont
obtenus après seukment 2 il de lixiviation. Cependant, la consommation excessive de
thiourée 05 kg/t de concentré, dans lès cl111ditions standard) et la complexIté du
contrôle du procédé constituent des limites de LI voie "thiourée".
Les prix actuels de la tonne de thiourée étant comparables à ceux de la tonne de
cyanure. il serait nécessaire de disposer de l'ensemble des éléments de coût incluant la
raille et le l'Ont déquiperneut. les coûts de dépollution (neutralisation des effluents
acides) pour se faire une idée de la faisabilité de l'alternative "thi ourée". L'on pourra à
ce sujet s'inspirer des éléments de comparaison de coûts des deux procédés. donnés par
Marchant (19B7) 1 voir annexe X),
Dans tous ks cas, Iii le grillage. ni je rcbroyage des concentrés Ile paraissent
rentables: de faibles de gains cle rendement seront attendus alors que ces opérutions'
induisent des xurcoûtx énergétiques en elles-mêmes et Jou des .surcoll.solllll1ations de
réactifs

---

- 175 -
BIBLlO(;RAPHIE THEMATIQUE:
1- Pn:mière partiL' : Ç'adre de l'étude
- AYE F. (1991). - Communication orale sur l'état des connaissances sur les réserves de
minerai et sur le développement du gisement de Sabodala. Orléans, Nov.1991.
- BACHE .1..1. (19X.2). - Les gisements d'or dans le monde. bsai ck typo log ie
quantitative. Méru. BReiM. n° llX 102 p.
- BARTHELEMY F. (1980 J. - Gisement d'or cie Sabcdala - Campagne de sondage
19RO. Rapport de fin de mission. Rapport du BRGM, n? 80 DAK 04.
- BASSOT I.P. (1966). - Etude géologique du Sénégal oriental et de ses confins gui néo-
maliens. Thèse Clermont, 1966. Mém. BRGM. Fr., n" 40,322 p.
- BASSOT I.P. (1969). - Aperçu sur les formations précambriennes et paléozoïques du
Sénégal oriental. Bull. Soc. géol.. Fr., Il, n07, pp.160-169.
- BASSOT .lP., DOMMANCiET A. (lll,'\\6) - i\\Ii'>l' en évidence d'un :L\\.·i,:l·1][ 111;li.'u;
affectant le Prorérozoique interieur des confins .~énégalo-1l1alien.'>. (i< ..'\\l·alI.Sl'J ..
Fr.. 302, sér.Il. pp. IIOI-JI06.
BONNEMAISON M. (l9R7)
- Lex concentrations aurifères dans les zones de
cisaillement. Métallogénie et Prospection. Thèse Doet. d'Etat ès Sc.Nat. Univ. P.
Sab .. Toulouse.
- BONNEMAISON M. et MARCOUX E. (1987). - Les zones de cisaillement aurifères
du socle hercynien francais. Chrono rech. min .. n" 488. pp. 29-42. 4 fig .. .2 tabl .. .2 pl.
. BRAUX C. (1981). - Gisement d'or cie Sabodala. Cartographie géologique. Rapport de
fin de mission 19R J. Rapport du BRGM n' 8] OAK 02 .
. CHAUSSIER J.B .. MORER J. (1981). - Manuel du prospecteur minier. Coll. Manuels
et Méthodes. 273 p.
- CHTOCOLOV L.P. et al. (1973). - Projet de recherches rninièrcx Sénégalo-soviétiquc s
(contrat n? 2.00m. Rapport final sur les travaux de prospection pour la recherche de
l'or filonien et alluvionnaire au Sénégal Oriental en 1971·73, 2n p.. 4:-; pl.
- DIAGNE M. (1991 ).- Réflexion sur les possibilités d'approvisionnement en énergie de
la future exploitation de Sabodala. Rapport inéd. SENELEC, Dakar.
- DIOH E. (1 CjR6). - Etude des roches magmatiques birrimiennes de le région de Sonfura-
Laminia - Médina Foulbé (Sénéual oriental). Thèse .ième Cycle Univ Nancy I.
ISOp.
C
"
- DIOP F. (J 9:-;5) - Essais de cvanurarion en CO]OI1l1e clu minerai sulfuré auritère de'
Sabodala (Sénégal). Rapport de stage B.R.CM.
- GABERT E. (ll)\\.)()) - Lithoxrratiuraphi« and 'l'l'l'tonie Seuing of Gold Mineralization in
the Archean Craton ofTanzania and Uuanda. East Africa. Precambrien Res. 46.
5\\.)-60.
'
- GUILLOt: Y. (1982). - Gisement d'or de Sabodala . Campagne de sondage.s l \\.)X2.
Rapport de fin de mission. Rapport du BRGM. n? X1 DAK ()Ol.

---

- 176 -
- HUSSON Y., MBEMBA G., SY L. (191-l7). - Recherche de réserves complémentaires
dan" la région de Sabodala (Sénégal oriental). Rapport du BRG\\1, n" 87SEN146.
- KUEH\\ S.. OGOLA J. and SANGO P. (Il)l)()). - Regional Setting and Nature of Gold
Mineralization in Tanzania and Southwest Kenya. Precambrian Res .. 46. 71-~2.
- LEUBE A.. HIRDES W., \\1AUER R. and KESSE G.O. (1990). - The Early
Proterozoic Birimian Supergroupe of Ghana and Sorne Aspects of its Asxociated
Gold Mineralization. Precambrian Res., 46 , 139-165.
- LIBAUDE 1.. CROUZET C. et ROMERO A. (191-l3) - Etude d'optimisation de la
flottation du minerai sulfuré aurifère de Sabodala (Sénégal). Rapport inéd. BRGM
n° 83SGN621 MIN.
- LIBAGDE 1.. MORIN D., CROUZET C. LAINE C et ROMERO A. (1984) -
Résultats des essais de cyanuration en colonne du minerai d'or de Sabodala
(Sénégal). Rapport inéd. BRGM n? ~4RPM053MIN.
- MATHEUS Ph. (19~ 1). - Gisement d'or de Sabodala. Campagne de sondages 1l)81.
Rapport de fin de mission. inéd. BRGM. n° I-l J. DAK (lO?>.
- tvlA11IE'TS Ph.. OLLIVIER P. (1<))-\\7). - Essai de traitemem du minerai sulfuré dl:
gisement d'or de Sabodala (Sénégal). Rapport inéd. BRGM n" ~7SEN 14nW\\.
- MOIA-O'\\1G. BRGM. Dépt. GEOLOGIE-UNIV. DAKAR. COCEMA (19~5). - Plan
mi néral de la RépubJ igue du Sénégal. Vol. 2.
- MILESI J.P. (19n). - Prospect Kanérnéré. Sénégal oriental.. Campagne IlJ77-n.
Rap.BRGM. Fr.. n" Tf, OAK 06. 27p.
- MILESI 1.P. FEYBESSE J.L. LEORU P .. DOMMANGET A .. OUEDRAODO
M.F .. t\\lARCOUX E.. PROST A.. VINCHON C .. SYLVAIN J.P.. JOHAN \\1 ..
TEGYEY M.. CAL VEZ J. Y. et LACNY P. (1989). - Le."; minéralisations aurifères de
lAtrique de l'Ouest. Leurs relations avec l'évolution lirhoxtructurale au
Protérozoï~ue inférieur. Chrono rech. min .. n? 497. pp. 3-n. 9 fig .. 6 tabl.
- MORI\\' D., LIBAUDE J., LAINE C, ROMERO A., GALLE Y.. CAVALLONI C ..
DIOP F. (1985). - Résultats d'un essai de cyanuration en colonne sur le minerai
d'or de SabodaIa. Rapport inéd. BRGM n? ~5SEN040MIN.
- l'iGO\\l P.~1. ( 19~5). - Etude de la série birrimienne de Mako dans le secteur aurifère de
Sabodala (Sénégal oriental). Thèse 3e cycle. Nancy, 134 p.
- OLLIVIER P., HERGIBO P.L., THOMASSI1\\ LF. (1 ()~() J. - Minerai d'or de
Sabodula (République du Sénégal). Tests minéralurgiques.Rupport inéd. BRCM 11
~()SGN~_16MIN
- OLLl\\'IER P., HERGlBO P.L. (1 9~ 1). - Minerai d'or de Subodala (Républ ique du
Sénégnt r.Tests minéralurgiques. Flottation et liqueurs denses. Rapport iuéd
BRG:'1 n08 1SCN4 I4MIN.
ROUTHIER P. (l9XO). - Où
sont les
métaux
pour l'avenir. Les provinces
mérallurgiques. Essai de métallogénie globale. Méru. BRGM. n" 105.410 p.
- SYLLA M. (19~9). - Rapport d'activité Mai-Octobre 19~9. Flottation et minéralogie
appliquée. Minerai sulfuré de Sabodala. Centre de Rech. sur la Valorisatir-n de."
Minerais (CRVrv1) Nancy. Rapport confidentiel. 3X p.

---

- 177 -
- VIDEAU G. ( 191-:3). - Gisement d'or de Sabodala (Sénégal). Evaluation des réserves
de minerai l1\\ydé Rapport de fin de mission, inéd. BRGM.
II· Deu\\ième panic: Travaux préparatoires
- GUILLOU Y. (191-:2). - Gisement d'or de Sabodula - Campagne de sondages 19X2.
Rapport de fi n de mission. Rapport du BRGM. nO X2 DAK no 1.
L1BAUDE L CROUZET C. et ROrvlERO A. (I()X.~) - Etude d'optimisation de la
flottation du minerai sulfuré aurifère de Saboda!a (Sénégal) Rapport inéd. BRGM
n" 83SGN62] rvllN
- SYLL.A M. (]9X9). - Rapport d'activité Mai-Octobre ]91-:9. Flottation et minéralogie
appliquée. Minerai sulfuré de Sabodala. Centre de Rech. sur la Valorisation des
Minerais (CRVM) Nancy. Rapport confidentiel. 3X p.
- SYLLA M. (1990). - Recherche et mise en valeur des gisements d'or au Sénégal
oriental. Secteur Sabodala, Projet SO/IT/8W'.JI.Coopération universitaire Dakar-
Trcnro.Rapport de fin de mission.
Ill. 1Mi nérajo~ie appl iquée
- BLOCH G .. CECCHIN 1'. et RAGOT 1. (1987). - LED: un logiciel interactif d'aide ~l
la modélisation des procédés. Application à la modélisation d'un sécheur de
charbon. Congo lnd. Min. Fr. et Maroc .. Marrakech, oct. ]9~n.
- HEDLEY N. and TABACHNICK H. (1951-:). - Chemistry ofcyanidation New York.
American Cvanamid Co .. Mineral Dressing Notes. No. 23. Fch. 19):-\\.
- HOUOT R. (]lJ69). - Minéralurgie des métaux précieux. Ann. des Mines. Dec. l '.J69.
pp.]3-3l)
- HURA y P.G ..KOBERTS L.D. et THOMSON la. (1971). - Study of the Cu-Au and
Au-Ag allo) système as a fonction of composition and arder trough the use of the
Môxxbaucr effcct for 197 Au. Ph. Re\\". B. vul. 4. pp.2147-2161
- LlBAUDE .1. et MORIZOT G. (191-:3) - Le traitement des minerais d'or. Document
inéd. BRGr-.1.
- MARION P.. RENARD J.R.et WAGNER F.E. (191-:6). - Etude de l'état chimique de
l'or dans les sulfures aurifères par spectroscopie Mossbauer de 197Au : premiers
résultats. C.R.AcaeJ.Sc.Paris. t. 302. Série IL n" ~ (] (86). pp 571-574.
- MARION P. (19Xi-( J. - Caractérisation de minerai." sulfurés aurifères: mise en œuvre cie
méthodes classiques et nouvelles. Thèse Doct. d'Etat .INPL. Nancy. 4()] p.
- MARION P.. WAGNER FE.. JUMAS .l.C.; RENi\\RD J.R. (19Kl'n.- Apports de la
spectroscopie Mossbauer ü la connaissance de l'état de liaison de l'or dans les
sulfures. Actes du Colloque "Gisements métallifères dans lems contexte
géologique". Montpellier (Oct.19S6).Doc. BRGM nO 151'\\ (]981-:) pp :')()l)-Y').

