FR2476681A1 - Procede de recuperation de metaux contenus dans une source metallifere - Google Patents

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Abstract

L'INVENTION A POUR OBJET UN PROCEDE PERFECTIONNE DE RECUPERATION HYDROMETALLURGIQUE DES METAUX CONTENUS DANS DES SOURCES METALLIFERES COMME LES MINERAIS, ETC. LORSQU'ON SOUMET UNE SOURCE METALLIFERE A UN GRILLAGE REDUCTEUR SOUS UNE ATMOSPHERE REDUCTRICE, SUIVI DE REFROIDISSEMENT DE LA SOURCE METALLIFERE REDUITE, EXTRACTION DE LA SOURCE REFROIDIE ET RECUPERATION DU METAL RESULTANT, IL EST POSSIBLE D'UTILISER UNE QUANTITE MOINDRE D'UN ADDITIF AIDANT A RECUPERER LES METAUX EN LAVANT LES GAZ RESIDUELS PROVENANT DU GRILLAGE REDUCTEUR A L'AIDE D'UNE CHARGE FRAICHE DE LA SOURCE METALLIFERE COMME MATERIAU DE LAVAGE.

Description

Dans le traitement de matériaux contenant des métaux à récupérer, deux des modes d'extraction principaux à considérer sont la pyrométallurgie et l'hydrométallurgie.
Dans la première, un matériau métallifère comme du minerai, du laitier et des déchets, est chauffé avec des agents appropriés, notamment des agents réducteurs, des fondants, des agents de sulfuration, des agents de chloruration et/ou des agents oxydants, en étant porté jusqu'au point de fusion du mélange. A cette température, les métaux présents se séparent généralement de la gangue ou des déchets. Ce mode opératoire fait ainsi appel à une séparation des métaux contenus dans du laitier ou des déchets à une température à laquelle les deux sont fondus.
La phase contenant le métal à récupérer est ensuite moulée en une forme appropriée aux fins d'utilisation ou d'affinage ultérieur convenant au système particulier concerné.
Les températures très élevées mises en jeu dans cette technique sont réalisées à l'aide de fourneaux électriques, de hauts fourneaux, de fourneaux à réverbère, etc.. Les températures nécessaires pour des métaux comme le cuivre, le nickel, le fer sont généralement comprises entre 1000 et 20000C. Ce procédé a pour avantage que la récupération des métaux présents est typiquement très élevée.
La voie hydrométallurgique diffère sensiblement de la voie pyrométallurgique en ce que -- bien que le matériau métallifère. constitué par un minerai, un laitier ou des déchets puisse être chauffé avec des agents comme des agents réducteurs, des agents oxydants, des agents de sulfuration et de chloruration comme faisant partie du processus -- les températures mises en jeu sont généralement bien inférieures à celles de la méthode pyrométallurgigue habituelle. Ces températures peuvent notamment être d'environ 260 à 10400C, températures généralement bien inférieures au point de fusion du matériau contenant le métal à récupérer.
Après cette opération, le matériau métallifère
traité . est mis en contact avec une solution aqueuse appropriée pour extraire les métaux à récupérer par disso lution. Le métal est ensuite séparé de la solution par précipitation, extraction au solvant, évaporation du solvant, etc. Le résidu obtenu, contenant le métal, est ensuite traité de façon appropriée afin d'affiner le métal.
Bien que les conditions de température soient généralement bien inférieures à celles utilisées en pyrométallurgie, il s'avère souvent que la récupération des métaux est également inférieure à celle réalisée par la méthode pyrométallurgique.
Comme exemple de cas particulier ou il en est ainsi, on citera l'extraction du nickel à partir de minerais latéritiques de nickel. Les procédés pyrométallurgiques vont de l'utilisation d'un fourneau électrique pour la fusion directe d'un minerai pour produire du ferronickel à des techniques similaires utilisant un haut-fourneau et dans lesquelles on obtient une matte fer-nickel-sulfure. L'extraction du nickel contenu dans le minerai est supérieure à 90% par ce procédé.
