CA1092364A - Procede ameliore d'extraction de l'uranium des minerais et dispositif pour sa mise en oeuvre - Google Patents

Abstract

Le procédé et le dispositif qui font l'objet de l'invention a'appliquent au traitement des minerais d'uranium. Ils concernent plus particulièrement les conditions de solubilisation de l'uranium contenu dans ces minerais. Le procédé consiste réaliser la digestion des mélanges de minerai et de réactif, additionnés éventuellement d'oxydants, sur une ou plusieurs courroies transporteuses de caractéristiques appropriées, dans des conditions déterminées de température et d'humidité. Le procédé et le dispositif suivant l'invention constituent un perfectionnement de la méthode de traitement des minerais d'uranium dite "attaque à sec". Ils permettent un taux d'extraction de l'uranium élevé dans des conditions très économiques.

Description

109Z3fi4 Le procédé amélioré qui fait l'objet de l'invention permet de traiter les minerais d'uranium afin d'extraire ce métal, généralement présent en très faible teneur, avec un taux d'extrac-tion élevé et dans des conditions très économiques.
Ce procédé amélioré constitue un perfectionnement de la méthode de traitement des minerais d'uranium dite "attaque à sec"
-ou en milieu tr~s concentré dans laquelle on limite au minimum nécessaire les quantités d'eau mises en jeu quand les caractéristi-ques du minerai le permettent.
La méthode, maintenant bien connue, de traitement des minerais d'uranium dite "à sec", a été exposée par la communication de R. GAUTIER "Perspectives nouvelles dans le traitement des minerais d'uranium" - Colloque IAEA sur le traitement des minerais cot~tenant de l'uranium Sao-Paulo (Brésil)17-21 août 1970 - IAEA
SM - 135/38. Dans cette communication, on montre qu'il est possi-ble de solubiliser l'uranium par une attaque sélective de la ou des phases qui le contiennent, tout en laissant inattaquée la majeure partie du minerai qui est exempte d'uranium. En effet, les minerais d'uranium contiennent une majeure partie de constituants de grande dureté, tels que la silice, qui ne sont que faiblement attaqués par les réactifs destinés ~ solubiliser l'uranium.
L'uranium, au contraire, est présent sous des formes diverses au sein de constituants beaucoup moins durs. Un broyage relativement grossier de ces minerais permet d'amener les phases contenant l'uranium à un degré de finesse suffisant pour permettre la solubilisation de l'uranium par une attaque chimique à coeur tout en conservant aux particules de mati~res dures ne contenant pas d'uranium des dimensions suffisantes pour limiter leur attaque et économiser l'énergie et le réactif d'attaque.
La mise en oeuvre de ce procédé dit "à sec" comporte de la façon la plus générale les étapes suivantes :
1~/ broyage du minerai effectué de façon à seulement libérer les particules les plus dures qui en constituent une grande partie. Ceci correspond à une dimension maximale générale-ment comprise entre 0,5 et 2 mm.

2~/ mélange avec la solution d'attaque. La composition de cette solution dépend de la nature du minerai à traiter : il s'agit le plus souvent de solutions sulfuriques, quelquefois de solutions chlorhydriques. Dans le cas où le minerai contient des quantités importantes de carbonates, on utilise alors, de préfé-rence, des solutions alcalines. La concentration de ces solutions dépend bien sûr de la nature des phases qu'il s'agit de solubiliser et de leur teneur dans le minerai ; il s'agit d'introduire la quan-tité de réactif suffisante pour solubiliser la quasi totalité de l'uranium sans excès trop important.
La quantité de solution doit être suffisante pour per-mettre le mouillage de tous les constituants du mélange, ainsi que la diffusion du réactif à l'intérieur des grains contenant des composés d'uranium, tout en évitant la formation d'une phase continue liquide.