---

- In-
- MARION P. , HOLL/GER P.. BOIRON M.C., CATHELINEAU M. et W AG NER
FE (1 ()'JI). - New irnproveme nts in the characterization of refractory gold in
pyrites: an electron microprobe. Mossbauer spectrometrie and ion microprobe
study. Pree. Symp. "Brazil Colcl l)1", Bello Horizonte (MG Brésil) )]-17 Mai
1091. E.A. Ladeira ed. (1991). Balkema, Rotterdam. ::;:-;9-::;95.
- WAG"1F:R F.E .. MARION P. et REGNARD J.R. (19~~).- 197 Au Môssbauer study
of go Id ores. mattes, roaster produets and ,!!old minerais. Congrès int. Speer.
Môssbauer. Melbourne (Australie). AOLIt 19:-;7. Hyperfine Interactions. 4, (19~:-;).
pp ~51-~54.
m.l Traitements hydrométalIur!.!iques
Lixiv iation au cyanure
- ALLEN A.W. (191 :-;). - The Moore-Edmunds proeess of repreeipitating gold with
charcoal. Eng. Min. J., vol. 106, Il.6.10 Aug. 191~. p.256
- A:' 1ER 1C A:-\\ C y A 1\\' A M ID Co. (Il) 5() ). - C 11 e ml st 1'\\ \\) te\\' a nicl a t ion. "i e \\\\ l' () l' k.
,
,
Arnerican Cyunamid Co .. \\!inL'!cll Dres.sing :\\,1tèS. \\\\1. i7. Feb. léJ50
- ATTIA Y.A., LILCHFIELD J.H. and VAALER L.E (191)4). - Biotcchnology in the
processing of gold ores qnd conceutrates. l st I.S.P.M.R., Reno. Nev., June
1984.
- BARSKY G., SWAINSON S.L HEDLEY N. (1935). - Dissolution of gold and silver
in cyan ide solutions. Trans. Am. Inst. Min Engrs .. vol. J 12, pp. 660-667.
- BODLAENDER (1:-;(6). - Zangew. Chem. pp. 5:-;::;-5;';7.
- BRUYi\\ESTEYN A. (19:-;4). - Biolcaching of refractnry go ld/s ilvcr ores and
concentrates. 14 th CIM Ann. Hydromel. Mtg .. Timmius. Ontario, Oct. 1984.
- BEREZOWSKY R.M.G.S. and WEIR D.R. (1 9~3). - Pressure ox idation for treatind
refracory uranium and gold ores. 22nd Ann. CIM Conf. of Met.. Edmonton.
Alberta, Aug.l'J83.
- CHRISTY S.B. (1900). - Trans. Am. Inst. Min. Engrs., vol. 30, p.~64.
- DORR J.V.N. et BOSQUI F.L. - (195()). - Cvanidation and Concentration of Gold and
silver ores. Mc Graw Hill BL10k Co . New York, 1950.
- ELSNER L. (1846) - J. Prak. Chcm.. vol. (1 )::;7 p.441 and Erdm. J. Prak. Chern..
vol. ::;7. p.441-446.
- GARDINER B.L. (1933). - Trans. Inst. Min. Met., vol. 42. p.25l.
- GROSS J. and SCOTT J.W. (1927). - Precipitation of gold and silver from cyanidc"
solutions on chatcoal. U.S. Bureau of Mines. Tech. Paper. 1927. p.378.
- GLJAR)'. W.J. et al. (1973). - Recovery of go le! from carbon accous ores al Carlin.
Nev. T.S.M .. AIME, No 254. pp. 102-104.
- IIEDLEY t\\. and TA BACHNICK H (195~). - Chemixtry of cyanidarion. New York.
American Cyanamid Co .. Mineral Dressing Notes, No. 23. 195~.
- JANE\\ (1950). - Trans. Am. Inst, Min. Engrs .. vol. 30. p.927.

---

- 179 -
- KUDRYK V. ct KELLOG H.C;. (1954). - J. Metals, vol. 6. p.54\\.
- LAKSHMANAN V.1. and CI ULUS .\\.l'vl. (1984). - Treaunent of rcfractorv go Id ores.
14th CIM Ann Hydromet. Mu;.. Tinunins, Ontario, OcL 1084.
.
- LAXEN P.A. (1l)()3l. - Factors in the dissolution of uranium t'rom South African ores
and observations on the nature of the undissolved uranium. Paper presentcd at the
International Symposium on L:nit Processes in Hydrometalluruie. Dallas. Texas.
Fcb.1963.
- LEA VER ES et WOOLF J.A. (1931). - Coppel' ami zinc in cyunidation, xulphidc
acid precipitation. U.S. Bureau of Mines. Tech. Paper494 - 193\\.
- LEMMON R.l (1933). - Trans. Inst. Min. Met., vol. 42, pp. 247-251.
- LEMMON RJ. (1940). - Reaction of minerais in the cyanidation of gold ores.
Chem.Eng. Min. Rev. March 1()40
\\·lARCHAyr PRo (19/'(5). - Contiuuoux vat bio-oxidntion of a refr~l\\:l\\)!\\ ~\\r'\\.~lll(:!
sulphidc L'lllkèlltratc
17[11 Cl\\l ('JI1. Mineral Proccxsor-. (JIKr. (·l)!)i .. ()lt~l\\\\:.
Jan.1985.
- MARION P., ROUILlER M.C.. BLET V. et PONS M.N. (1990). - On-Iine
monitoring of cyanide via a gas membrane system in extractive metallurg ical
processes.Elsevier Science Publishers B. V.. Amsterdam, Analytica Chirnica Acta.
238 (1l)9()) l 17-127.
- NAGY 1. MRKUSIC P. et Mc C:ULLOCH H.W. (1966). - Chemical Trcatement of
Refractory Gold Ores. A literaturc <urvcy. NlM. report n" 1,X. ]l)66
- POURBAIX M. ()963 J. - Atlas d'équilibres élcctrocliimiqucx ;1 2Y)C. Edit. Gauthier Cl
Villars. Pari~.
- RALSTON (1930). - Trans. Am. lnxt. Min Engrs. p.251.
- SCHEINER B.1.. LlNOSTROrvl E.R. and HENRIE T.A. (1971). - Proce sxiug
refractory carbonaceous ores for gold recovery. lof Metals. No 23. pp.337-409.
WEIR D.R. and BEREZOWSKY R.rv1.G.s. (1984). - Gold extraction from refractorv
concentrarcx. 14th CIM Ann. Hydromel. Mtj;.. Timmins, Ontario. Ocr. 19X4.
.
Lixiviation à la thiourée
BLAZY P. (1970). - Valorisation des minais. Collect. Bibliothèque de l'Int:énÎellr
Géologue. Paris. 416 p.
- BOOSON FJ,J. (1981). - Traitement de matières sulfureuses en vue de récupérer ks
métaux y contenus. Brev. Franc 2476137, Fev. 1981.
DESCllENES Ci.D. (19X5). - Litcraturc xurvcv on the recoverv of uold from thiourca
solutions ami the comparisnn \\\\ itIJ cvanidation. J. of !\\lct:t1 So~. of ('lM. vol iq
NO.X7) pp 7()-X3
- GABRA Ci. (19X-+) . - Leaching of guld l'rom pyrite and chalcopyrite conccntrate s llsillg
acidificd thiourca. 23 rd Ann ClM Conf. of Met., Québec. Aug. 19X4

---

- J HO -
- GROEKEWALD T. (1975). - Electrochirnical studies on gold electrodes in acidic
solutions of thiourca containinz gold(l) thiourea cornplcx ions. J. of Applied
Elcctrochemistry. 5. pp.7]-7X.
- CROENEWALD T. (1976). - The dissolution of gold in acidic solutions of thiourca.
Hydrornetallurgy. 1 (1976). pp.277-290.
- GUPTA P.c. (1963). - Analytical chemistry of thiocarbamides. 1. Quantitative
determination of thiourea. Zeitschrift fiir Analytische Cheme, ]96, ppAI2-429.
- KAZAKOV V.P., LAPSHIN A.l. and PESHCHEVITSKII B.I (1964). - Redox
potentiel of gold(l) thiourea cornplex. Russian Journal of Inorganic Chemistry and
Metallurgy. r. pp.133-138.
- MALOWSKA J. (1969). - Mixed complexes of iront Illl (in Pnlixh). Zeszyty Naukowe
Politechniki Lodzkiej, Cemia, 20. pp. 5-114.
- MARCHANT P.B and BROUGHTON L.M. (1987). - Comparative Analvs i-, of
Cyunidation and Acidothioureation . CIM. 19X7.
- PLAS~I\\! I.K. and KOZHl'KII0V.\\ \\1. (1941). - TIlc.::'I,I.ii'ilil\\ of ~(,Id und .~ih(.'r in
th iourca. Oak. Ak. Nuuk. SSR _~L pp. 671-67-L ll)~l
- PYPER R.A. et HENDRIX J.L. (1981). - Extraction of gu Id from a carlin-type ore
using thiourea. AIME Col. W.S., pp.83-108, Feb. 19R l.
- i'v10USSOULOS L.. POTAi\\lIANOS N. and KONTAPOLLOS A. (1984). - Recovery
of gold and silver l'rom arseniferrous pyrite cindcrs by acidic thiourca leaching.
P.\\l. ~1.L and P. T\\1S AH\\1E, N.Y. 19S4.
- SCHL;LZE R.G. (1984). - 1\\'ew aspects in thiourea lcaching of prccious metals . .1. or
Merals. 6. pp.62-65.
- VAN LIERDE A., OLLIVIER P. et LESSOILE M. (1982). - Développement du
nouveau procédé de traitement pour le minerai de Salsigne.'. Ind. Min .. Les Tech.
la. 39l)-41O. 19X2.
- WEN C.D. ([982). - Studies and prospects of gold extraction l'rom carbon clavey gold
ore by thiourea process. Proc. XIV 1111. Min. Proc. Coug .. Ocr. 1981 pp. ! 7-23.