Parmi les diverses voies hydrométallurgiques utilisées industriellement pour traiter ce type de minerai, la pratique, sur un minerai de limonite ou un minerai hautement serpentinique (comme celui qu'on trouve à Nicaro, à
Cuba), consiste à faire griller le minerai dans un fourneau à plusieurs soles tout en faisant passer un gaz réducteur (par exemple du gaz de gazogène) à contre-courant par rapport au minerai. Dans ce cas, les températures sont d'environ 485 à 7350C. Après ce grillage, le minerai est refroidi en l'absence d'air, mélangé avec une solution ammoniacale de carbonate d'ammonium et fortement agité et aéré. Cela aboutit à la dissolution du nickel, du cuivre et du cobalt, les séparant de la masse du minerai. Cette solution est ensuite traitée à la vapeur d'eau, ce qui chasse l'ammoniac et précipite du carbonate de nickel.On traite ensuite ce produit de façon à obtenir la forme de nickel appropriée, ou on l'utilise tel quel. Toutefois, par comparaison avec le procédé pyrométallurgique, les extractions réalisées en faisant appel à ce procédé ne sont que de l'ordre de 70 à 80%.
Plusieurs autres procédés hydrométallurgiques font appel à des modes opératoires comprenant une étape de grillage avec des chlorures ou des sulfates, mais dans une atmosphère non réductrice et de manière à obtenir des sels métalliques solubles, et le minerai grillé est lessivé à l'aide d'un solvant approprié comme l'acide sulfurique dilué. Dans certains cas, on peut également lessiver le minerai directement, par exemple à l'aide d'une solution d'acide sulfurique, mais cela ne convient que lorsque la teneur du minerai en magnésie est basse.
L'extraction des métaux contenus dans des sources métallifères peut être améliorée lorsque le grillage réducteur est effectué en présence de certains additifs comme des halogénures ajoutés, du soufre ajouté, des composés soufrés ajoutés, ou des associations de ces additifs. L'addition de ces additifs, dans laquelle la source métallifere est prétraitée à l'aide de l'additif, est connue dans l'industrie comme stade de "pétrissage" (pugging). Normalement, lorsqu'on utilise un halogénure, le stade de pétrissage introduit une grande quantité d'eau dans le processus.Comme on le montrera ci-apres, on a maintenant découvert qu'une partie seulement de la source metallifère -- qui est la charge traitée dans le procédé -- a besoin d'être mise en contact avec la quantité requise d'additif, permettant ainsi une réduction notable de la quantité d'eau nécessaire et permettant simultanément de conserver de l'énergie et d'utiliser des appareillages résistants à la corrosion moins onéreux. Unmoyen pour parvenir à ce résultat consiste à utiliser une partie de la charge de minerai comme milieu de lavage à sec pour les gaz résiduels provenant du grillage réducteur du minerai.
Le brevet des E.U.A. 3.661.564 décrit un grillage chlorurant à une température d'environ 250 à 3500C dans lequel on ajoute une quantité suffisante de chlorures (comme l'acide chlorhydrique) à une portion mineure d'un minerai latéritique pour que, lorsque la portion mineure est ajoutée à la portion majeure du minerai, il y ait suffisamment de chlorure total présent pour totalement chlorer les métaux intéressants comme le nickel, le cuivre et le cobalt et former du chlorure de nickel, du chlorure de cuivre, et des chlorures de cobalt solubles. Le but de ce mode opératoire est de permettre l'extraction de ces métaux à partir du minerai par un simple lessivage aqueux.
Cela est en opposition avec le but de la présente invention dans laquelle la portion mineure de la charge, lorsqu'elle est traitée à l'aide d'au moins un additif et réunie à une portion majeure de la charge est soumise à un grillage réducteur à une température qui est suffisante pour détruire tous sels solubles qui pourraient s'être formés. En outre, ce mode opératoire améliore également le taux de récupération des métaux et peut être utilisé sur une gamme plus. étendue de compositions de minerai.
La présente invention est relative à un procédé per fectionné pqur l'extraction de métaux contenus dans des sources métallifères ;'- Plus particulièrement, l'invention concerne un procédé perfectionné de récupération des métaux contenus dans des sources métallifères suivant lequel la source est chauffée dans une atmosphère réductrice contenant des additifs, les additifs améliorant I'efficacité du grillage réducteur et améliorant ainsi le taux de récupération du métal cherché. En lessivant à sec les gaz résiduels résultant du grillage réducteur, il est possible de récupérer les additifs et, en utilisant une source de charge de minerai fraîche comme matériau de lessivage, de prétraiter la source chargée a l'aide des additifs récupérés.
