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PROCEDE DE RECUPERATION DE SOUFRE DE MINERAIS La présente invention se rapporte à un procédé d'obtention de soufre élémentaire à partir d'un minerai contenant du sulfure de métal, comportant les étapes suivantes : a) on soumet le minerai à une lixiviation oxydante de manière à produire une solution de lixiviation métallifère et un résidu de lixiviation constitué de matière non dissoute et de soufre élémentaire formé au cours de la lixiviation, b) on sépare le résidu de lixiviation de la solution de lixiviation, c) on soumet le résidu de lixiviation à une opération de flottation de manière à obtenir une première fraction, riche en soufre élémentaire et pauvre en matière non dissoute, et une seconde fraction, pauvre en soufre élémentaire et riche en matière non dissoute, et d)
on extrait du soufre élémentaire à l'état fondu de ladite première fraction.
Un tel procédé est décrit dans -l'article "The zinc pressure leaching process. Applications", M. J. Collins et al., paru dans Lead-Zinc'90, pp. 293-311, edited by T. S. Mackey and R. D. Prengaman, The Minerals, Metals & Materials Society, 1990. Dans ce procédé connu l'étape (a) consiste à lixivier en autoclave un concentré de ZnS avec de l'acide sulfurique et de l'oxygène sous pression à 145-155 C, et l'étape (d) consiste à décharger ladite première fraction dans un cône de fusion ensemble avec du soufre liquide impur, à décharger le cône dans une fosse à soufre liquide impur et à filtrer ensuite le soufre liquide impur avec un filtre à pression : le résidu de filtration contient environ 40% de soufre élémentaire, le reste étant de la matière non dissoute.
Un procédé tel que défini ci-dessus est également décrit dans l'article"Direct leaching of zinc concentrates at atmospheric pressure", R. W. Adams et al, paru dans Lead-Zinc'90 précité, pp. 351- 372. Dans ce procédé connu l'étape (a) consiste à lixivier un concentré de ZnS dans de l'acide sulfurique à la pression atmosphérique en utilisant du NO, comme porteur d'oxygène, et l'étape (d) consiste à fondre et à filtrer ladite première fraction : le gâteau de filtration contient 38, 7% de soufre élémentaire, le reste
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étant de la matière non dissoute ; la teneur en argent du gâteau de filtration est de 1590 g/t.
Un premier but de la présente invention est de fournir un procédé tel que défini ci-dessus, qui permet de produire à l'étape (d) un résidu de matière non dissoute plus pauvre en soufre élémentaire que les résidus obtenus par les procédés connus.
Un deuxième but de la présente invention est de fournir un tel procédé, qui, lorsque ladite première fraction contient de l'argent, permet de récupérer facilement une partie substantielle de cet argent.
A cet effet, selon l'invention, l'étape (d) comporte les opérations suivantes : - on met la première fraction en contact avec une solution aqueuse de sel, dont le point d'ébullition à la pression atmosphérique est supérieur au point de fusion du soufre et dont la densité à la température, à laquelle le contact est réalisé, est supérieure à celle du soufre liquide et inférieure à celle de la matière non dissoute, le contact'étant réalisé à une température située au- dessus du point de fusion du soufre de manière à produire un mélange constitué de soufre liquide, de solution de sel et de matière non dissoute, - on soumet ledit mélange à une opération de séparation de phases, en obtenant ainsi une phase supérieure, constituée essentiellement de soufre liquide, une phase intermédiaire,
constituée essentiellement de solution de sel, et une phase inférieure, constituée essentiellement de matière non dissoute, et - on recueille ces phases séparément.
Lorsque la première fraction contient un composé d'argent, on utilise comme solution de sel une solution de chlorure, qui est susceptible de dissoudre l'argent, par exemple une solution de ZnCI, CaCl ou MgCl, en produisant ainsi une phase intermédiaire contenant de l'argent en solution, et on sépare l'argent de la phase intermédiaire, de préférence par cémentation.
Il convient de signaler ici que la technique, utilisée dans l'étape (d) du procédé de la présente invention pour extraire du soufre d'un résidu de lixiviation, est déjà connue depuis longtemps pour extraire
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du soufre de minerais de soufre élémentaire (voir"Gmelins Handbuch der Anorganischen Chemie, 8. Auflage, System-Nummer 9 Schwefel, Teil A-Lieferung 2,1953", pp. 217-218 ainsi que US-A-1689545 et FR-A- 803742).