---

- 181 -
LISTE
DES
FIGURES
FiL!:llrl~ n" 1 - Situation géographiquc du gisement de Sabodala
6
Figure Ill' 1 - Esquisse géologique du Sénégal oriental
(Basset, 19(9)........................
1l
Figure nO 3 - Tableau stratigraphique du Birrimien du Sénégal oriental
(Korj et al., 1(73)
12
Figure 11°4 - Gisement de Sabodala : Coupes géologiques (Sylla, 19(0)
14
Fig:ur~l ° .5 - Carte géologique du gisement de Sabodala
(Braux, 1981)
17
Fi L!:urc Il
() - Log-type du gisement de Subodala (S) lia. )lJ')(i 1
1~
Figure nO 7 - Schéma de préparation des lots de minerai ..
............................ 52
Figure n08 - Courbe granulomètrique de l'alimentation
du broyeur à barre
53
Figure n09- Contrôle granulomètrique laser des produits broyés
()()
Figure n° 10 - Schéma de flottation des lots de minerai ..
..................... 55
Figure ne 11- Combes granulométriqucs des concentrés AL BI ct CI
60
Figure I{ 12 - ACPl: Représentation factorielle des variables
et des observations
~6
Figure n~ 13 - ACP2: Représentation factorielle des variables
et des observations
)~9
Figure nO 14 - Spectres Môssbauer de 197Au pour l'or métallique pur
et pour des concentrés J arséuopyrite-pyritc
d'après Marion (! 9S~ l
.
.
95
Figure ne 15 - Spectres Moxsbauer dun concentré de pyrite et d'un
concentré J arxénopyrite-pyrite, d'après Marion ( 19RI-\\ l.
96
Fil!Ure nO 16 - Spectres Mossbauer des concentrés A 1 et B j
,)~
Fig.ure nO 17a - Distribution de la taille cle~ panicules d'or dex
des tout venants, tous types confondus
1 P

---

- 1~2 -
figure nOl7h - Distribution de la taille de." panicules d'or, par
type d'expression. tous tout-venants confondus
IO?>
figure n° 17c - Distribution de la taille des panicules d'ur des
concentrés, tous faciès confondus
105
Figure n0 1~a - Distribution morphologique de l'or des tout-venants
\\ ()7
Figure nO 1~b - Distribution morphologique de l'or. par type
d'expression, tous tout-venants confondus
1()9
Fil!ure na \\ ~c - Distribution morphologique de l'or, par type
d'expression, tous concentrés confondus
ll 0
Figure nO\\9 - Spectre MEB du tellurure d'argent et d'or
114
Figure nO 20 - Comparaison du spectre Môxsbauer de la petz ite (Ag3Te2Au)
(\\\\'agner et al .. ù paraitre i avec le spc·c·trc· ,\\Wsshallcr
du concentré A!.
\\ J)
Fil!ure n021 - Présentations possibles de l'or dans un grain de sulfure
concentré par flottation. (Marion, 19XX)
117
Fil!ure n::>:?:? - Schéma décisionnel de l'établissement d'un procédé de traitement
dun minerai d'or, (Libaude et Morizot, 19X3 )
11X
FiQ:ure n023 - Diagrammes d'équilibre potentiel-pl-I des systèmes
Au-H20 et Au-H20-C~- (Pourbaix. 1%6)
125
FiQ:ure n074 - Représentation schématique d'une aire de corrosion à la surface de l'or
en contact avec de l'oxygène en solution cyanurée
(Habaschi. \\9(6)
127
Fil!lIre n025 - Schéma du dispositif de cyanuration
136
EiQ:ures na 26- Influence des paramètres opératoires de la cyanuration sur
le rendement de dissolution de l'or:
l'lll1d i tionx standard
139- l-+ 1
f;l!ure na 27 - Cinétiques d'extractions sur les concentré» composites CP2tq
et CG2tq. dans les conditions standard "optimisées "
14-+
Fiaure na 2X - Influence de la granulométrie sur le taux de dissolution de l'or,
dans les conditions standard
144

---

- 1X3 -
Figure n029 - Influence de la nature du produit sur le taux de dissolution de l'or.
dans les conditions standarll
l44
Figure n030 - Variations du taux de cyanure libre final.
14X
Figure nO 31- Schéma du dispositif cie lix iviation à la thiourée
]53
Figure n032 - Influence des paramètres opératoires dela lixiviation à la sur
le taux de dissolution de l'or: conditions standard
156-15S
Figure n033 - Cinétique d'extraction, sur les concentrés composites CP 1tq et
CG 1tq dans les conditions standard "optimisées"
160
Figure nO 34 - Essais de flexibilité des conditions standard sur les
concentrés différenciés.............
.
.
..161
Figme n035 - Influence du grillage sur le taux (le dissolution de l'or. dans k.s
conditions standard: composites CP 1tq et CP 1Cl
161
Figure n036 - Variation du pH et du potentiel en fonction des paramètres opératoires
de ta lixiviation à la thiourée
(conditions standard initiales L
163- 164-166
Fie:ure n') 37 - Influence du rapport solide/liqidc et de la régulation du pH et
du potentiel
169
LISTE DES PLANCHES
Planche l : Microscopie en lumière réfléchie : lumière naturelle
25-26
Ptancl~ : Microscopie l'Il lumière réfléchie: lumière naturelle
27-2x
Planche III : Microscopie électronique il balayage (MER) :
Modes d'expression de l'or................
IIl)-120
Planche IV: Microscopie électronique il balayage (Ml-B}:
Modes d'expression de 1'01'
121-122

---

- 1~4 -
LISTE DES
TABLEAUX
Tableau nOI - Principale- étapes de la découverte et de la reconnaissance
du gisement de Sabodala ct de se" satellites
35
Tableau non - Typologie et abondance relative, dans le gisement, des faciès
de minerai sulfuré (d'apès Guillon, )982)
48
Tableau nOIII - Distribution et teneurs reconstituées en or des lots échantillonnés....... 50
Tableau nOIV - Abondance relative des lots suivant la puissance échantillonnée ......... 50
Tableau nOV - Répartition du minerai sulfuré traité
53
Tableaux nOVI - Bilans de la première série de flottation
S7-58-59
Tableaux 110Vll - Anal) ~e ganuloml'trique des concentrés AL B] l~i C j
Jl 1
Tableaux nOV III - Bilans de la deuxième série de flottation
62-63
Tableaux n° IX - Analyse serni-quantitative par spectrométrie d'émission
à arc continu
70-71
Tableaux nOX - Analyses chimiques quantitatives
73
Tableaux nOXI - Calcul minéralogique: nombres de masse. masses molaires
et rapports stœchiométriques
76
Tableau n° XIIa - .Composition calculée en sulfures: concentrés de première
tlottation
78
Tableau nOXIIb - Composition calculée en sulfures: concentrés de deuxième
flottation
79
Tableau nOXIlI - Variables et observations de l'Analyse en Composante"
Principales
82
Tableau nO XIV- ACPl: corrélations linéaires entre les 10 variable" pour les 14
observations
83
Tableau nO XV - ACP1: Distribution des valeurs propres et pourcentages
de variance expliquée
~4
Tableau n° XVI - ACP2 : corrélations linéaires entre les 6 variables pour les 26
obscrv at ions
';:)7
Tableau n') XVII - ACP2: Distribution des valeurs propres et pourcentages
de variance expliquée
88
Tableaux nO XVIII - Analyse à la microsonde de grains d'or.
99

---

ANNEXES

---

SOCIÉTÉ
NATIONALE
D'ÉLECTRICITÉ
"SENELEC"
Reg. de Comm. Dakar 84 - B - 30
:.LOITATION5
SOCIETlI:
NATION ALE
TEL E PH 0 NE: DAKAR 217282
AU CA1'rrAL Df: 6J MILLIARDS nE FItANCS C.F.A.
_ RUFISQUE - THIES - LOUGA
Ad. Télèg.; KARELECK 661 D,WAR
SIEGE SOCIAL A DAKAR \\SENEGAL)
OUIS
- MBOUR
-
MBACKE
28, RUE V1NCENS
;K _ TAMBACOUNDA - BAKEL
,OU _ MATAM - ZIGUINCHOR
ipeler
\\ -_ - ---_._._----
réponse
1
ANNEXEI
_____
Annexe
OBJET:
REFLEXION SUR LES POSSIBILITES D'APPROVISIONNEMENT
EN ENERGIE DE LA FUTURE EXPLOITATION DU GISEMENT D'OR DE SABDDDLA
1
1NT RODUCT ION
Le gisement d'or de SABODOLA est situé dans la région duSénégal UrielltaJ,
zone assez enclavée et non encore desservie en énergie électriqlJe par Ip
réseau interconnecté de la SOCIété Nationale d'Electricité du Sénégal
(SENELEC) .
II
PRESENTATION DU RESEAU DE LA SENELEC PAR RAPPORT AU SIlE I)E SA8UDOLA
- - - -
1 - Réseau existant
Il n'existe qlJe deux cent r a l e s d i e se l isolées
- une de 3 MW de p\\lissance installée ~ lamhacounda ( è environ 25D km
cJLJc;ite dé' SABLJD(][II
Jw;le suf fi aanle I)[)I./r s al. is f ai re l.e s be~;()i[I~3 (je
1;1 cille.
-
urie ,out re
il KécJuLJCj()' IIIC'C' [l, ') 1liAI cie pli i c3~,a[\\Ce i rlst ail t'c ( bf~HUU)IIP
plus pr(Jche du s i to cil' S~\\li[JD[il ,/'1,) CeLLe pui s s ance l'l ;1111 t.r s
è
fHilJ ie
par r appor t CJIJX 2,5 Ill,)
prr~~";Pllt j" (J '1f\\HIIIJCI[ A.

---

2
2 - Projets en vue
éi -
Il e x i s t e Le tré1l:L; appelé" fLeuv« "
re t eriu pal' 1 "o rqan i s atr on pour
l a mise erl valeur du
fJ cuve Sénéqa l
( CJr'lVS 1, pour achern i ne r- l' energie
produite par la future centrale hydroeLectrique du barrage de IJ]allantali
vers les zones d'utilisatiorl.
Ce tracé,
prévu en double terre à la
tension de
225 KV, pdc,se par KicJ1l'd,
Oakel, l-la l.arn,
Bughé, DaLJéllld, Sak a I
Tobène , Dakar.
Al' heure actuelle,
le: tr onçon Dakar,
l obène , Sakal est déjà r-é a l i s é
et
la partie Sakal, Dagana est programmée./
b -
Autres sites hydroeLectrigues
~ l e x i s t.e au t our CiL' ~J
.o.Jo I a , dive r s !J0liILs :3usceptibles d't~tJ"
ex:plultés
comme sites de p r oduc t. 1011 d'énergie hydr ne l ec t ri que ,
Ce sont
le barrage de Kék ré t l
45 IIW p r
vus
é
les chutes de Sambanqa I ou
125 l'lW
le Niokolokoba
5 f'IW
le site de Gombassi
2LJ l'lW
III
ETUDE TECHNICO ECONOMIQUE DES CHOIX D'ALIMENTATION DU G15EMENl
D'OR DE 5AEOI)OLA
l
- Les dlfferentes~ssibilités
Compte t enu de la demande e xp r imée à SRl:IYlnla, pour 2,5 MW, nous pouvons
r e Leu i l'les alt e r nati vr s su i vant.e-s
CI
-
a l irnent.a t i on par Ulle Li qne ~loyelHle l eris i on à partir du poste 225 kV
de KirJira
LJ -
c r
a l i on d'url8 I100JVEdle cent.r al e d i e scl SUl' le site du gisL'nll'lil: cJ'nt' (
é
Sato do l a
c - alimentation à parlir de la centrale diesel de Kédougou.
8près un l'en
cement conven8blc de sa puissance.
. .. /