L'extraction hydrométallurgique des métaux s'est révélee être améliorée lorsque le grillage réducteur de la source métallifère est effectué en présence d'ad datifs comprenant des halogénures ajoutée, du soufre solide ajouté, des composés soufrés ajoutés ou des associations de ces additifs. Bien que la raison exacte des résultats améliorés ou le mécanisme par lequel ils sont rea- lisés n'aient pas été élucidés, on peut avancer plusieurs explications, étant bien entendu que ces explications ne limitent nullement l'invention. Une explication est que les additifs peuvent servir à réduire ou faciliter la réduction du métal combiné ou aider d'une autre manière à libérer le métal, ce qui le rend aisément extractible.Une autre explication est que l'association d'additifs peut agir (ou faciliter cette action) en réduisant les métaux dans un alliage de métaux à base de fer, convertissant ainsi le métal en une forme sous laquelle il est aisément extractible. Une autre explication, encore, est que l'association d'additifs peut agir en empêchant la recombinaison du métal sous une forme sous laquelle il est moins aisément extractible.
On sait que des minerais différents réagissent différemment à des additifs différents et qu'on peut, avec certains minerais, réaliser une meilleure amélioration de la récupération des métaux lorsque le grillage est effectué en contact avec un mélange d'un composé soufré gazeux ajouté et de soufre ajouté, ou en contact avec un composé soufré gazeux ajouté et d'halogénures ajoutés, ou lorsque le grillage est effectué en contact avec ces trois additifs. On sait également que certains composés soufrés gazeux ajoutés réagissent différemment dans ce système que d'autres composés soufrés gazeux ajoutés. De ce fait, le composé soufré gazeux particulier ajouté ainsi que le soufre et/ou l'halogénure particulier(s) ajouté(s) seront choisis en fonction du minerai particulier à traiter.
On obtient une meilleure récupération des métaux lorsque le grillage du matériau métallifère (minerai, laitier et déchets) est effectué en contact avec des additifs comme des composés soufrés gazeux, du soufre solide ajouté, et/ou des halogénures ajoutés, la récupération du métal cherché étant ainsi réalisée avec un rende ment considérablement plus élevé que celui obtenu à ce jour dans le système hydrométallurgique.
Le procédé suivant la présente invention peut être utilisé pour récupérer les métaux contenus dans un minerai, un laitier, des déchets ou autre source métallifère, et convient particulièrement à la récupération du nickel contenu dans ces sources. Toutefois, il est bien entendu que le procédé convient tout aussi bien pour la récupération d'autres métaux comme, par exemple, le cobalt, le cuivre, le manganèse et autres métaux solubles en solutions ammoniacales, mais pas nécessairement avec des résultats équivalents. Pour des raisons de brièveté, on décrira l'invention ci-après en se référant à la récupération du- nickel, étant bien entendu que l'invention est applicable à la récupération d'autres métaux, comme précédemment indiqué.
La présente invention a pour autre avantage qu'on peut opérer dans des appareillages classiques et faire appel à un grand nombre des étapes classiques des procédés antérieurs. De ce fait, le minerai, par exemple un minerai de nickel latéritique ou autre source de métal est préparé d'une manière convenant au procédé, par exemple sous forme de particules finement divisées ou broyées de façon classique. Les particules peuvent avoir un diamètre de 4,7 mm à 31 microns ou moins et, de préférence, de 295 à 74 microns. I1 est ensuite préférable de sécher les particules de façon classique, afin d'abaisser la teneur en humidité de la valeur habituelle d'environ 25 à 50% jusqu'à une valeur d'environ 3 ou 10% ou moins. D'une façon générale, le séchage est effectué dans un four rotatif, à température classique.
Le composé soufré ajouté est utilisé en une concentration suffisante pour les buts visés et peut représenter de 0,01 à10% et, dé préférence, de 0,1 à 5% du poids du minerai. Suivant la présente invention, on peut utiliser tout composé soufré gazeux approprié. Les composés soufrés gazeux préférés sont l'hydrogène sulfuré, l'anhydride sul fureux, l'anhydride sulfurique, le sulfure de carbonyle, le monosulfure de carbone et le disulfure de carbone. Pour faciliter l'utilisation, le composé soufré ajouté est normalement, de préférence, sous forme gazeuse. En outre, le soufre solide qu'on peut éventuellement utiliser, se trouvera sous forme solide (poudre, farine, granules et pastilles).