Le procédé de la présente invention constitue donc une application nouvelle d'une technique connue.
Dans cet ordre d'idées il convient également de signaler que, malgré la notoriété de ladite technique, on a proposé encore récemment, outre la filtration à chaud discutée plus haut, des techniques telles que la distillation, l'extraction aux solvants organiques et le brûlage pour séparer le soufre de résidus de lixiviation (voir par exemple : DE-A- 2624657, p. 9, dernière ligne et p. 10, première ligne ; US-A-4274931, col. 7,1. 35-36).
Par ailleurs, le document US-A-1689545 précité, qui concerne donc la récupération de soufre d'un minerai de soufre par fusion du soufre dans une solution concentrée de sel décrit en détail l'application de cette technique pour le traitement de morceaux de minerai d'une grosseur d'environ un pouce. Quant aux fines, qui sont produites lors du concassage du minerai pour obtenir lesdits morceaux, le document se limite à mentionner que ces fines sont séparées des morceaux par tamisage et qu'elles peuvent être traitées séparément ; or, un résidu de lixiviation n'est constitué que de fines, notamment lorsqu'il a été enrichi par flottation.
Ce qui est encore plus significatif, aucun des documents précités concernant la fusion du soufre dans une solution de sel ne suggère la possibilité qu'il y a de récupérer de l'argent.
Des modes préférentiels de réalisation du procédé de l'invention font l'objet des revendications 2-16 ci-jointes.
D'autres détails et particularités de l'invention ressortiront de la description d'un mode de réalisation particulier du procédé de l'invention, donnée ci-après à titre d'exemple non-limitatif et avec référence au dessin ci-joint, qui représente un schéma d'une usine à zinc utilisant ce mode de réalisation.
L'usine montrée au dessin reçoit comme alimentation un concentré sulfuré de zinc 1. Une partie la de ce concentré est grillée en 2 et une partie 3a de la calcine ainsi produite est soumise en 4 à une
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lixiviation neutre avec de l'acide sulfurique de retour d'électrolyse, le reste de la calcine étant utilisé ultérieurement comme neutralisant dans des opérations de neutralisation et de l'hydrolyse. La solution 5 sortant de 4 est épurée en 6 et électrolysée en 7. Le résidu 8 de la lixiviation neutre, qui est constituée essentiellement de ferrite de zinc et de stérile, est introduit dans une première étape de lixiviation directe 9 (lixiviation directe = lixiviation de sulfure) ensemble avec de l'acide de retour et un résidu de lixiviation 10 riche en ZnS sortant d'une seconde étape de lixiviation directe 11.
Cette seconde étape de lixiviation directe 11, qui forme ensemble avec la première étape de lixiviation directe 9 l'étape (a) du procédé de la présente invention, reçoit comme alimentation le reste 1 b du concentré sulfuré de zinc, la solution de lixiviation 12 sortant de la première étape de lixiviation 9 et une partie 3b de la calcine, cette calcine étant ajoutée à la fin pour neutraliser partiellement l'acide encore présent.
Les deux étapes de lixiviation directe sont réalisées à la pression atmosphérique avec insufflation d'oxygène.
Dans la seconde étape de lixiviation directe 11, dans laquelle on oxyde à peu près 45% des sulfures, les réactions suivantes interviennent : Fe2 (S04h 3 +MeS=MeSO4 +2FeS04 +S (i) dans laquelle Me représente Zn, Fe, Cu, Pb, Ag
2FeS04 + H2S04 + 0, 5 O2 = Fe2 (S04) 3 + 0 (II) Dans la première étape de lixiviation directe, dans laquelle on oxyde en substance le reste des sulfures, les réactions (I) et (II) interviennent ainsi que la réaction :
ZnO. Fe + 4H2S04 = Fe2 (S03 + ZnS04 + 4H20 La solution de lixiviation riche en zinc 13 partiellement neutralisée sortant de la seconde étape de lixiviation directe est traitée en 14 pour en séparer le fer, par exemple sous la forme 15 de goethite ou d'hématite, et ensuite envoyée à la lixiviation neutre 4.