---

2 - Hypothèses de calcul
-
LUlJL
cl' ifl\\!l'~;l ]~;,;t:rnelll cl' Ulll: c'l-~lll l'élie l\\ll'~il~ 1 l1e L 1j1'lllllll'c> rie 2, ') 11W
chacun ( UI] lj['[)Ui)C en mar rhe 11lJ['III<I] l',
[1[1
[JI'[JllpC
t~n ,; '['[HI l',; ) : 2,f3 l-l i l l ii[l'(i
- prix du l:omhll"Lihll'
~ LI e J lm; r ci
1J1esel [J] L
(1
t.orme )
( l
tonne
Prix HTV (FCFA)
41.811
112.6Cl5
TVA ( 7?n
" )
2926,
77
7f3f32.35
III r x
lit' 1 C'~) s î III ) IUA;
1
r J r: Èl Di 1< 01'
44.757, 77
12U 4Hi. -5 "
- consommation specifique 230 9 /
kWH
- distance KldirCl - Sbodo La
:
2OC) kil
- TENSION ilE SERVICE 3D KV
- coût, de la I.i qne El m.i l l i ous le Km
- CUI}! ci'exploitatlDrI 3?~ de l'ülve,,\\iss8rflPlll
c (J IJ t
d U f~ i l []Wa t III e !I rem LIyen net P Il:; i 0 l' ] Ci" 1J cl U P() sie cJi 1< l rl1 1'(1
54 F HT\\iA.
3 - EvaluatlUn de s ~ssibi 11 lés d' nl i ment.at icm
L fi rn t il 0 de ut l lis é e 8 s t
ce 11 e de" c 0l~1 L; t o t ém x art ua L l '=3 s , LCl C () rnpa rai son
é
é
e s t
f a i t.e sur une du ré e de 2D im,;.
1_1':; r ésu i t at s de relie étude C()rnfJCJI~ll i\\IC :iCJilt)fJilltS Cil ar uie xe à ce r appn r l .
! IJ ,; mn Il t.anl 'ô 'ô Il 1li
i \\ 1)r lin Rs
l'II
1 LI·l
,
... ...
,

---

4
nl/ CONCLUSION
L' étude montre qu'il c s l, plu",uILeressarlt d' ali ment.e r la fut.u r e cxp l oi Lat
du gisement d'or rie SARODOLA par une ligne 30 KV à partir d'un poste à Ki
plutôt que de créer une nouvelle cent r a l e à 5ABODOI_A : la salut. i on "Centr
étant pratiquement deux fois plus chère que la solution "Ligne".
A l'heure actuelle l'option définitive a été prise par l'DMVS
- d' équiper le ba r r a qe de l'lANANTAL 1 d' une cent.r a l e de 200 r~lW
- de réaliser la ligne 225 KV ainsi que le poste de Kidira d'oLl partlrait
la ligne moyenne tension vers SABDUULA.
Cependant la date de réallHaLiorl reste non précisée.
dépendra de l'urCjcrlce de CRUe f u t ur e e xp l oi l.at i ori.
lloussa DIAG,\\E
Irrqén i eur d'Etudes
Dakar, le 20 Novembre 1991
au Service Equi pement de Pruduc t- i or:
...... -"
T

---

Ani H'XC'
Centrale de 2 ;: 2.5 M~
s.. Jf ',.lfÙ"
140 ,i}}.). ù(iü
193.200.00i)
SO.OOO.OOü
90.720.0(;(;
14,). i\\/~. (;i})
, , -.....
i""••-• •*.
.-,
- • •
1·-:'~" L!')!..'. l)l.} . '
~ ~\\_:.
-T.'_ .'.,; . f
J'. -
FJ
1""• •
:
••••
L
- , -::
-
, : -
--
_. -
,. -- _.. - ~
- "'.:,'"

---

ANNEXE IV MODELE "SI-IEAR ZONE" DE BONNEMAISON
Le modèle shear zone est un modèle polyphasé où l'on distingue trois stades
principaux traduisant une maturation progressive de la structure:
- le stade précoce à or "invisible": il correspond au développement de la shcar zone proprement
dite et a pour cadre des couloirs tectoniques d'importance régionale. Des fluides hydrothcrmaux d'origine
diverse, riches en soufre et en C02, sont drainés dans des structures tectoniques soulignées par des
rnylonites et des blastomylonites. L'action conjuguée de la déformation ductile et des circulations
hydrothermales induit dans les roches hôtes des transformations minéralogiques dépendant étroitement
de leur nature initiale. Ce processus de transformation se produit avec une intensité croissante de 1J
périphérie vers le coeur des struetures qui est le siège d'une silicification et d'une sulfuration importante.
La pyrrhotitc serait le premier sulfure aurifère, la première fixation de l'or sc l'wciuisant dans S(111
réseau cristallin. Cet or n'a donc pas d'expression minéralogique (or"invisible"). La croissance de la pyrite
ct de l'arsénopyrite se fait au détriment de la pyrrhotite.
- Je stade intermédiaire d'apparition de l'or minéralogique (état natif): le fonctionnement de la
shcar zone peut créer des ouvertures qui favorisent la mise en place de dykes de composition variée
(leucogranites, diorites etc ...) ou de filons de quartz blanc laiteux. Ces corps filoniens sont à leur tour
broyés; il se développe alors par cataclase des faciès pièges tel le quartz microsaccharoïde. L'or est
rcrnobilisé dans ces faciès pièges par suite de la déstabilisation des sulfures aurifères du stade précoce.
Cet or acquiert une expression minéralogique; il est encore généralement fin (quelques microns) et peu
argentifère.
- le stade tardif ou stade à or pépitique: en régime cassant, il se manifeste au sein d'une structure
de stade précoce ou de stade intermédiaire. Ce stade correspond à une ouverture qui se traduit par la
formation de stockwerk de quartz ou de quartz ct carbonate provoquant la rcmobilisation in situ des
minéralisations aurifères des stades précédents. L'or peut alors former des particules plurirnillimétriqucs,
localisées souvent aux épontes des filonnets du stockwerk ou dans des petites géodes de quartz. Cet or est
souvent riche en argent.
Le stade tardif généralement générateur d'une grande variabilité d'expressions minéralogiques
donc paragénétiqucs, est responsable de la grande diversité dans la gîtologic des shcar zones aurifères.
La figure suivante illustre les différentes échelles d'observation ams: que les
étapes de la maturation d'une shear zone aurifère.

---

Et.:~[LL[ TAClIOIJE
C.C»UI 0' l, ,h,,, tot\\,
c=J s oc '•
. . . c::J bUJ1n
. EJ ql".anll,
a
~o km
..il - Echelles d'observation des shear zones aurifères
DUCTILE
CASSANT
tr .nsition
OUVERTURES
20 9 / t - - - - - - - - - - - 1 + - - - - \\ - / - \\ - - - - - - - - 1
r-----;::-;-:-",- 0 0 1 g / t - - - - r - - - - - - - - - ! - - - - - - - - - - 1
~02 SULF AURIFERES
OR FIN
OR PEPITIOUE
:::
":::J
u
INTERMEDIAIRE
STADE TARDIF
.. "
"
0
o
Vl •.,
As
Sb
Pb
Pb
Ag
>-
Cu
W Bi no
~ St~df' DrI!COCf' non rn atur e
t2 .:.: 1 SIJldf" or è c oc e m.lurf'
12 - Etapes de la maturation d'une shear zone aurifère
- Modèle dynamique ou modèle shear zone
de Bonnemaison (1987)

---

ANNEXE III! LOCALISATION DES SONDAGES ECHANTILLONNES
IIIA/SECTEURSABODALA
J
'.
/
/ ,1
/
'l/
se.
..
-. ,,,,'
1
,
!
,' /
l i
,
! 1
, \\..~,S3MI
~ s.3 M,
.,
. ' __ .1')"
~
.
~)
'.
•
-,1
~H'
..
, \\
\\
',,- i
,
1
, '
,
:
1
J
,
Il
1i '... ~ lJ
,,'
--- ;/
•
C .... m~o<Jn ... u ni e • ... , •• v ')1-,,'
, ~~!_~~' _~,;;:~~_~_)I
,el 1
" " .~/'y'{0. .
-
\\ $onaa~"1 e c o c n r r no nue •
'1·;.Q .:
-
'
.s'
.:
/
; ' .1 ~
, / i
.. 5
ru
2\\...
.),
~:-------"]f-'5/ -:...=::...~
- ' . - - '---------~-

---

IIIB/ SECTEUR KEREKOUNDA
\\TIC
~50
rz: ,1« E5
~\\
0 3 1
T6ü
======-=
~53
'J
~
Sondaçes Russe(1971/1973)
(1
Sondages BRGM (Guil/ou 1982)
o
10
20
30
40
50m
~~=.....",~==---,..;;;;=;;;;;;o,----i
~)
1
Son d a Ç) e 5 è c 11 a ni i lion nés
l_~

---

ANNEXE IYAI LOCALISATION, DONNEES PONDERALES ET CHIMIQUES
DES ECHANTILLONS BRUTS
FACIES A
SONDAGES
ECHANTIL
COTES(m)
POIDS (g)
0/0 POIDS
Au
Ag
-LONS
(ppm)
(ppm)
S3L
22
106,5-108,5
1670
1,02
3,1
0,6
"
51
116-116,45
1327
0,82
2,6
0,2
S2L
16
131-133
2598
1,6
3,1
0,6
"
17
133-135
2573
1,57
2,1
0,3
SIL
29
116-118
2564
1,56
4
1,7
"
30
118-119
880
0,55
3,2
0,6
S1111
)"
_J
74-76
2257
1,39
6,3
1
"
24
76-78
1950
1,2
31,7
5,8
"
25
78-79
920
0,56
2,8
0,5
"
27
82-84
1908
1,17
3,7
2,3
"
30
88-90
1921
1,18
13,7
2,3
"
31
90-90,45
276
0,16
3,6
1,7
"
44
116-118
1807
1,11
2,1
1,1
S2LI
44
133-135
1973
1,2
7,6
0,4
"
45
135-137
2023
1,24
2,4
5
"
47
137-139
2050
1,25
2,6
4,8
"
48
139-141
1860
1,14
9,6 <0,1
"
49
141-143
2032
1,25
19,2
6
SIILI
Il
90-92
1773
1,09
3 <0,1
"
'12
92-94
2132
1,3
3,6
9
"
38
161-163
2410
1,48
3
1
S3MI
Il
54-56
2232
1,37
3
3,8
Sl1NI
10
42-43
1035
0,63
1,9
2,1
S2NI
2
50-52
2012
1,12
4
0,8
"
3
52-54
2565
1,57
2,8
12,6
S8N
47
194,5-195,5
1673
1,02
3,2
4,2
S60I
69
188-190
2048
1,26
4,1
1,9
S2GI
13
24-26
2345
1,44
4,6
1
"
14
26-28
3213
1,97
19,2
4
"
15
28-29,20
1917
1,18
2,4
1
KE4
14
77-78
973
0,6
8,3
0,4
"
18
86-88
2111
1,3
16,7
),7
KE5
11
63-65
2079
1,28
2,4
0,7
"
13
67-69
2170
1,33
5,6
1,1
"
16
73-75
2008
1,23
3,1
0,5
"
18
76-78
2157
1,32
3,3
0,5
,.
19
78-80
2188
1,35
5,4
1,3
..J..