D'une façon générale, le soufre est utilisé en une concentration représentant de 0,01 à 5 et, de préférence, de 0,15 à 3% du poids du minerai. Lorsque l'additif est constitué par un halogénure d'hydrogène, l'halogénure d'hydrogène est utilisé en une concentration représentant de 0,01 à 10% et, de préférence, de 0,1 à 5% du poids du minerai. On peut utiliser tout halogénure d'hydrogène gazeux, et préférence du chlorure d'hydrogène ou du bromure d'hydrogène, bien qu'on puisse également, suivant l'invention, utiliser de l'iodure d'hydrogène ou du fluorure d'hydrogène, mais pas nécessairement avec des résultats équivalents.Suivant un autre mode de réalisation, on peut utiliser un précurseur d'halogénure d'hydrogène et le choisir parmi les halogènes libres (chlore, brome, iode, fluor ou d'autres composés appropriés choisis parmi les halogénures métalliques, les halogénures de bore, les halogénures carbonés, les halogénures de phosphore, les halogénures de silicium, etc..
Suivant le mode de réalisation préféré, les additifs sont sous forme gazeuse afin de pouvoir utiliser un système sec pour la récupération hydrométallurgique des métaux.
L'utilisation d'un système sec présente plusieurs avantages par rapport à un système humide. Par exemple, un système humide utilise des appareillages plus couteux ou onéreux et, en outre, entraine des coûts opératoires plus élevés, notamment ceux concernant le combustible. Dans un système humide, il faut ajouter une quantité de chaleur suffisante pour éliminer toute humidité présente dans le système. Un système sec est non corrosif de nature, par opposition au problème de corrosion qui risque de se poser lorsqu'on utilise des acides humides comme additifs pour la mise en oeuvre du procédé. Comme autres avantages présentés par l'utilisation d'un système sec dans le procédé, on citera la possibilité de récupérer un pourcentage plus élevé d'additifs aux fins de réutilisation que celui récupérable lorsqu'on opère en milieu humide.En outre, il est également possible d'atteindre un taux plus élevé de récupération des métaux, du fait de l'amélioration de l'extraction du métal souhaité à partir de la source le contenant.
En conséquence, l'invention a pour buts:
- de fournir un procédé perfectionné de récupération de métaux à partir d'une source métalIifèr;
- de fournir un procédé perfectionné de récupération de métaux à partir d'une source métallifère en utilisant une charge sraiche de source comme matériau de lavage pour le lavage à sec des gaz résiduels provenant du stade de grillage réducteur du procédé.
Suivant un mode de réalisation particulier, l'inven tion- a pour objet un procédé de récupération des métaux à partir d'une source métallifère , dans lequel la source - métallifère est soumise à un grillage réducteur dans une atmosphère 'réductrice appropriée, en contact avec au moins un additif, la source de métaux réduite est refroidie, aprds'quoi elle est extraite et le métal résultant est recueilli, procédé qui consiste à utiliser une charge fralche de source métallifère - - comme maté- riau de lavage à sec pour laver à sec le courant de gaz résduels provenant du grillage réducteur afin d'éliminer les additifs présents dans ledit courant de gaz résiduels.
L'invention vise particulièrement un procédé de récu- pération de métaux à partir d'une source métallifève, suivant lequel on soumet une source de métal comme un minerai latéritique à un grillage réducteur dans une atmosphère réductrice appropriée à une température d'environ 500à 10000C en contact avec du chlorure d'hydrogène, on refroidit la source de métal réduite, on extrait la source refroidie et on recueille le nickel cherché, le courant de gaz résiduels du grillage réducteur étant lavé à sec afin d'éliminer le chlorure d'hydrogène présent dans ledit courant, le matériau de lavage utilisé pour éliminer le chlorure d'hydrogène étant une charge fraîche de source de minerai latéritique.
D'autres buts, avantages et caractéiiçtiques de l'invention apparaîtront dans la description qui va suivre.
Conformément à la présente invention, l'extraction de métaux à partir d'une source de matériau metallifère peut être effectuée d'une manière plus aisément économique en utilisant une quantité moindre d'additif lors du stade de grillage réducteur du procédé total. Cette économie dans la quantité d'additif nécessaire pour obtenir le métal cherché est réalisée d'une manière exposée ci-après-de façon plus détaillée, et suivant laquelle les gaz résiduels provenant du grillage réducteur de la charge sont lavés à sec en utilisant de la charge fraîche comme matériau de lavage.