Le résidu de lixiviation 16 pauvre en zinc sortant de la première étape de lixiviation directe 9 est constitué de matière non dissoute et de soufre élémentaire. Ce résidu contient par exemple 38% SOI 1200 g/t Ag, 11% Pb, 5, 6% Si, 5, 7% Zn et 6, 8% Fe. Il est soumis en 17 à une opération de flottation de manière à obtenir une fraction flottée 18 riche en S et Ag et une fraction de queue 19 pauvre en SO et Ag et
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riche en Pb : la fraction flottée contient par exemple 72% S , 2227 g/t Ag, 3, 22% Pb, 2, 73% Si, 10, 91% Zn et 11, 95% Fe, et la fraction de queue par exemple 2, 34% S , 123 g/t Ag, 19, 16% Pb, 8,61% Si, 0, 23% Zn et 1, 39% Fe.
La fraction de queue 19 peut éventuellement être soumise en 20 à une opération de flottation de manière à obtenir une fraction flottée 21 riche en Pb et une fraction de queue 22 constituée éventuellement de stérile.
La fraction flottée 18 est mise en suspension en 23 dans une solution concentrée 24 de ZnCi (1600 g ZnClz/1 ou 3 kg ZnClz/1 H20 ; point d'ébullition : 143 C ; 10 l de solution par kg de solide) pendant 30' à 135 C et à la pression atmosphérique de manière à faire fondre le soufre (point de fusion : 120 C) ; en même temps la majeure partie de l'argent et de plomb est dissoute à cause de la forte concentration de chlorure, la solubilité de l'argent à 1350C dans une solution à 1600 g ZnClz/1 étant de 40 g Ag/1.
Le mélange 25 de soufre liquide, de solution et de matière non dissoute, sortant de 23 est centrifugé en 26. On obtient trois phases : une phase supérieure 27 de soufre liquide (densité de 1810 g/l ; 95% S), une phase intermédiaire 28 de solution de ZnCi contenant
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Ag et Pb (densité de 1950 g/l) et une phase inférieure 29 constituée d'une boue de matière non dissoute (densité d'environ 3000 g/l).
La phase inférieure 29 soutirée en 26, est filtrée en 30. Après lavage à l'eau on obtient un résidu 31 de matière non dissoute contenant par exemple 30, 36% S , 50 g/t Ag, 0, 36% Pb, 6, 15% Si, 29, 13% Zn et 31, 92% Fe. La teneur en S de ce résidu 31 est donc sensiblement inférieure aux teneurs en S (environ 40% et 38, 7%) des résidus de matière non dissoute obtenus par les procédés connus discutés plus haut ; de plus, sa teneur en Ag n'est que de 50 g/t, alors que le résidu de matière non dissoute obtenu dans le second des dits procédés connus a une teneur en Ag de 1590 g/t.
A cause de sa teneur relativement faible de S , le résidu 31 constitue une alimentation idéale pour le poste de grillage 2, car il est bien connu qu'à présent il convient de limiter dans la mesure du possible la production d'acide sulfurique et, par conséquent, la production de SO, dans les usines métallurgique.
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Le filtrat 32 et les eaux de lavage 33 produits en 30 sont envoyés à un poste 34 de concentration de solution de ZnCl2 à recycler, où cette solution est concentrée par évaporation.
La phase supérieure 27 de soufre liquide et la phase intermédiaire 28 de solution de ZnCI, soutirées ensemble en 26, sont séparées par filtration en 35. Le gâteau de filtration est lavé à l'eau et l'on obtient ainsi du soufre 36 contenant par exemple 95% S , 24 g/t Ag, 0,05% Pb, 0,85% Si, 0,85 % Zn et 0, 93% Fe. Ce soufre peut être alimenté dans un brûleur à soufre ou il peut être purifié par fusion et filtration. La majeure partie 37 du filtrat et les eaux de lavage 37'sont envoyées au poste 34.
Une partie mineure 38, par exemple environ 10%, du filtrat sortant de 35 est traitée en 39 avec du zinc en poudre pour cémenter l'argent et le plomb et la pulpe 40 sortant de 39 est filtrée en 41. Après lavage à l'eau on obtient un cément Ag-Pb 42, par exemple un cément à 6% Ag et 80% Pb. Ce cément peut être directement alimenté dans un four de coupellation de l'argent.