---

FAClES A : ( suite et fin )
SONDAGES
ECHANTIL
COTES(m)
POIDS (g)
% POIDS
Au
Ag
-LONS
(ppm)
(ppm)
S2H
19
42-44
3728
2,28
5,75 *
"
21
46,5-47,9
2486
l,52
5,75 *
"
22
47,9-50
4044
2,47
5,75 *
52F
26
58,5-60,5
3118
1,92
4,00
1,3
S4H
31
57,6-60,2
2631
1,62
2,5
0,7
"
32
60,2-62,3
1974
1,22
6,4
0,7
S3F
10
25,9-26,9
1655
1,02
7,1
2
"
14
32,3-34,3
3883
2,38
5,5
1,2
"
16
35,9-36,9
1623
1,00
11,5
1,8
"
22
47,6-49,6
2640
1,62
44,5
7,1
"
28
60,5-61,5
1759
1,08
3,3
0,7
"
30
63,1-64,1
1308
0,8
3,5
1
"
31
64,1-66,3
3343
2,05
4,1
1,2
521
35
76,6-77,9
1120
0,69
2
0,7
SlH
7
28,1-30,1
3313
2,03
Il,3
2,2
S3H
21
44-46
4130
2,53
2,5
0,3
"
22
46-48
3588
2,2
2,8
0,5
"
23
48-49,4
1603
0,99
3,1
0,9
"
27
55,4-57,4
1827
1,12
7,5
0,9
"
28
57,4-59,4
2060
1,26
2,9
0,4
S111
19
76,5-78,5
1872
1,14
3,3
2,3
"
23
84,5-85,5
1571
0,97
8,1
3,4
"
26
89,5-90,55
1635
1
3,7
1,6
"
29
92,55-93,5
1535
0,94
3,1
1,3
"
32
95,6-96,8
2369
1,46
2,9
2,4
SlF
17
29,8-30,8
1204
0,74
10
1,5
"
18
30,8-31,8
1347
0,83
3,1 *
"
19
31,8-33,6
2654
1,63
5,1
0,6
SU
19
74,32-76,44
2002
1,13
2 *
"
25
86,5-87
307
0,19
8 *
"
26
88,5-90,5
939
0,58
7,7 *
52K
15
82-83
568
0,36
16,7
2,6
"
16
83-85
1148
0,7
2 *
"
17
85-87
1112
0,68
2,5
2,3
"
18
87-89
1137
0,69
7,7
1,8
"
19
89-91
1199
0,73
3,5
1,2
"
20
91-93
1356
0,84
2
0,4
5 un
19
79-81
1748
1,08
14,4
3,4
"
20
81-82
422
0,27
2,6
2
"
23
88-89
1325
0,82
2 < 0,1
"
24
89-91
1888
1,16
4,4
6,4
S5E
9
37-39
1026
0,64
13,5
2,9
511H
10
51-53
1954
1,2
9
'i,7
S51
16
36-38
2174
1,34
2,9
1,1
"
17
38-40
1956
1,13
2
2,5
"
19
42-44
2011
1,24
2,3
0,5
SlK
5
56-58
1469
0,9
2,3
1,7
TOTAL RECONST.
163391
100
6,26
1

---

FACIES B
SONDAGES
ECHANTIL
COTES(m)
POIDS( g)
%POIDS
Au
Ag
-LONS
(ppm)
(ppm)
S51
4
12-14
1777
3,47
4,6
0,7
"
5
14-16
2174
4,24
2,1
2,1
"
6
16-18
1928
3,76
6,2
1,8
"
7
18-20
2285
4,46
2,2
1,2
S3L
13
71-72
918
1,8
2,4
1,1
"
14
72-75
2681
5,23
2
0,4
"
16
77-78
889
1,73
8,1
2,7
S2LI
25
85-87
1605
3,13
2,4
3,6
"
34
105-107
2402
4,69
4,4
6,4
"
36
109-111
2103
4,1
5
5,4
SIMI
20
61-63
1962
3,83
4
2,4
S3MI
10
53-54
1080
2, Il
3,4
4,2
S IINI
27
74-76
1980
3,86
2
1,5
"
28
76-78
1822
3,55
4,7
1,3
S2NI
27
104-105
1035
2,02
5,4
1,6
"
28
107-109
1901
3,71
10
7,8
"
29
109-111
2269
4,43
9
2,2
"
30
111-113
2815
5,5
4,6
1,2
"
31
113-115
1680
3,28
3
4,8
"
32
115-117
2035
3,97
4
6,8
"
43
139-141
1965
3,83
4
1,1
S60I
50
150-152
2026
3,95
Il,3
2,3
"
53
156-158
2600
5,07
3
0,3
"
54
158-159
1491
2,91
2,7
0,5
"
55
160-162
2756
5,38
2
1
"
56
162-164
2190
4,27
2,7
0,7
"
57
164-165,5
884
1,72
4,4
2
TOT.REC.
51253
100
4,34

---

FACIES C
SONDAGES
ECHANTIL
COTES (m)
POIDS(g)
%POIDS
Au
Ag
-LONS
(ppm)
(ppm)
S21
37
80-81,5
1349
1,37
5,7
1
"
38
81,5-83,2
1062
1,07
5,3
0,7
"
39
83,2-84,7
1665
1,68
2,7
0,6
S2H
9
22-24
2885
2,93
2,37
*
"
10
24-26
1651
1,67
2,37
*
S11G
10
48-49
980
1
3,1
2,2
"
13
53-55
1256
1,27
5,3
2,2
S 111
Il
63,5-64,5
1422
1,44
3,7
1,4
"
12
64,5-65,5
1572
1,6
1,3
1
"
13
65,5-66,5
1091
1,1
2,1
1
"
18
74,5-76,6
2191
2,21
3,5
0.9
SU
10
56,5-58,2
1465
1,48
3,5 *
"
11
58,2-60,3
1972
2
3,3 *
"
12
60,3-62,3
1976
2
4,3 *
SIlE
5
35-36
1933
1,95
2,7
0,6
"
6
36-37
1089
1,1
6,8
1,2
"
7
37-38
1623
1,64
8,4
1,3
"
8
38-39
1300
1,31
3,1
0,2
"
10
41-43
2312
2,34
5,3
2
"
Il
43-45
2580
2,61
3,3
0,8
S I1F!
Il
35-36
1135
1,15
21,1
3,3
"
12
37-38
1351
1,37
15,5
2,5
"
13
38-40
2514
2,54
16,7
3,3
"
14
40-41
1343
1,36
4,8
1,6
"
)5
42-44
2261
2,3
4,7
1,3
"
16
44-46
2135
2,16
4
0,7
"
17
46-48
527
0,53
10,7
2,9
S 11I!
7
54,3-56,3
1537
l,56
6,8 < 0,1
"
8
56,3-58,3
1081
1,1
3
1,2
"
12
64,3-65,3
942
0,95
2,6
2,6
"
16
73-75
2323
2,35
2
1,6
"
26
93-95
1795
1,81
2 < 0,1
SIK
Il
68-70
1896
1,92
2,7 *
"
32
111,2-112
937
0,94
4,1
1,1
S3L
2
29,5-30
1032
1,04
4,1
1,2
"
3
34,2-35,2
1258
1,28
3,3
1
"
6
55-56
1044
1,05
4,7
1,3
"
23
121-123
1999
2,02
2,6
0,4
"
24
123-125
2240
2,3
5,5
1,2
"
25
125-127
1927
1,96
4
1,1
"
26
127,3-129
658
0,67
3,7
1
"
27
129-131
2950
3
4,8
1,9
SIL
25
108-110
2097
2,12
2
0,7
"
28
114-116
2116
2,14
2,3
0,8
SlIJI
4
50-52
2127
2,16
2,7
0,2
S2LI
40
125-127
1937
1,97
9,8
0,8
"
42
129-131
1482
1,5
10,4
1,6
"
43
131-133
2101
2,13
7,6
3
.../...

---

FACIES C
(suite et fin)
SONDAGES
ECHANTIL
COTES (m)
POIDS(g)
%POIDS
Au
Ag
-LONS
(ppm)
(ppm)
S IlL!
9
86-88
1910
1,94
2,2 < 0,1
"
29
132,6-134,6
1963
1,98
4,4 < 0,1
"
30
134,6-136,6
1911
1,93
3,4
3,6
"
31
136,6-138,6
1538
1,56
2,4 < 0,1
S2NI
1
48-50
1217
1,23
6
2
"
50
153-155
1989
2,01
2,9
1,8
"
52
164-166
2027
2,05
2,8
0,5
S60I
34
98-100
1887
1,91
2,5
0,6
"
35
100-102
2219
2,24
5,3
1,5
"
36
102-104
1972
2
5,7
1,4
TOT.REC.
98752
100
4,74
FACIES D
SONDAGES
ECHANTIL
COTES(m)
POIDS(g)
% POIDS
Au
Ag
-LONS
(ppm)
(ppm)
S2F
20
46,2-48,2
2054
7,68
7,3
1,6
S3E
8
29,5-30
440
1,64
7,3
0,7
"
17
46,8-48,2
1200
4,5
3,6
1,1
SlH
9
32,1-34,1
4062
15,2
6,5
1,55
"
,11
36,1-38,1
1723
6,48
1,8
0,55
S2H
17
39,45-40
874
3,27
5,75 *
"
18
40-42
3557
13,3
5,75 *
S2K
40
116-117
408
l,52
2,9
1,1
SllU
29
99-101
2278
8,52
3
3,4
S4F
27
55-57
1334
5
2
0,9
S6P
26
130,5-131,5
1007
3,76
3,4
4
S2L!
Il
49,3-51,3
2205
8,25
2,4
2,4
"
20
71-73
2239
8,37
4,6 < 0,1
S3MI
27
93-93,55
607
2,27
2,2
4,2
"
43
168,5-169,5
903
3,38
3,6
0,8
S2GI
30
35,90-36
195
0,73
8,1
3,2
"
28
51-53
1639
6,13
2,3
D,9
TOT.REC.
26725
100
4,38

---

FACIES E
SONDAGES
ECHANTIL
COTES(m)
POIDS(g)
%POIDS
Au
Ag
LONS
(ppm)
( ppm)
Sl1G
9
47-49
1108
3,77
6,9
2,4
S2K
28
104-105
659
2,24
6,7
1
"
30
106-107
455
1,55
4,9
1,1
"
31
107-108
428
1,45
5,5
1,6
"
32
108-109
363
1,23
2,7
1,3
"
33
109-110
568
1,93
6
0,9
"
34
110-111
556
1,9
8,9
2,4
"
35
111-112
528
1,8
3,3
1,6
"
36
112-113
554
1,9
3,1
1,6
"
37
113-114
618
2,1
8
1,3
"
38
114-115
572
1,94
25,5
3,2
"
39
115-11<1
594
2,02
22,9
4,4
SIlE
12
45-46
904
3,07
10,3
2,2
S5E
9
27-29
2565
8,73
7,3
0,7
S51
32
77-78
966
3,28
1,9
0,8
"
34
95-97
2518
8,57
2,7
1,7
S4K
32
133,75-134
203
0,7
4,1
1,4
S4L
5
72,2-74
2124
7,23
8,2
1,9
S1111
47
141-143
1807
6,15
2,1
1,1
"
50
148,6-149
283
0,96
4
2,3
"
51
149-151
2589
8,81
2,4
1,2
S2LI
49
141-143
2032
6,92
19,2
6
"
51
145-147
2132
7,25
3,4 <0,1
"
52
147-149
2145
7,3
6,6
6,4
KE4'
18
86-88
2111
7,2
16,7
1,7
TüT.REC.
29382
100
7,63
NB :*ANALYSES NON
DISPONIBLES