Le document cité plus haut donne l'exemple de minerais traités par des solutions d'attaque sulfuriques concentrées pouvant contenir jusqu'à 0,7 t/m3 de H2S04, à raison d'environ 100 1 par tonne de minerai.
A l'échelle industrielle, le mélange est effectué dans un tambour tournant dans lequel on introduit simultanément le mine-rai et la solution d'attaque. Un mélange suffisant est obtenu en quelques minutes. On peut introduire égalemént de la vapeur vive pour augmenter la température de réaction.

3~/ Digestion. Le broyage étant relativement peu poussé, pour les raisons qui ont été données plus haut, les particules contenant l'uranium ne sont pas d'une très grande finesse. De plus, et ceci est le plus important, l'absence d'un film liquide continu freine la diffusion des phases mises en solution au sein 109236~
du liquide, et également la diffusion du réactif d'attaque en direction des composés contenant de l'uranium.
Il est donc nécessaire, si on veut solubiliser la plus grande quantité possible d'uranium, d'assurer un temps de contact suffisant dans des conditions de température et d'humidité convena-bles. Cette digestion peut être faite de facon statique pendant des temps de l'ordre de quelques heures à des températures de l'ordre de 60 à 100~Co La communication de R. GAUTIER montre q'un séjour d'envi-ron 2 h 1/2 dans un digesteur rotatif permet d'obtenir des rende-ments supérieurs à 95 %. Pour certains minerais, particulièrement réducteurs, il est nécessaire de rajouter à la solution d'attaque un oxydant tel que le chlorate de soude, le bioxyde de manganèse, le nitrate d'ammonium, l'eau oxygénée, etc... afin de solubiliser un pourcentage suffisamment grand de l'uranium contenu. Cette addition doit être faite,de préférence, en cours de digestion quand on utilise un oxydant sensible à une trop forte acidité libre (CI03Na par exemple).

4~/ Extraction de l'uranium solubilisé. Cette opération consiste, de façon générale, à mettre en contact le mélange de minerai, après digestion, avec une solution de lavage dans laquelle passe l'uranium, puis à séparer cette solution d'avec la phase solide. Un lavage très efficace peut, par exemple, etre effectué
au moyen de filtres à bandes en utilisant la méthode de lavage à
contre-courant, bien connue de l'homme de l'art, qui permet de limiter la consommation de solution de lavage et d'obtenir des liqueurs relativement concentrées avec des taux d'extraction très élevés. La concentration finale est de quelques grammes d'uranium par litre.
L'une des étapes les plus importantes du procédé qui vient d'être décrit est la digestion qui doit être effectuée pendant un temps suffisant dans des conditions de température, de volume et ~92364 de concentration de la solution d'attaque bien déterminées. De plus, dans bien des cas, le potentiel d'oxydo-réduction de cette solution doit être contralé, non pas seulement au début de l'atta-que mais, de préférence, au cours de celle-ci afin de créer les conditions les plus favorables à la solubilisation de l'uranium.
Les digesteurs statiques ou rotatifs ont l'inconvénient, dans la pratique industrielle, de présenter des dimensions considérables étant donné les quantités énormes de minerai qui doivent être traitées et les temps de séjour nécessaires. C'est ainsi que, pour traiter par exemple 50 t de minerai à l'heure, il faut un appareil capable de contenir 150 t si on désire un temps moyen - de séjour de 3 heures. La réalisation d'appareils d'un tel volume est très coûteuse et leur implantatlon sur des sites souvent très éloignés des voies de communication présente de grosses difficultés.
Il est difficile, par ailleurs, de concevoir des appareils basés sur un fonctionnement discontinu. Si, en effet, on remplit relativement facilement une capacité avec quelques dizaines ou quelques centaines de tonnes de matière broyée et humide, il est bien plus difficile ensuite d'extraire cette matière plus ou moins prise en masse pour l'envoyer à l'installation de lavage. De plus, en couche très épaisse, on contrôle mal les conditions de tempé-rature et les conditions optimales d'oxydation du mélangeO Enfin, dans des appareils statiques, les prohlèmes de corrosion par la solution d'attaque sont très sérieux.