On opère en soumettant la charge, qui peut être constituée par un minerai tel qu'un minerai latéritique, à un broyage ou concassage dans lequel la charge est broyée jusqu'à obtention des dimensions particulaires souhaitées, le dispositif de broyage étant un broyeur à boulets ou tout autre type de broyeur ou concasseur connu dans la technique. On soumet ensuite la charge à un grillage réducteur, la réduction chimique du minerai étant effectuée à l'aide d'une atmosphère réductrice appropriée qui est du type général utilisé dans les procédés classiques. On peut utiliser tout mélange de gaz réducteurs approprié, de préférence un mélange d'hydrogène, d'oxyde de carbone, de gaz carbonique et de vapeur d'eau.Le mélange gazeux peut provenir de toute source appropriée, notamment de gaz de gazogène, de gaz formés par la combustion de gaz de ville, de gaz formés par la combustion d'huile, de charbon, etc..
le mélange de gaz particulier étant choisi de façon à réaliser la réduction souhaitée. Comme exemple de mélange de gaz, on citera un mélange présentant un rapport CO/CO2 de
O,1/1 à 10/1, un rapport CO/H2 de 0,1/1 à 10/1 et un rapport H2/vapeur d'H2O de 0;1/1, tous ces rapports étant exprimés en volume.
Suivant un mode de réalisation, il est souhaitable de maintenir le mélange de gaz dans les rapports indiqués cidessus, car une concentration excessive d'un ou plusieurs des constituants dans le mélange de gaz peut avoir des effets indésirables comme, par exemple, une réduction incomplète du composé métallique, ou une adsorption excessive du gaz dans les particules de minerai. I1 est bien entendu que le mélange de gaz peut contenir d'autres constituants, comme, par exemple, de l'azote, lorsque cela paraît avantageux. Un autre mélange de gaz, donné à titre d'exemple, comprend de l'hydrogène, de l'azote et de la vapeur d'eau. Un autre mélange, encore, peut comprendre du gaz naturel ou un gaz comme l'oxyde de carbone.
La réduction des composés métalliques en métaux libres est effectuée à une température d'environ 500 à 1000
OC et de préférence de 650 à 9000C. Cette température qui est utilisée dans la réduction évite les objections présentes de façon inhérente dans les procédés de réduction à haute température suivant les techniques antérieures et, en même temps, est suffisamment élevée pour décomposer tous sels métalliques solubles comme les chlorures métalliques présents. En outre, la réduction est effectuée en un laps de temps relativement court et, ainsi, fournit un autre avantage au nouveau procédé suivant la présente invention.
Les gaz résiduels qui sont retirés de la zone de réduction et qui contiennent les additifs sous la forme d'halogénures, d'halogènes, d'anhydride sulfureux ou d'anhydride sulfurique passent dans une zone de lavage dans laquelle ils sont lavés par mise en contact avec un matériau de lavage constitué par de la charge fraiche, ladite charge fraîche étant constituée par la source métallifère broyée. Les gaz résiduels sont lavés à sec à une température de 100 à 5000C et de préférence de 150 à 4000C. Le mélange de charge fraîche et de gaz résiduels, après leur lavage, passe dans un collecteur de poussières dans lequel les gaz résiduels propres, qui ne contiennent pas d'additifs, les additifs ayant été adsorbés ou entrainés par la charge, sont séparés.La charge fraîche qui contient les additifs volatils sur la charge ou par la réaction de chloruration, d'adsorption, de condensation, de neutralisation, etc., est également retirée du collecteur de poussières et passe vers la zone de réduction. On peut éventuellement mélanger une partie supplémentaire de char ge fraîche avec la charge traitée, avant l'admission dans la zone de réduction, et introduire ensuite le tout dans la zone de réduction aux fins de réaction à la température précitée de 600 à 10000C, sous une atmosphère réductrice.
Les particules de minerai réduites sont retirées de la zone de réduction puis traitées de façon classique aux fins d'extraction hydrométallurgique du nickel. L'effluent de la zone de réduction est tout d'abord refroidi de plusieurs centaines de degrés et èst ensuite passé dans une ou plusieurs zones de refroidissement. Suivant un mode de réalisation préféré, le liquide de refroidissement est la solution de carbonate d'ammonium utilisée pour le lavage.