---

ANNEXE IVB/ PASSES NON ECHANTILLONNES: LOCALISATIüN ET MOTIFS
Sondages N°
Cotes
MOlifs*
Sondages N°
Cotes
Motifs*
d'échant,
(fil )
d'échant.
(fi )
S2F
12
30,3-32,1
R=I/4
S51
8
20-22
R=1/4
"
13
32,1-34,1
"
Il
"
9
22-24
"
S4H
20
38,4-39,4
R=O
"
Il
24-26
"
"
21
39,4-41,3
"
"
32
78-79
NR
"
22
41,3-43,6
"
"
59
145-147
R=l/4
"
24
45,6-47,6
"
"
63
152-153,5
R=O
"
25
47,6-49,6
"
"
65
166-168
R=1/4
"
28
52,6-53,6
R=I/4
"
71
178-180
"
"
30
55,6-57,6
"
S4K
7
55-57
R=I(2
S3E
6
22,2-26,5
OXYDE
"
10
61,5-62,5
"
"
7
26,5-27 ,5
" "
"
17
84,5-86
"
S3F
12
29,2-30,4
R=1/4
"
18
89-90,5
"
S21
24
60,4-61,6
R=l/4
"
21
99,5-103,5
"
"
25
61,6-62,6
"
"
24
103,5-106,5
"
"
26
62,6-63,6
"
"
25
109,5-110,5
"
"
27
63,6-64,8
"
"
28
113,4-115
"
"
28
64,8-65,8
"
"
30
119,5-121,5
R=O
"
29
65,8-67,7
"
"
31
129-130,5
R=l(2
"
30
67,7-69,7
"
"
32
133-133,75
"
"
31
69,7-70,8
"
"
57
116,5-118
R=O
SlH
10
34,1-36,1
R=1/4
"
58
118-119,5
"
S3H
26
53,4-55,4
R=1/4
SllFT
11
34-35
NR
S2H
?
35,64-39,45
R=O
"
17
47,5-48
R=1/4
"
?
44-46,55
R=1/4
"
18
48-50
"
"
?
53,95-58,2
R=O
Sl1JI
3
46,3-48,3
R=l(2
"
'1
50-58,2
NR
"
5
50,3-52,3
"
SU
24
84,5-86,5
R=O
"
6
52,3-54,3
"
"
25
86,5-88
"
"
10
60,3-62,3
"
S2K
10
36,2-37,2
R=1/4
"
12
64,3-65,3
NR
"
25
99-101
"
"
20
81-82
"
SIlE
5
34-35
"
"
22
85-87
"
S5E
12
37-38
R=O
"
23
87-88
"
S4F
13
27-29
NR
SlK
4
54-56
R=O
"
15
31-33
"
"
12
70-72
R=1/4
"
17
35-37
"
"
13
72-74
"
"
19
39-41
"
"
14
74-76
R=O
"
20
41-43
"
"
15
76-78
"
S11H
4
35-37
R=I/4
"
16
78-80
"
"
11
53-55
"
"
17
80-82
"
"
12
55-57
"
"
18
82-84
"
"
13
57-59
"
"
19
84-86
"
"
14
59-61
"
"
20
86-88
"
"
15
61-63
"
"
21
88-90
"
"
16
63-65
"
"
22
90-92
"
"
23
92-94
R=1/4
"
24
94-96
"
"
25
96-98
"
.../ .. ·

---

Sondages N°
Cotes
Motifs*
Sondages N°
Cotes
Motifs"
d'échant.
(m)
d'échant.
(m)
SIK
26
98-100
"
S3M
2
35,5-36,5
NR
"
27
100-102
"
"
3
36,5-37,5
"
"
28
102-104
"
"
10
49,6-51
"
"
30
106-108
"
"
13
63,1-64,1
"
"
32
110-111
"
"
19
128-130
"
S4L
6
74-76
R=1/4
"
34
76-78
R==O
S3P
MINERAI OXYDE ET PAUVRE
"
35
78-79
"
SUR TOUT LE LONG DU SON-
"
36
79-81
"
DAGE • ECHANT.NON ANALYSES
"
7
81-83
NR
S4D
STERILE A OXYDE
"
8
83-85
"
5 lE
STERILE ET OXYDE
"
9
85-87
"
53J
PAS DE PRELEVEMENT:
"
10
87-89
"
R=1/4 OU R=l/2
"
Il
89-91
"
"
12
91-93
"
*MQTIFS:
"
13
93-95
"
"
14
95-97
"
R = 0: il ne reste plus rien
"
15
97-99
"
"
16
99-101
"
R = 1/4 : il ne reste plus que le quart
"
18
103-105
"
"
19
105-107
"
R = 1(2 : il reste une moitié non sciée
"
23
113-115
"
"
28
126-128
"
NR = : échantillon non retrouvé
"
33
139-141
"
S3L
37
83-85
R=l(2
"
20
100-102
"
"
21
102-103
"
"
26
127-127,3
R=I/4
S2L
9
115,2-117,2
NR
"
JO
117,2120,4
"
"
Il
120,4-122,7
"
"
12
122,7-124,7
"
"
19
138-140
"
"
21
141-143
"
"
22
143-145
R=O
"
23
145-147
"
"
24
147-147,7
"
"
25
147,7-149,7
"
SIL
7
72-74
NR
"
15
88-90
"
"
16
90-92
"
"
24
106-108
"
"
30
119-120
R=I/2

---

ANNEXE IVC! ORIGINE, LOCALISATION ET TYPOLOGIE DES CAROTTES POUR
SECf~IONS POLIES
SECTIONS
LAMES
SONDAGES ECHANTIL-
COTES (m)
FACIES
LONS
POLIES
MINCES
1
1
S1111
24
76-78
A
2
2
"
30
88-90
A
3
3
S 1111
19
79-81
A
4
4
Sl1H
10
51-53
A
5
5
SlF
17
29,8-30,8
A
6
6
S2K
15
82-83
A
7
7
S5E
12
38-39
A
8
8
KE4
14
77-78
A
9
9
S5E
6
16-18
B
10
10
S60I
50
150-152
B
Il
Il
S2NI
28
107-109
B
12
12
S 11F!
Il
34-36
C
13
13
"
12
36-38
C
14
14
"
13
38-40
C
15
15
S2LI
42
129-131
C
16
16
S6P
26
130,5-131,5
D
17
17
S2LI
49
141-143
E
18
18
SIlE
12
45-46
E
19
S2K
38
114-115
E
20
KE4
18
86-88
E

---

ANNEXE VAI ACPl: COORDONNEES DES VARIABLES ET DES OBSERVATIONS
Sl1R LES AXES FACTORIELS
ACP 1 : Coordonnées des variables sur les axes factoriels
Axe fac.1
Axe fac.2
Axe fac.3
1 Fe
0,484
0,850
-0,024
2 S
0,450
0,877
-0,075
3 As
-0,678
0,319
0,538
4 Au
-0,566
0,762
0,043
5 Ag
0,594
0,261
0,685
6 Cu
-0,880
-0,104
0,354
7 Zn
-0,878
0,263
-0,087
8 Pb
-0,817
0,248
-0,152
9 Py
0,500
0,850
-0,073
10 Ag/Au
0,710
-0,558
0,246
ACP 1 : Coordonnées des observations ( concentrés) sur les axes factoriels
Axe fac.1
Axe fac.2
Axe fac.3
13
Al
-4,489
1,655
-0,432
14
BI
1,289
-1,787
-0,658
1,5
Cl
0,095
0,510
-1,403
16
Dl
-0,711
0,566
2,436
17
El
4,214
4,775
0,327
18
CPI
-1,661
1,390
-1,344
]9
CG1
-1,219
1,028
-0,320
20
A2
-2,439
-0,243
],451
21
B2
3,100
-1,273
0,521
22
C2
0,219
-2,465
-0,411
23
02
0,981
-2,366
0,]09
24
E2
1,450
-0,786
-0,641
25
CP2
-0,729
-1,239
0,555
26
CG2
-0,103
0,234
-0,190
"

---

ANNEXE V&! ACP2: COORDONNEES DES VARIABLES ET DES OBSERVATIONS
SUR LES AXES FACfORIELS
ACP2 : Coordonnées des variables sur les axes factoriels
Axe fac.l Axe fac.2 Axe fac.3
1 Fe
0,976
-0,104
0,179
2 S
0,98
-0,129
0,139
3 As
0,607
0,782
-0,136
4 Au
0,981
0,024
0,021
5 Ag
0,961
-0,086
0,221
10 Ag/Au
-0,733
0,256
0,629
ACP2 : Coordonnées des observations ( produits pour lesquels Ag est dosé)
sur les axes factoriels
N° Observ.
Produits Axe fac.l Axe fac.2 Axe fac.3
1
TVDI
-2,081
-0,631
-1,555
J
TVEI
-2,089
-0,745
-1,632
3
MIAI
-2,437
-0,056
-0,272
4
MIBI
-2,603
-0,164
0,010
5
MICI
-2,466
0,325
0,362
6
MIDI
-3,094
0,422
1,704
7
MIEl
-2,281
-0,411
-0,778
8
M2Al
-2,044
0,486
-0,260
9
M2Bl
-2,532
0,192
0,611
10
M2Cl
-2,402
0,086
0,365
Il
M2Dl
-2,026
1,625
0,941
12
M2El
-1,300
0,341
-0,685
13
CAl
2,762
1,455
-0,801
14
CBl
1,267
-0,760
0,469
15
CCI
1,763
-0,817
0,067
16
COI
2,892
2,519
-0,324
17
CEl
2,640
-0,910
0,564
18
CPI
2,186
0,053
-0,316
19
CGl
2,284
0,319
-0,222
20
CA2
2,416
0,584
-0,154
21
CB2
1,240
-1,033
0,963
22
CC2
1,333
-0,845
0,167
23
CD2
1,189
-0,589
0,446
24
CE2
1,623
-0,889
0,206
25
CP2
1,858
-0,228
0,072
26
CG2
1,902
-0,326
0,082

---

ANNEXE vII "LISTINIGS" DES ANALYSES A LA MICROSONDE ELECTRONIQUE
CHALCHOPYRITE
ELE~jENT
pas IT ION
PEM(
BAC~U.JR •
~(. Hln' ID
FE
48090.
1763.2
1 ~I. 2
0.2946
M;
375·?~.:ï "
l ''1:. B
14,,2
0.0001
C,J.i1..:1~/"
,::; " ':)
CCi
4144:: .
Of ..:)
.")
J3,,(,
0110000
1. ~ ••'
"
'..•
pr:
9 .. 0
l'::; , ::;:
().,()OO()
NT
,~JIUL.
:! Co , A
l. C " ':)
0.0000
Y"I T
.t·:' ,;
5H5J'}"
;:.~i " 'J
0,,0001
cu
IH'~;7,,4
0.]113
r) G
4 ? ,'* '7:::: "
C.C
1;,""
r i
d
I l
'.J
2 ;:; , :1
'.rUT(0L
I l
li
j -,
C:CiNCEN"
FE
0,,;,1'046
0"2<)40
0,0001
0, OOO;,:~
O., b 1 l.}O}
1:',,;:;:340
o ":,;; (:, (;. C'
t:.. f.~
·····1
(1 f) oc::
....
... (: <) ()
o , 0001
011 O()02
cu
(),,:Jl1:::'
r-.
"':' ..-'1 /~ .-::r
\\ ..
" .:., '.:.; -".; ..'
O.ÜO()~;
0,,0005
0.0007
0,,0003
(:,,0003
()"ü()03
CHALCHOPYRITE
1.:
'c. ..-\\ 'T' T (-.
,....- .. ' .... '" ; '.
Il
6
'-'.1
.-~
.'
~ ;::.
Il
61 /~: A..~.., -,
(';/ '7
..;~: .~~ f~. .ô "
6()··~:?·<~ "
'J
( :
Il
4 I J ~~':: L: "
o"() 0 ()()
Y:.: T
,:,) " ::;:
o .. conq
r", r. r', j':. l.1
-r r, .... '
J"
,;) c' .~.:, ... '..) "
i. c: C) J. " ;_:'
4.6
:::tl
.:;?
o
n
'P n 'P ,~:, T
Y',' r '(:.' r··-) F (! 'Y'
.\\ 'J' "'; ;\\·i
..; -; .-,;.,
r
l'''
r. .i:,
..\\
.r-.
()"O()<)O
'1".: r.
r-, -r
,"',
.
C·' .
0 .. ()()O()
I~) Il 0000
<) " 000 ()