Pour ces raisons, on préfère souvent réaliser des digesteurs continus en général tubulaires, dans lesquels le mélan-ge du minerai avec la solution d'attaque est introduit à une ex-trémité tandis que, après la période de digestion, le mélange sort à l'autre extrémité.
Un digesteur de ce type est, par exemple, constitué par un tube lisse d'environ 4 m de diamètre et 35 m de long à axe légèrement incliné sur l'horizontale. Ce tube est alimenté à

.'' lO9Z364 1'extrémité la plus haute à une cadence d'environ 40 à 50 t/heure de mélange qui s'écoule au même rythme à la sortie. Un taux de rem-plissage de 30 à 35 % soit 120 ~ 150 t de matière est obtenu par réglage du seuil de sortie. La rotation de ce tube permet d'assu-rer l'avancement de la matière d'une extrémité à l'autre.
L'expérience à montré cependant que, dans un tel tube digesteur, l'éboulement de la masse de minerai entraînée en rota-tion ne se produit pas de façon régulière, mais par à-coups à cause de la consistance pâteuse du mélange. Ces à-coups se transmettent au mécanisme d~entraînement qui est soumis ~ des surcharges bruta-les qui dépassent souvent les contraintes calculées. Des déforma-tions permanentes du tube peuvent même se produire. Ce matériel subit donc une usure importante avec, pour conséquence, des frais d'entretien élevés et un taux d'immobilisation non négligeable.
Par ailleurs il est extrêmement difficile, dans un tel digesteur, de contrôler correctement le potentiel d'oxydo-réduc-tion de la solution d'attaque. En effet, s'il est relativement facile de contrôler le potentiel redox par mise en suspension dans l'eau d'une petite quantité de minerai à la sortie du digesteur, il faut bien souvent pouvoir corriger ce potentiel au cours de la digestion elle-même, par addition d'une solution oxydante quand le minerai-contient des réducteurs. Il faut donc un dispositif d'introduction dans le digesteur, de solution oxydante, asservi à la mesure du potentiel redox.
Mais si la solution oxydante contient, par exemple, du chlorate de soude, elle sera presque complétement décomposée dans le cas de liattaque du minerai par une solution sulfurique concen-trée. Ceci veut dire qu'il faudrait implanter le dispositif d'in-troduction à l'intérieur du digesteur rotatif, à une certaine distance de l'entrée de façon que la concentration en acide sul-furique libre de la solution d'attaque ait fortement diminué.
Ceci présente de grandes difficultés qu'on ne sait pas bien ~2r _ S _ 10~92364 résoudre. On voit donc qu'un tel digesteur rotatif con-vient mal pour le traitement des minerais dans lesquels on doit ajouter un oxydant. Ces minerais sont, en particulier, ceux qui contiennent du fer à l'état ferreux, ce qui est un cas fréquent.
Pour éviter toutes ces difficultés, on a examiné la possibilité de réaliser la digestion dans des conditions tout ~
fait différentes. Il a semblé qu'il ne devait pas être nécessaire de mélanger en permanence la minerai avec la solution d'attaque et que si le mélange initial, qui dure quelques minutes seulement, était correctement fait, il serait inutile de poursuivre le malaxage. Il a paru aussi qu'il devait être préférable d'éviter d'accumuler le mélange en des couches de trop grande épaisseur,-ce qui peut nuire à un contrôle satisfaisant des conditions de réac-tion entre la solution d'attaque et le minerai. On a donc cherché
à réaliser un nouveau type de digesteur dans lequel on pourrait çontrôler le processus d'attaque au cours de son déroulement et l'ajuster si nécessaire en effectuant des additions convenables.