Toutefois, le refroidissement doit être effectué en l'absence d'air. En d'autres termes, il ne faut pas que l'oxygène ou l'air viennent en contact avec les particules réduites tant que-leur température n'est pas inférieure à 950C environ, du fait de la possibilité de l'oxydation du métal en l'oxyde ou autre composés oxygénés. I1 est bien entendu qu'on peut utiliser d'autres solutions de refroidissement appropriées, mais, comme précédemment indiqué, l'utilisation de la solution de lavage offre un avantage d'ordre économique.
On peut utiliser n'importe quelle solution de lavage appropriée, et de préférence une solution aqueuse de carbonate d'ammonium contenant d'environ 2 à 25% et de préférence d'environ 3 à 15% de NH3 et d'environ 1 à 15% et de préférence d'environ 1,5 à 7,5% de CO2. Un autre avantage, encore, présenté par le procédé suivant la présente invention est que la solution de lavage comprend une concentration plus basse en NH3 que celle généralement utilisée dans les techniques antérieures, réalisant ainsi une économie supplémentaire dans le procédé suivant l'invention.
Le lavage est effectué à une température inférieure à 950C et, de façon appropriée, à température ambiante. On peut opérer à une pression égale ou supérieure à la pression atmosphérique mais, d'une façon générale, pas supérieure à 8 atmosphères. Le lavage est effectué en présence d'oxy gène, qui peut être constitué par de l'air ambiant lorsque le lavage est effectué en cuves ou récipients ouverts, ou peut être constitué par de l'air introduit dans des zones closes. I1 est bien entendu qu'à la place d'air, on peut utiliser de l'oxygène ou autre source appropriée contenant de l'oxygene.
ta solution de nickel qui est retirée des zones de lavage et d'épaississement est ensuite traitée de toute manière appropriée afin de faire précipiter le nickel et le recueillir. Suivant un mode opératoire, on procède par traitement à la vapeur d'eau, ce qui a pour effet de précipiter le carbonate de nickel et de volatiliser l'ammoniac, le gaz carbonique et l'eau. On peut ensuite traiter le précipite de carbonate de nickel de toute manière classique, afin de recueillir le métal cherché.
Au dessin annexé, donné uniquement à titre d'illustration de l'invention, la Fig. unique représente un schéma d'écoulement simplifié de la caractéristique da procédé suivant la présente invention. Divers(es) vannes, réfrigérants, condenseurs, pompes, régulateurs, etc.. ont été éliminés comme n'étant pas essentiels à la parfaite compréhension de la présente invention. Leur illustration, ainsi que celle d'autres éléments auxiliaires essentiels, deviendra évidente au fur et à mesure de la description du dessin.
En se référant au dessin: une charge constituée par une source de métal, par exemple un minerai, est introduite par un conduit 1 vers une zone de réduction 2. Dans la zone de réduction 2, le minerai, qui a été broyé jusqu' obtention des dimensions particulaires souhaitées, est soumis à un grillage réducteur à une température d'environ 600 à 10000C, sous une atmosphère réductrice fournie par l'introduction d'un agent réducteur par un conduit 3. Le minerai est en contact avec un additif qui est également introduit dans la zone de réduction 2 par un conduit 4.
Après avoir été soumis à un grillage réducteur pendant un laps de temps prédéterminé, le minerai réduit est retiré par un conduit 5 et envoyé vers une- zone de refroidisse ment après avoir été refroidi, dans laquelle il est soumis à une solution de lavage du type précédemment décrit.