---

ARSENOPYRITE
1
1
ELENENT
POSITTClN
PEAI<
BAUUH< "
~( • :~: ..', T J Cl
FE
4:3090.
.~.: lJ. 0" 5
:J.:I u 2
0" 3~.;3:··:
J019,,~5
~3 CI " ~.5
o :i.
Il
<~: ':.....
cu
"1 '-..
'[
.i .
.'
"
..-
F'B
4.9
c" ')
NI
411f!'S"
1 :,.9
:;": J.• :1.
(..6
"1 '?
.:
17.4
J.
/
"
1.••:
0 .. ()CO(J
('!
/1
' - :
Il
• . •
:::.~ l . ~)
O"E:CICJ
,,.
"'0
.•.. ('.
..
,..".
/1.··· ...., ... ;
:_,' " '"'1 1.::, :.' .,:,
r:
r-.
...... ï
("1 .'-.
l
,
.'.
':.,'
'.::
,.-\\ "
1.:
....
;',
' , " , ;
s>: "': s-, i\\
;'.1
,,'
r-, -r
"
t
0 .. 0014
Cli
O"O()()O
O,,()()()O
.1\\ r:;
:
0,,0000
()uOO()()
.... ,,()O()Ct
0.0000
()"O()CC'
....:
ARSENOPYRITE
PO~~;:rTTC)(:
['EP,!::
..:1 r::~ 0 9("
ï
,...~
•
J. ':.,: , .f.
...... C·
J :::; C ';' • ..:1
F',
ï "';':->P
• • . • . • . 1.
'.• :.'.1',
·4··~:1-4.1"
J.6.:2
"i '7
..0)
"-.'
'.'
J . ."
"
..:,
1~,04~.~:4 ..
14 .. 9
1
r;
....,
j
"-.: "
:.:.:
P T
1::'
i;:.
'_.' '" ._.'
~3e27t1
'j
r~,
Cl
n
!.
,."
'1 1_.'
"1: 7 "17::::'
" :\\!
,; "_,
-::,'
',"._'" '.. '
'.0'
r.
C' C1 f·l (:~ r: ;\\[ "
("
j'""', Il
":.'
()I,OO(>O
.'....
,
(),,(.'OOO
~-',
',
\\.:.-,
.
()"OOOO
,:'.~: " () () 0 .::.~
O"OO()O
0\\100-)0
o"0 ()()()

---

SPHALERITE
ELEMENT
POSITION
PLM(
[{(iCI<GR ..
1<" F:AT ID
FE
4B090.
IH9.4
10,,3
0" 0:30::::
l2 " ::~
"1 1 , 0
().n()Ol
6144'/.
(, ., ~:.:;
4444J"
'J .1 ., ?
604~)4 ..
I l .. J
O,OO()()
41 HIG.
0 .. 0000
'l) r
.'..'
58::'i14.
0,,0001
;
~•. '. ,
1
L·i.'
)?"O
O,,()OOO
1;;
{ ï
c"
0.0000
_.:
r1
( )
1.::,
::;:: J. :::: :::: .. '::i
~::' l"
~")
~•.• "
.. .':.1
0" f::,O?F:
'.1' CI '.1'1; L
ü .. BBJE)
1/
1 \\
r;:C, r: ;"\\ ENT
J • :< "/ 1 " S TLI "
:< "P(, T J Li
f~TOi'ia
C
!~F:
0.0',70:.::')" 0::)(\\2
') "() oc: .{~
0 (:: ~.:.~
( )
Il
( )
/\\
r:o /l '7 l':.
"., ,:,": .' '.'
O' .. (:; ()0 ()
o.. OOO()
() .. oC:() o
", -.'
O.. OOOJ
°"O()O(:'
ü.oooo
ü"OOOG
0.0000
O,OOO()
0 .. 0000
i ; "
0,,9491
C,?I~)'7)
0, 4 C, :1. ~,;:;
SPHALERITE
PU~;ITIC!N
t: r:
o
~.~ 9 ~:.:.,
I l
( )
3?5~.?5 "
"!
,..•.
i:"
0,,000'-)
.i. '....' " "'.1
f:, 144 ,,~.., ,.
.':'
,.~
o "
'
~.~
..: "
..
":1: f; ~.::.;
"~444J. "
JIll 9
J. ·-:1: " 3
O,,(.toon
60431~"
1.2,,0
() .. oooo
;\\~ T
411E~L"
1 ',/ , (:
() .. OOO()
58514"
'J
. ,
(}"OOl C
:"
'l
-.::'
)
CI,I
',,",
....
.L -.:.'
i
0 .. 000(,
474'/:::"
!)"f)()OO
.:....
..
._.'
' ; :
;1
••• .'
1/
y.... "(:
o "0 (:..:):.::~
O .. OOO()
{) " () () (:: ()
o "o0 C('.
.., "',
!
r: :":.'
;-,,1 ,.
0 .. n(i l') ()
r, 'r
..•• /"'.
'1
J",
..i. ':..r
() " c: {\\".:: C'
...". ~..J
01l0()lf:
O"OO{)ü
o "0 ()(J ()
0" ':1:::'/2
"
,-." ~.: (
T' '~i'!"';~ L
},.OJ4')'
TTEPAT1UN
(1

---

ANNEXE VIII
MICROANALYSE
DE GRAINS DE PYRITE
1/GRAINS DEPOURVUS D'OR "VISIBLE"
Fe
S
S/(S+Fe)
As
Co
Ni
%
%
%
%
%
46,04
52,32
0,532
*
0,16
0,15
46,57.
52,51
0,530
*
*
*
46,64
52,54
0,530
*
*
*
46,44
51,55
0,526
*
*
*
45,91
53,19
0,537
*
0,18
0,26
46,32
53,34
0,535
*
*
*
45,90
53,33
0,537
*
*
*
45,87
53,31
0,538
*
*
*
46,01
53,53
0,538
*
*
0,42
46,47
53,26
0,534
*
*
*
Moy.
46,22
52,89
0,53
'•. valeurs inférieures aux seuils de détection (0,228% pourAs,
0,15% pour Co et Ni)
21 GRAINS A OR "VISIBLE"
Fe
S
S/(S+Fe)
As
Co
Ni
%
%
%
%
%
46,18
53,56
0,537
*
*
*
45,75
53,14
0,537
*
0,51
0,34
45,73
53,04
0,537
*
*
*
45,67
53,76
0,541
*
*
*
45,04
52,90
0,540
*
0,29
*
46,09
53,45
0,537
*
*
*
45,77
52,90
0,536
*
*
0,16
45,36
53,11
0,539
*
*
0,42
44,41
53,18
0,545
*
*
*
45,49
53,91
0,542
*
*
*
Moy.
45,55
53,30
0,54
,* valeurs inférieures aux seuils de détection (0,228% pourAs,
0.15% pour Co et Ni)

---

ANNEXE VllIl MISE EN EVIDENCE AU MEB DE QUELQUES MINERAUX
vnrx - SPECTRE DE LA BARYTINE
(/.,
o
w
(/..
Q)
IJ)
'+
4-
o
1\\
11.'
1\\ "TI
C
+-' W
Q' if.'
+-"
CIl Q.
:::Il
Q. nj
0:....
0:.... ~
nj
Il. W lI!
nj
Q
'*'
...-i
lI!
(ri
cn
(\\J
Q.>.
Il
0
1
C!-
o 0
ifJ
.-J +-'
-'
Cl
cr
Q
CIl
CY)
+-"
C
"':t"
:J
...-i
Ci
U
(f)
PJ
....-!
(TJ
(\\J
....-!
....-!
Q
cr)
co
cr",
...-i
....-!
1
:>
0
Il
z:
+-"
1
0:....
0
(T)
w
1
....-!
:>
...

---

VIIIB /;. SPECI'RE DE LA PYRRHOTITE
::::::: "'Tl .......
ln ((1
~RIPgIIUIHnIIlllllHIII_''''''''IUl''m'"",''''IIII,"I'''""''''''""""
3:11
.."""m"'",.m.......1UI...."",..iWlriI
--1.
--
~~l,'",·wn'
••
1
1:
i Ili:-- ~
.=.
l t - - ~
I [1;;
.=.
1
1::
1 liNnlUllIIlIllIIlIlllUnUIiUllnllllllllUIlHlUlllIIlllllllUllmllllllllllllllHlIlIllIlllllIlII1II1II11111 11 11 "'llllll lllllDlIllllllllUnll lllllll6l'iiUl'~' 1.1·1
l 1h;IIUlllllmllllll..III"
i"TCo
- r ]
]j{
il'
i,1:
,1·
Il'
1r
•
III
Iii
'[1
1,1
Il ~
u:
~...~
1i~
i1"
IIi
il.
r
li
1:-:1
1:
11:'
:LA
\\'
Il'
IV
Î
Po
1 n
_'1 e:
_
-..J
-- 1l'i
Il
ra,)
in-
er·....:a:
1-;]',
(-') C'
--1
((1 .......
END
(.<:: DTH
l'JET
E r::- F' . X (:, Ci F:~
k eV
C:HI\\ï\\\\S
.I rjTE(j R(\\ l.
F rél eTC) r-~:' !~)i il i ..
1. " c;.'2
'1 ,t,,~,
2)!.::20
J " (JCl
,;le] .:~:'
cv
2.D2
tH 7'3b
716CJ,:é.J
'l.O(]
:::,h"L·6
'1
FEf<
/::.." J f.:,.
r:=., ':' 1 3~,
'] " C.1 (J
'\\ :.:;:: • /+ -':'

---

1.
Ville - SPECfRE DE LA COVELLITE
Il·~·"· 111111111","
:::0 r ::.::
(/)
1
-=--0 ~
ro
J
Il
~
=:1::'
.
p.•.:- T
~IIIIIIIIIUlIIlJlllllllillllUflMllIllllIIlIllI\\llIl1llilll\\llillilillillilfllillllllll1I11111i1'
fo,·;:;,~.
I •• I
,
r-'JTJ:I
.... -::
-1=.
""X'" - .. 1
.........
-1=
----t
r..) .=-
cr·..=.
III
1.•)
~
.~.
Il.
.=.
111111111",111111111111
-= .:.-:.
I~'
"'''' '
.:+
•
Ilt= =::1:'
f··) ••
(.
1 !
i i
/= ~
n·=·
1 ;
1:-:.
II
1-':' .=.
IA Il'
p.....)
1:
1-':'
&:L
1 -= =:1::'
Lfl':= li
:::0
Ul
1['
r
.-r::=
'.i)
~
Il
p..
1.Ci
••
co·
'J1 r··)
r·.)
~I'='
-;
~o
.
'ilTDTH
c: H,ô, i\\1 ~:~
l i\\ITECi r-(,f,;L.
T (] T,t'f{
F~/\\ T .J.". C"
,"
L
:!. ,,':::'::?
".c" . .
./. t ...'
27D
... ·..·1··":,··1
"
..
,. .,:...:
1.00
35.68
60,,7~
"'
.','
,-1 ;::;
..." .... '.i
. '
1.00
2. 74
4.~"
1.00
2.03
~_r-
C)
,";
,'"
/ .~ / :::-'
.
.'.'
J .un
:. ,,(JC,Î
.:: _ ..i:..- ~~ .' ... ~.