On a cherché aussi la possibilité d'adapter facilement les condi-tions d'attaque à la qualité des minerais ou à leur granulométrie, en agissant sur la~durée du processus, et aussi sur d'autres facteurs tels que la quantité et la concentration de la phase liquide et la température.
Le procédé qui fait l'objet de l'invention consiste de façon tout à fait inattendue à effectuer l'opération de digestion sur une courroie transporteuse, en établissant tout au long du parcours de celle-ci les conditions physicochimiques nécessaires pour atteindre le résultat visé.
Ainsi, la présente invention a pour premier objet un procédé de traitement de minerais d'uranium suivant la méthode dite "à sec" caractérisé en ce que le minerai, après avoir été
broyé de façon à ce que la majeure partie de ses grains soit rédui-te à des dimensions non inférieures à 0,1 mm, puis mélangé à un ~09Z364 réactif d'attaque, dont le volume n'est pas supérieur à la quantité
nécessaire pour réaliser une phase liquide continue, effectue un ou plusieurs séjours successifs d'une durée de l'ordre de une à
plusieurs heures sur une ou plusieurs courroies transporteuses dans des conditions déterminées de température et d'humidité, avant l'extraction par lavage de l'uranium solubilisé.
Un autre objet de la présente invention est un disposi-tif pour la mise en oeuvre de ce procédé, caractérisé en ce qu'il comporte une ou plusieurs courroies transporteuses permettant des temps de séjour du minerai de l'ordre de une à plusieurs heures et pourvues de moyens permettant de maintenir une température com-prise entre 60 et 100~C et de contrôler les conditions d'humidité
de l'atmosphère régnant au voisinage de la charge transportée.
On sait que de telles courroies peuvent être utilisées dans la fabrication des superphosphates, pour achever la réaction de formation de ces superphosphates après un broyage très poussé
du phosphate et un malaxage avec de l'acide sulfurique ou phospho-rique. Dans ces conditions, la réaction qui s'achève sur la courroie dure quelques minutes ou quelques dizaines de minutes seulement et ne nécessite que des conditions de mise en oeuvre relativement simples. Dans le cas présent, le temps de séjour sur la courroie est du même ordre de grandeur que celui qu'il faudrait dans un digesteur rotatif, c'est-à-dire, en général, plus d'une heure et de préférence 2 à 3 heures, éventuellement davantage.
La température du mélange sur la courroie doit être du même ordre de grandeur que celle qui règne dans un digesteur, c'est-à-dire, en général, comprise entre 60 et 100~C. Pour éviter des pertes excessives de chaleur et d'humidité, la courroie est recouverte d'un capotage isolant qui enferme de façon semi-étanche la charge qui est transportée par la courroie. Les exemples non limitatifs ci-après décrivent deux modes de mise en oeuvre -- _ l~9Z364 du procédé qui fait l'objet de l'invention.
Les figures suivantes permettent de mieux comprendre les caractéristiques du procédé et du dispositif utilisé pour sa mise en oeuvre.
La figure 1 représente en coupe transversale une courroie transporteuse, suivant l'invention, avec sa charge de mélange minerai + réactif et son capotage.
La figure 2 est une vue schématique d'ensemble de la courroie de la figure 1 avec son capotage et ses dispositifs de chargement et de déchargement.
La figure 3 représente une autre fa~on de réaliser le procédé suivant l'invention selon laquelle la courroie est divisée en deux tronc,ons successifs avec un mélangeur intermédiaire.
EXEMPLE 1 :
Comme on le voit sur la figure 1, la courroie sans fin tl), en caoutchouc est supportée sur sa largeur par cinq rouleaux (2), (3), (4), (5) et (6) qui lui donnent le profil en auge représenté. Cette courroie a 2,5 m de large, 100 m de long et défile à une vitesse d'environ 0,5 m/mn. Le temps de séjour de la charge sur la courroie est donc de l'ordre de 3 heures. Le minerai broyé grossièrement comme cela a été décrit au début, est additionné d'une solution aqueuse d'acide sulfurique contenant de l'ordre de 0,5 à 0,7 t de S04H2 par mètre cube suivant les carac-téristiques dudit minerai, à raison d'environ 0,1 m3 de solution par tonne de minerai.