Après lavage, la solution est retirée et traitée d'une manière appropriée pour précipiter le nickel et le recueillir. Les gaz résiduels provenant de la zone de réduction 2 sont retirés par un conduit 6 et envoyés vers une zone de lavage 7. Les gaz résiduels qui contiennent de l'oxyde de carbone, du gaz carbonique, de l'hydrogène, de l'azote, ainsi que des halogènes gazeux, des halogénures d'hydrogène gazeux, de l'anhydride sulfureux et/ou de l'hydrogène sulfuré gazeux (suivant l'additif ou le mélange d'additifs introduit par le conduit 4) peuvent être refroidis à une température d'environ 100 à 5000C. Dans la zone de lavage 7, les gaz résiduels sont lavés à sec à l'aide d'une charge fraîche de minerai qui est introduite dans la zone de lavage 7 par un conduit 8.Après avoir subi l'opération de lavage, le mélange de gaz résiduels qui ne contient par d'additifs comme des halogénures d'hy drogène, de l'hydrogène sulfuré, etc.. en mélange avec le minerai sur lequel les additifs ont été adsorbés sont retirés de la zone de lavage 7 par un conduit 9 et sont envoyés vers un collecteur de poussières 10. Dans le collecteur de poussières 10, les gaz résiduels propres sont retirés par un conduit 11 et renvoyés par recyclage vers la zone de réduction 2; Si nécessaire, on ajoute des quantité supplémentaires de gaz réducteur comprenant un mélange d'oxyde de carbone, de gaz carbonique, d'hydrogène, d'azote et de vapeur d'eau par le conduit 3, aux fins de mélange avec les gaz résiduels propres dans le conduit 11, et le mélange résultant est introduit dans la zone de réduction 2 sous la forme d'un courant unique.Les gaz propres provenant du collecteur de poussières 10 peuvent également être retirés sans être renvoyés par recyclage vers la zone de réduction 2 et sont envoyés au stockage ou mis au rebut de n'importe quelle manière prédéterminée. La charge de minerai traitée par les additifs est retirée du collecteur de poussières 10, par un conduit 12, et est envoyée dans la zone de réduction 2 pour y subir le traitement de gril lage réducteur. Si on le désire, des quantités supplémentaires de minerai qui ont été broyées jusqu'à obtention des dimensions particulaires souhaitées peuvent être introduites par le conduit 1 et mélangées avec la charge traitée dans le conduit 12, et le mélange résultant peut être introduit dans la zone de réduction 2 sous la forme d'un courant unique.Comme précédemment indiqué, en utilisant de la charge fraîche comme matériau de lavage aux fins de lavage à sec des gaz résiduels de la zone de réduction, il est possible de réaliser une récupération économique des métaux cherchés tout en utilisant une plus petite quantité d'additifs permettant la récupération des métaux.
L'exemple non limitatif suivant est donné à titre d'illustration de la présente invention.
EXEMPLE
Afin d'illustrer la possibilité d'utiliser le minerai de la charge comme matériau de lavage à sec pour éliminer les additifs d'un courant de gaz résiduels ainsi que le pouvoir qu'a l'additif sec d'améliorer le taux de récupération des métaux, on procède à un essai dans lequel on utilise 25 g d'un minerai ayant, en poids sec, approximativement la composition suivante:
Ni 1,24
Co 0,14
Fe 36,9
SiO2 14,7
A1203 2,2 pour effectuer le lavage à sec, en faisant passer un courant gazeux azote-chlorure d'hydrogène dans le lit de minerai à une température de 2000C pendant un laps de temps suffisant pour charger le minerai en chlorure, la charge de chlorure étant de 2 à 4%. Le minerai chargé en chlorure est ensuite soumis à un grillage réducteur, en faisant passer un gaz réducteur ayant la composition suivante::
H2 30%
CO 10%
CO 22%
N2 38% sur le minerai traité au chlorure, à une température de 350 à 8000C, pendant 1/2 heure, tout en faisant lentement basculer le minerai au cours du grillage réducteur. Après le grillage réducteur, le minerai réduit est soumis à une extraction ammoniacale par du carbonate d'ammonium, afin d'obtenir le pourcentage de nickel et le pourcentage de cobalt extraits du minerai. En outre, on effectue un essai similaire à cette exception près qu'on pétrit le minerai avec de l'acide chlorhydrique liquide, de la manière connue dans la technique, avant de soumettre le minerai au grillage réducteur et à l'extraction ammoniacale par le carbonate d'ammonium.Les résultats de ces essais sont rapportés au tableau I ci-dessous:
TABLEAU I
Charge du chlorure en Extraction du
chlorure d'hydrogène gazeux nickel
( Doids % ) ' %
2,0 87,2
2,9 90,1
4,0 89,1
Pétrissage à l'acide
chlorhydrique liquide 90
à 4%
I1 découle du tableau ci-dessus que les essais indiquent que, dans des conditions identiques, le chlorure chargé à 2,9 donne de tout aussi bons résultats que l'échantillon de chlorure à 4% chargé par pétrissage au mouillé.Cet exemple indique qu'il est possible d'éliminer le chlorure d'hydrogène ou autres chlorures volatils du courant de gaz résiduels provenant du grillage réducteur du nickel en utilisant du minerai de- latérite frais comme milieu d'absorption etl'utilisationdeceminerai frais comme milieu de lavage élimine les chlorures des gaz résiduels et permet la récupération du chlorure comme ingrédient actif par absorption sur le minerai et, ainsi, élimine le stade de pétrissage par voie humide à l'aide d'acide chlorhydrique.