---

ANNEXE IX L PRINCIPE DE LA SPECTROSCOPIE MbSSBAUER:
APPLICATION A L'ISOTOPE 197 Au
L'absorption résonnante de photons par les atomes est un phénomène bien connu
qui a donné lieu à de nombreuses applications aussi bien en analyse ("absorption
atomique") qu'en recherche. Dans le cas de la spectroscopie Mëssbauer (ou résonance
nucléaire gamma), ce sont les niveaux d'énergie nucléaires qui sont mis en jeu, au lieu
des niveaux électroniques. L'émission spontanée de photons y par le noyau d'un atome
résulte du passage de ce noyau d'un état excité à son état fondamental.
On peut observer l'absorption des rayons y, émis lors d'une telle transition
isomérique, par les noyaux du même isotope présent dans un échantillon si ces derniers
sont dans leur état fondamental par rapport à la transition utilisée. De plus
l'environnement électronique des noyaux de la source doit être le même que celui des
noyaux à sonder dans l'échantillon: en effet, on observe un décalage en énergie et
souvent un "clivage" en plusieurs niveaux d'énergies voisines lorsque l'environnement
des noyaux change.
Dans les cas où l'énergie de la transition utilisable est décalée (ou clivée) par
rapport à son énergie référence (dans la source), il sera donc en général impossible
d'enregistrer une absorption résonnante sauf si on modifie l'énergie des photons émis
par la source.
On peut décaler l'énergie des rayons y émis par la source en se servant de l'effet
Doppler, c'est-à-dire en donnant un mouvement à la source avec des vitesses de l'ordre
de quelques mm.sJ. Ainsi, on pourra accorder l'énergie du photon émis par la source
aux niveaux d'énergie des noyaux de l'échantillon dans le but de provoquer l'absorption
résonnante. Enregistrer un spectre brut consiste donc en un comptage des photons
transmis par l'échantillon en fonction de leur énergie, donc de la vitesse de la source.
A propos de ces spectres, on utilise souvent le terme "hyperfins": en effet, les
d~calages en énergie sont extr~mementpetits (de 10-7 à 10 -9 eV). Pour 197Au, une
VItesse de 1 mm/s correspond a 2,6.10-7 eV.
Tous les noyaux ne se prêtent pas forcément à l'expérimentation Mëssbauer:
sans entrer dans le détail des limites théoriques et techniques on peut retenir qu'un effet
"Mëssbauer" ne peut être observé que si:
(1) le déplacement des atomes est faible devant la longueur d'onde du
rayonnement y ,
(2) l'énergie de la transition nucléaire n'est pas trop élevée, et la masse des
atomes pas trop faible (effet relativiste),
(3) les valeurs des spins nucléaires sont favorables,
(4) le pourcentage isotopique des atomes absorbants n'est pas trop faible et
(5) le réseau cristallin dans lequel sont engagés les atomes est rigide, afin
d'éviter les pertes d'énergie par recul à l'absorption (dans l'échantillon) ou à l'émission
(dans la source) : à cause de ce dernier point, les expériences devront être menées, la
plupart du temps, à basse température (la plus faible possible par rapport à la
température de Deybe).
Les figures A et B illustrent respectivement le schéma de principe et le dispositif
expérimental (in Marion, 1988).

---

Réacteur
n
n
T
n
SPECTROSCOPIE
MOSSBAUER
'\\
~
n .... 196 Pt
.....n
901
t
0,67 MeV
~-~
E=71,3 keV
Etat excité (Spin nucléaire = + 1/2)
ABSORPTION
RESONANTE
197Au _->-_ _
Etat fondamental (Spin nucléaire = + 3/2)
Source
Absorbeur
Figure A - Schéma de
décroissance radioactive dans le cas de la
spectrosc-opie Môssbauer de 197Au (in Marion, 1988)
1- - - - - - - - - - - - - - - - - - - -1 RYOSTAT - - --II
1
42K
~ibre~r
• 1
y
• .,_ • -I-t
1
1
1"
1
..
,_..;.
Source
Absorbeu~
_
r-----...,
A.
en
Analyseur
I--~"""--'""'I
multicanal
Figure B - Dispositif expérimental de la spectroscopie Mëssbauer
(in Marion, 1988)
CD =chaîne de détection, A = asservissement
L'échantillon est l'absorbeur

---

CO~1PARATIVE Dl RECl' CAPITAL cosrs
100lpd CONCE.."ITRA'j'E TREAr~1E.NT PUNT
CYA.NIDATION
ACIDOTHIOUREAnON
Leach Tankage
Sl,OOO,OOd
• j79,OOO
Leach Instrumentation
Il,tYJJ
101,000
Filuauou
900,0(;0
1,769,000
Clarifica.ion,
Precipiianon & Refining
992,000
1,727,000
Effluent Tr catrnc nt
384,000
66,000
Re agcuts
173,000
478,000
TOTAL
S3,460,OOO
$5,120,000
COSCLUSIO~S
.-\\.~D RfC(l\\1~!r~"'i Do\\. TIüNS
The data presc m -d here in é:mO:1StrattS ihat acidothiour eaiion, in a selected ap-
ji":J.ti,Jn. is rnetallurgcally ccmpe tiuve with cyanidaucn.
However, 01 der of ImbL;:l:ùe
(JpitaJ and operaung cost cou.pir isons indicare highcr costs for tl.c thiour ea ~cJch
proccss.
Application of thioure aucn is likely limite d la processe s wbt: re an dcidic gold
bearing product must be treated; for example, sulpbide couccntrates, C .lcine d sulph.dcs,
pressure oxidatio a and bioleach residues, and acidic rcfincry byprodu ~ (e lectr oplating
sludges, erc.).
Pote nrially ioxic dl1~lent stre ams are indicaied following lirn. 'cutr;;Ji2Jtion of
thiourea bleed solutions. T1:t ~CUIce of biological ioxiciry in thioure a
~lC str e arns airer
sulphide leacbing ',;,;J.S nol determinee ~~.ld warrants further investigatio
Ir is rccon.mc r.ded that proce ss evaluations using thioure a <1;; ~ pre cious meials
lixiviant employ ':etaikd toxicity t cstv.or l. on the waste stream pr ior l) plùCc'~) sete cuon.
Che data sumrna: ued he rein Ï5 spe ruic to u eauneru of a simple golo kJfiJ.g pyrite luU"
centrate and is .hcrefor e limire d tur gc ner al interpretation of the rclativc :uxki;.y of
thiourca solutions.

---

COMPARATfVE DIRE.Cr CAPITAL COSTS
100 (pd CO~~CL""(TRATE TRF.AT~1E.NT PLANT
CYA.NIDAllON
ACID0111IOUREAllON
Leach Tankage
Sl,OOO,OOd
. ;;79,000
Leach Instrumentation
11,O'JJ
101,000
Filtration
900,OJO
1.769.000
Clarification,
Preci piiauon & Re fining
992,000
1,727,000
Effluent Tr e aune nt
3b4,OOO
66,OGO
Re age nts
173,000
4/8,000
TOTAL
S3,460,ooo
$5,120,000
COSCLUSIO~S
A.\\;D RF.C(\\\\P\\!S~D.\\ rtoxs
The data prcse nt-d herein (;:mo:lStrates that acidothioure auon, in a selected ap-
1"..:atjjn, is metallurgically compe uuve with cyanidauon.
Howevcr, cr der of m::t;;Liu;Je
CJpitaJ and opera lin.; cost comparisons icdicare higher costs for tl.e thiour ca :c~ch
proccss.
Application of thioureaticn is like ly limitee lO proccsses wh, fe an acidic gold
product m~t
eared:
sulpbide concentra
sulphide
b e
a r
i n g
b e
u
f o r
e x a m p l e ,
t e s ,
c
. l c . n e
d
s ,
pressure oxidation and bioleach re sidues, and acidic refincry byprodu ~ (e.lectroplaung
slucges, erc.).
Potentially toxic effluent stre arns are indicatcd following lim
: eutralization of
thioure a bleed solutions. The source of biological toxiciry in thiourca
2~lC :.trc ~I1S after
sulphicc leaching was Dot determinee ~_dj warrants funher invesugatio
is rccon.me
evaluations using thioure
cious
I t
r . d e d
i h a t
p r o c e s s
a
'L;
'"
p r e
m e t a l s
lixiviant employ ,~tl2.ikd toxiciry tesr-.or) 00 wc waste stream prior l) pltJC(,~~ selection.
HiC data SUIIlm~ ized bcre in is speri: Je 10 tr e atrnc nt of a simple go/ù l.c ar ir.g pyrite lui!
cc ntrate and is .bcrefore limnc d (ur general interpretation of the rclative tù.xJci;y of
ihiou rea sol ut; 0 r.s.

---

NOM DE L'ETUDIANT:
Monsieur SYLLA Moussa
NATURE DE LA THESE: DOCTORAT DE L'UNIVERSITE DE NANCY l
en GEOSCIENCES
VU, APPROUVE ET PERMIS D'IMPRIMER
NANCY , le
2 0 DEC, 1991 ~ e sS4
LE PRESIDENT DE L'UNIVERSITE DE NANCY 1
/
"""'"------
."
M. BOULANGE

---

UNIVERSITE
DE NANCY 1
-;
Nancy, le
d
1
r
l'. Ct.ù-U( ( r
Û4~_
Faculté des Sciences
ri ~
BP 239
54506 VANDOEUVRE lès NANCY Cédcx
.
/
C<»--oLCô~ CÇ? {:v 'tir
L.
"
~~ ~CiP;XC-S c4 dA'j:F~e.j .sû,~.
1

---

RESUME
Le minerai d'or de Sabodala (Sénégal oriental) est constitué par une roche volcanique
acide recoupée par un stockwerk silico-carbonaté et sulfuré.
La minéralisation est essentiellement constituée de sulfures disséminés dans la roche
et dans le stockwerk , avec prédominance de la pyrite (98%), les minéraux du cuivre, de
l'arsenic, du zinc et du plomb représentant moins de 2 % de la phase sulfurée. L'or est associé
à la pyrite.
Le minerai peut être concentré de manière reproductible par flottation aux xanthates
de la pyrite et de l'or, après broyage à un d80 de l'ordre de 100 um. On obtient ainsi des
récupérations-or supérieures à 90 % dans des concentrés titrant plus de 200 g Au/t.
L'étude par spectroscopie Mëssbauer montre que l'or est dans sa quasi totalité à l'état
métallique donc potentiellement récupérable par lixiviation conventionnelle. Cette étude
montre par ailleurs que l'or titre 6 à 7 % d'argent, valeurs qui sont confirmées par l'analyse à
la microsonde électronique.
L'or métallique est exprimé sous deux modes principaux: "inclus", représentant.
:w"
environ 30 % en masse et "fissurai" (plus facilement lixiviable), représentant 70 % en masse; ~.
cet or est dans l'ensemble très fin (80% des grains sont de taille inférieure à 10 urn). Des ..r
rendements de dissolution maxima de l'ordre de 93 à 97 % peuvent être escomptés malgré la
finesse de l'or.
La cyanuration des concentrés peut être menée avec succès avec des doses de cyanure
de l'ordre de 5kg/tonne de concentré et des doses de chaux de 1 à 2 kg/t dans les conditions
standard classiques (concentration solide de 40%, 12 h de préaération, pH de lixiviation =
10,5); dans ces conditions, des rendements de dissolution de l'ordre de 90 % peuvent être
obtenus après 48 h de réaction.
La lixiviation des concentrés à la thiourée autorise des rendements de dissolution
comparables à ceux obtenus en cyanuration avec une cinétique 12 fois plus rapide, à dose
comparable .de complexant. Dans des conditions standard à 5 g thiourée/l (soit 15 kg/t dans
nos conditions d'essai: solide/liquide = 1/3), 1,5 g Fe2(S04)3/1 (4,5 kg/t), à pH voisin de 1
(H2S04 0,35 N soit 53 kg/t), plus de 95 % de l'or est extrait après 2 h de lixiviation.
**********************************************
Mots-clés: Sabodala-minéralogie-or-pyrite-sulfure
flottation-l ixiv iation-cyanure- th iourée

---