Après un séjour de quelques minutes dans un mélangeur rotatif non représenté qui permet de disperser la solution acide au sein du minerai, celui-ci est déversé en continu au moyen de la trémie de chargement (8), dans la zone (9) de la courroie (1) située près du point de départ de celle-ci. Le débit de mélange est d'environ 50 t/h et sa température d'environ 60 à 100~C.
Il se répartit sur la courroie comme on le voit en (11) sous forme ~092364 d'une couche dont l'épaisseur dépend de la densité du minerai et de sa granulométrie. L'espacement et les dimensions des rouleaux porteurs ainsi que les caractéristiques de la courroie sont déter-minés de façon connue de l'homme de l'art, en fonction de la charge qui est de l'ordre de 1,7 t par mètre linéaire de courroie.
Le brin en retour de la courroie (1) est supporté par des rouleaux tels que (7) s'étendant sur toute la largeur. Le capotage est constitué par des panneaux sandwich (10) comportant des parois extérieures en acier inoxydable et un isolant interne tel que du plastique expansé. Les panneaux sont prolongés sur les côtés par des jupes souples en caoutchouc (12) et (13) qui obturent au moins partiellement l'espace existant entre les panneaux fixes et les bords de la courroie mobile de façon à réduire au minimum les échanges avec l'atmosphère extérieure. Le mélange (11) après avoir parcouru, en 3 heures environ, la distance qui sépare la zone de chargement (9) de l'extrémité supérieure, atteint cette dernière et se déverse dans la trémie de déchargement (14) qui permet de le transférer à l'installation de lavage non représentée.
Le mode de mise en oeuvre du procédé suivant l'inven-tion qui vient d'être décrit dans cet exemple permet de supprimer le digesteur rotatif, appareil encombrant et coûteux, difficile à transporter sur des sites éloignés des voies de communication, difficile également à entretenir et à réparer.
Le dispositif suivant l'invention qui le remplace est, au contraire, de conception simple, facile à montrer sur place et constitué d'éléments interchangeables qu'on peut remplacer en cas d'avarie. Il permet de plus d'effectuer la réaction entre le minerai et la solution d'attaque dans des conditions beaucoup plus favorables que par les techniques antérieures. En effet, ainsi que cela a été expliqué plus haut, il est possible d'a~uster les conditions opératoires en fonction des caractéristiques physicochimiques des minerais qu'on se propose d'utiliser et aussi _ g _ iO92364 des conditions de broyage et de mélange qui peuvent évoluer-en fonction des besoins. Il est possible aussi de modifier les conditions de température tout au long de la courroie; on peut envisager, en particulier, de réchauffer le mélange par exemple vers la partie supérieure de la courroie en injectant de la vapeur vive, ou encore en utilisant des panneaux chauffants comportant une circulation de fluide chaud dans une double paroi. Le temps de séjour sur la courroie peut aussi être facilement réglé en modifiant la vitesse de celle-ci.
Pour le traitement de certains types de minerais reduc-teurs, tels que ceux qui contiennent des sels ferreux, il est important de pouvoir introduire dans le mélange une solution oxydante permettant de porter l'uranium à la valence 6 pour faciliter sa mise en solution. On emploie, en général, du bioxyde de manganèse en poudre ou des solutions aqueuses contenant par exemple du chlorate de soude, ou du nitrate d'ammonium, ou de l'eau oxygénée, ou tout autre oxydant ou mélange d'oxydants conve-nable. Comme cela a été dit au début, il est bien souvent préféra-ble d'attendre, pour effectuer cette introduction, que la quantité
d'acide libre dans le mélange ait été fortement réduite. On peut, dans certains cas, envisager d'effectuer directement un arrosage du mélange sur la courroie à une certaine distance du point de départ au moyen de la solution oxydante. Il est, dans ce cas, difficile d'obtenir un mouillage convenable de la charge et on risque des écoulements importants de solution le long de la courroie.