Le filtrat 43 et les eaux de lavage 44 sortant de 41-sont envoyés au poste 34. Il peut être utile de soutirer une partie du courant 43 en 45 et de purifier la saignée 46 en 47, par exemple par addition de CaO pour précipiter les ions sulfates. Le résidu 48 produit en 47 peut être alimenté dans le poste de grillage 2 et la solution épurée 49 est envoyée au poste 34.
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En 50 on porte la teneur en ZnCl2 de la solution sortant de 34 au niveau requis par addition de cristaux de ZnCI.
Lorsque le courant 16 a un débit horaire de 7, 9 t, les autres courants auront approximativement les débits horaires suivants :
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<tb>
<tb> 18 <SEP> : <SEP> 4, <SEP> 0 <SEP> t
<tb> 19 <SEP> : <SEP> 3, <SEP> 9 <SEP> t
<tb> 24 <SEP> : <SEP> 40 <SEP> m3
<tb> HO <SEP> (30) <SEP> : <SEP> 3 <SEP> m3
<tb> 31 <SEP> : <SEP> 1,4 <SEP> t
<tb> HO <SEP> (35) <SEP> : <SEP> 4 <SEP> m3
<tb> 36 <SEP> : <SEP> 2, <SEP> 6 <SEP> t
<tb> 38 <SEP> : <SEP> 3, <SEP> 8 <SEP> m3
<tb> Zn <SEP> (39) <SEP> : <SEP> 48 <SEP> kg
<tb> 42 <SEP> : <SEP> 138 <SEP> kg
<tb>
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<tb>
<tb> 46 <SEP> : <SEP> 1 <SEP> m3
<tb> HO <SEP> (34) <SEP> : <SEP> 8, <SEP> 2 <SEP> m3
<tb> 50 <SEP> : <SEP> 50 <SEP> kg
<tb>
Au lieu de soutirer les phases 27 et 28 ensemble en 26 et de les séparer ensuite par filtration, on pourrait aussi les soutirer séparément.
Au lieu de séparer le soufre 27 à l'état liquide la solution 28, on pourrait également solidifier le soufre avant de le séparer de la solution.
Au lieu de centrifuger le mélange 25 de soufre liquide, de solution et de matière non dissoute, on pourrait également le laisser se décanter.
Au lieu d'utiliser une solution concentrée de ZnCi,, on pourrait utiliser n'importe quelle solution, dont le point d'ébullition à la pression atmosphérique est supérieur eu point de fusion du soufre et dont la densité à la température, à laquelle le contact est réalisé, est supérieure à celle du soufre et inférieure à celle de la matière non dissoute, par exemple des solutions concentrées de MgCl2 ou de CaCl. Cependant, il faudrait alors utiliser d'autres techniques pour séparer l'argent et le plomb du courant 38 que la cémentation par le zinc, par exemple une cémentation par le Mg ou le Ca.
Il est évident qu'on peut supprimer l'étape (c) de flottation ou, en d'autres termes, le poste 17, lorsqu'on obtient à la lixiviation oxydante un résidu de lixiviation qui est pauvre en éléments qui sont solubles dans la solution de sel, par exemple un résidu pauvre en plomb, ou lorsqu'on obtient un résidu de lixiviation dont la teneur en S est déjà fort élevée, par exemple un résidu à environ 60% de S .
Une variante du procédé que l'on vient de décrire consiste à se procurer un résidu de lixiviation constitué de matière non dissoute et de soufre élémentaire, à soumettre ce résidu soit aux opérations des étapes (c) et (d), soit aux opérations de l'étape (d) pour en extraire le soufre, et à prendre les mesures nécessaires pour récupérer de l'argent, lorsque le résidu est argentifère.
Une autre variante du procédé que l'on vient de décrire consiste à substituer un minerai argentifère de soufre élémentaire ou minerai contenant du sulfure de métal, à supprimer les étapes (a), (b) et (c),
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à remplacer dans l'étape (d) ladite première fraction par le minerai argentifère de soufre élémentaire, à utiliser comme solution de sel une solution de chlorure, qui est susceptible de dissoudre l'argent, de manière à produire une phase intermédiaire contenant de l'argent en solution, et à séparer l'argent de la phase intermédiaire, de préférence par cémentation.