En outre, cette utilisation permet également le recyclage et la réutilisation d'un réactif onéreux, abaissant ainsi le court d'ensemble du procédé.
De plus, en faisant appel à ce mode de lavage à sec, il est possible de réaliser l'extraction des métaux contenus dans des sources métallifères en utilisant une plus petite quantité d'additifs que cela est possible lorsqu'on fait appel aux modes opératoires par voie humide connus.

Claims (7)

REVENDICATIONS
1. Procédé de récupération de métaux contenus dans une source métallifère, suivant lequel or. soumet la source
à un grillage réducteur sous une atmosphère réductrice appropriée en contact avec au moins un additif, on refroidit la source métallifère réduite, on extrait la source métaliifère réduite refroidie et on récupère le métal résultant, caractérisé en ce qu'on utilise une charge fraîche de source métallifère comme matériau de lavage pour laver à sec le courant de gaz résiduels provenant du gril- lage réducteur afin d'éliminer les additifs présents dans ledit courant.
2. Procédé suivant la revendication 1,caractérisé en ce que l'additif est choisi parmi le chlorure d'hydrogène gazeux, les halogénures métalliques, l'anhydride sulfureux gazeux et l'hydrogène sulfuré gazeux.
3. Procédé suivant la revendication 1, caractérisé en ce que l'additif est une association d'halogénures et de composés soufrés sous forme gazeuse.
4. Procédé suivant la revendication 1, caractérisé en ce que la source métallifère est un minerai de latérite.
5. Procédé suivant la revendication 1, caractérisé ce que le métal à récupérer est le nickel, le cuivre ou le cobalt.
6. Procédé suivant la revendication 1, caractérisé en ce que le grillage réducteur est effectué à une temperature d'environ 500 à 10000C.
7. Procédé suivant la revendication 1, caractérisé en ce que le lavage à sec est effectué à une température d'environ 50 à 6000C.
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Citations (6)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
DE411174C (de) * 1923-11-30 1925-03-16 Friedrich Johannsen Dipl Ing Verfahren und Vorrichtung zum Sulfatisieren von Erzen u. dgl.
DE1194884B (de) * 1964-04-30 1965-06-16 Beteiligungs & Patentverw Gmbh Verfahren zur Vorreduktion von Sinter und Pellets
FR2247542A1 (fr) * 1973-10-10 1975-05-09 Universal Oil Prod Co
FR2348977A1 (fr) * 1976-04-21 1977-11-18 Uop Inc Procede de recuperation hydrometallurgique de metaux interessants
FR2348978A1 (fr) * 1976-04-21 1977-11-18 Uop Inc Procede de recuperation hydrometallurgique de metaux interessants
US4081507A (en) * 1973-04-09 1978-03-28 Titanium Technology N.V. Process for removing chemisorbed and interstitial chlorine and chlorides from a hot titanium dioxide beneficiate-carbon mixture

Patent Citations (6)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
DE411174C (de) * 1923-11-30 1925-03-16 Friedrich Johannsen Dipl Ing Verfahren und Vorrichtung zum Sulfatisieren von Erzen u. dgl.
DE1194884B (de) * 1964-04-30 1965-06-16 Beteiligungs & Patentverw Gmbh Verfahren zur Vorreduktion von Sinter und Pellets
US4081507A (en) * 1973-04-09 1978-03-28 Titanium Technology N.V. Process for removing chemisorbed and interstitial chlorine and chlorides from a hot titanium dioxide beneficiate-carbon mixture
FR2247542A1 (fr) * 1973-10-10 1975-05-09 Universal Oil Prod Co
FR2348977A1 (fr) * 1976-04-21 1977-11-18 Uop Inc Procede de recuperation hydrometallurgique de metaux interessants
FR2348978A1 (fr) * 1976-04-21 1977-11-18 Uop Inc Procede de recuperation hydrometallurgique de metaux interessants

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