Le deuxième mode de mise en oeuvre de l'invention suivant l'exem-ple ci-après permet d'éviter ces inconvénients.
EXEMPLE 2 :
Le mode de mise en oeuvre du procédé suivant l'inven-tion décrit, dans cet exemple s'applique à des minerais de carac-téristiques physicochimiques comparables à celles des minerais dont on vient de décrire le traitement sur courroie mais qui lO9Z3~4 contiennent des réducteurs tels que des sels ferreux.
Après broyage grossier d'un tel minerai réducteur dans les conditions qui ont été décrites au début, celui-ci est imprégné
d'une solution aqueuse d'acide sulfurique contenant 0,5 ~ 0,7 t de H2S04 par mètre cube suivant les caractéristiques physicochimiques dudit minerai à raison de 0,1 m3 de solution par tonne de minerai.
Après mélange dans les conditions décrites dans l'exemple 1, on déverse le minerai imprégné d'acide (voir figure 3) au moyen d'une trémie (15) sur une courroie (16) de 2,5 m de large, 30 m de longueur utile et défilant à 0,5 m/mn . Le débit de mélange est d'environ 50 t/heure et sa température à l'entrée de 60 à 100~C.
Le temps de parcours sur cette courroie est de l'ordre de 1 h. Un capotage (17) ayant des caractéristiques analogue ~ celles décri-tes dans l'exemple 1, permet de réduire ou de compenser les dé-perditions de chaleur ou d'humidité de la charge. A la sortie de la courroie (16), le mélange est déversé par la trémie (18) dans un mélangeur rotatif (19) de type connu, comparable à celui utilisé
pour réaliser le mélange initial. On introduit simultanément dans ce mélangeur, au moyen de la canalisation (20) qui pénètre dans la trémie (18) une solution oxydante de chlorate de soude dont la concentration en chlorate est ajustée en fonction de la teneur du minerai en éléments réducteurs. Cet ajustage est effec-tué de facon à obtenir au moment du lavage du minerai une solution d'uranium présentant un potentiel d'oxydo-réduction bien déterminé.
La quantité de solution oxydante à introduire ainsi dépend des caractéristiques du mélange broyé. Elle doit être telle qu'il n'y ait pas d'excès important de liquide par rapport à la quantité
qui peut être retenue par le mélange. Elle doit être cependant suffisante pour permettre une bonne imprégnation , pour cela, il y a intérêt à ce que la quantité de liquide introduite ne soit que peu inférieure à la quantité nécessaire pour créer au sein du soli-de une phase liquide continue.

Des essais pratiques simples permettent de déterminer la quantité optimale de solution en fonction des caractéristiques du minerai et de la quantité de solution d'attaque déjà introdui-te. Elle est, en général, de l'ordre de 30 à 50 litres par tonne de minerai. Après quelques minutes de séjour dans le mélangeur (19), le produit est déversé par la trémie (21) sur la courroie (22). Celle-ci a des caractéristiques comparables à,celles de la courroie (16) sauf, dans ce cas-ci, la longueur. Elle comporte comme elle un capotage (23); sa vitesse de défilement est la même et sa longueur utile est de 60 mètres. Après environ 2 heures de séjour, le mélange est déversé dans la trémie (24) qui le conduit à l'installation de lavage non représentée.
On voit que les dispositions adoptées permettent d'adap-ter de façon très efficace le procédé de digestion sur courroie au traitement de minerais réducteurs. Le mélange rotatif intermé-diaire (19) qui permet l'introduction de la solution oxydante est un appareil dont la capacité, comme celle du mélangeur ini-tial, peut être,limitée à quelques tonnes seulement de produit, étant donné que le temps de séjour peut être limité aux quelques minutes nécessaires pour que la solution soit suffisamment répartie au sein du mélange pour éviter les écoulements à l'extérieur et faciliter la diffusion ultérieure. Cette imprégnation intermédi-aire peut être faite par d'autres moyens qu'un mélangeur rotatif.
On peut, en particulier, effectuer le mouillage du mélange sur filtre. Dans ce cas, le mélange qui a subi une première phase de digestion sur une première courroie est déversé sur un filtre à bande mobile sur lequel il est arrosé par la solution oxydante.
Les quantités de solution qui passent à travers le filtre sont reprises par pompe et pulvérisées ~ nouveau sur le mélange. Com-me dans le cas précédent, on ajuste les quantités de solutionintroduites de façon que la phase liquide soit retenue de fa~con pratiquement intégrale par le mélange, et on ajuste aussi la concentration en oxydant de cette solution, de fa~on que le potentiel d'oxydoréduction soit maintenu au niveau désiré, au moment de l'extraction par lavage de la solution contenant l'uranium. Au sortir du filtre à bande, le mélange tombe sur une deuxième courroie sur laquelle a lieu la deuxième phase de la digestion puis il est ensuite envoyé au lavage pour extraire l'uranium solubilisé.
Le lavage peut être effectué par toutes méthodes classi-ques dont le choix peut dépendre, dans une certaine mesure, des caractéristiques physicochimiques du minerai et des conditions locales. Comme cela a été dit plus haut, on peut en particulier utiliser la méthode bien connue du lavage à contre-courant sur filtre à bande, précédée ou non d'une mise en suspension du mélange dans une solution continue dans une cuve agitée. Mais il est apparu, comme particulièrement intéressant de combiner le procédé
de digestion sur bande qui fait l'objet de l'invention avec le procédé très ancien de lavage en tas.
Dans ce cas en effet, le mélange, après digestion sur la bande, est déversé sur une aire préparée de façon à former un tas et c'est ce tas qui sera lavé. Cette fa~on de faire est particulièrement intéressante dans le cas où, comme dans l'exemple 2, un oxydant doit être ajouté au mélange de minerai et de réactif d'attaque. On peut alors effectuer sur courroie seulement la première phase de la digestion nécessaire pour réduire la concen-tration en acide libre avant l'addition de l'oxydant. On supprime alors'la deuxième phase de digestion sur courroie et le mélange auquel a été ajoutée la solution oxydante est entass~ sur une aire aménagée. Il s'agit, par exemple, d'un sol en pente douce qui a été préalablement étanché au moyen d'une feuille de plastique par exemple, puis recouvert d'une couche filtrante constituée par exemple par des cailloux convenablement concassés. On réalise sur cette aire un tas de mélange qui peut atteindre une épaisseur de l'ordre de 10 à 20 mètres. Ce tas est, de préférence, construit de façon à présenter à la partie supérieure une arête horizontale, les parois latérales du tas se raccordant à cette arête suivant des pentes dont l'inclinaison est celle qui correspond ~ l'éboule-ment naturel du mélange. Le lavage est effectué en arrosant à
circuit ouvert le tas, le long de l'arête supérieure au moyen d'une eau en général légèrement acidulée, avec un débit tel qu'on maintient une imprégnation totale du mélange tout en s'arrangeant pour que le ruissellement superficiel pénètre presque complètement à l'intérieur du tas avant de rejoindre le sol. Un tel lavage dont la durée dépend de la porosité du mélange et de la hauteur du tas dure généralement plusieurs jours. La solution recueillie à la base a une concentration très forte initialement puis qui décroît peu à peu. On arrête en général le lavage lorsque au molns 99 %
de l'uranium solubilisé a été récupéré. Le tas de minerai épuisé
peut être évacué ou bien, de préférence, abandonné sur place.
On comprend que l'utilisation de cette méthode de lavage permet d'éviter la deuxième phase de digestion sur courroie, étant donné
que la digestion s'effectuera pendant la construction du tas qui durera en général plusieurs jours et éventuellement plusieurs semaines.
On voit que le procédé de digestion sur bande suivant l'invention est extrêmement simple et se prête à un grand nombre de variantes d'exécution. Il est ainsi possible d'adapter ce procédé aux caractéristiques physicochimiques des minerais qu'on se propose de traiter et aussi aux conditions locales qui sont rencontrces.
Il n'y a pas en principe de limitation de tonnage dans le procédé de digestion sur courroie. On réalise, en effet, facilement des courroies pouvant supporter des charges de l'ordre de 2 t par m~tre. On voit que ceci permet un débit de 60 t/h pour une courroie circulant à 0,5 m/mn . En doublant la vitesse '' 10923~;4 on pourrait atteindre des débits de 120 t/h. Le temps de séjour sur une courroie de 100 m serait ramené à 1 h 1/2. Si une durée supérieure était nécessaire, on pourrait allonger la courroie ou placer en série une deuxième courroie. On voit donc que les capacités possibles sont considérables. On peut enfin envisager d'utiliser pour la courroie des matériaux plus résistants que le caoutchouc naturel ou synthétique et, par exemple, des bandes articulées constituées par des élements métalliques résistant à la corrosion ; tels que certains aciers inoxydables ou certaines fontes spéciales. On peut penser aussi à des composites métal caoutchouc. En substituant ainsi au caoutchouc un matériau beaucoup plus résistant, on peut envisager d'augmenter considéra-blement l'épaisseur de la couche de minerai, ce qui pourra per-mettre d'accroître le débit ou de réduire la longueur du parcours.
Dans ce cas, il ne sera plus possible d'utiliser comme support une seule surface mobile creusée en forme de gouttière. Il faudra faire appel à une bande mobile composée d'éléments articulés qui sera encadrée de chaque côté par des parois inclinées ou verticales elles-mêmes mobiles qui pourront être soit des éléments articulés, soit peut-être des bandes en caoutchouc si elles ne subissent pas de contraintes trop élevées. Le capotage nécessaire pour réduire l'évaporation et les pertes thermiques sera alors en contact seulement avec les extrémités supérieures des parois latérales. Il pourra se composer lui aussi d'éléments fixes ou mobiles. L'épaisseur de mélange circulant sur la bande mobile pourra alors atteindre des épaisseurs de l'ordre de 1 à 2 m et mcmc ~vcntucllement davantagc.
Cette solution aurait pour principal avantage de réduire fortement la longueur du dispositif au prix cependant d'une plus grande complexité.
~ 15 -

Claims (5)

Les réalisations de l'invention, au sujet desquelles un droit exclusif de propriété ou de privilège est revendiqué, sont définies comme il suit :

1. Procédé de traitement de minerais d'uranium suivant la méthode dite "à sec" caractérisé en ce que le minerai, après avoir été broyé de façon à ce que la majeure partie de ses grains soit réduite à des dimensions non inférieures à 0,1 mm, puis mélangé à un réactif d'attaque, dont le volume n'est pas supérieur à la quantité nécessaire pour réaliser une phase liquide continue, effectue un ou plusieurs séjours successifs d'une durée de l'ordre de une à plusieurs heures sur une ou plusieurs courroies transpor-teuses dans des conditions déterminées de température et d'humidité, avant l'extraction par lavage de l'uranium solubilisé.

2. Procédé suivant la revendication 1, caractérisé en ce que un réactif oxydant est ajouté au mélange de minerai et de réactif d'attaque après un séjour de l'ordre de une à deux heures sur une ou plusieurs courroies transporteuses.

3. Procédé suivant la revendication 2, caractérisé
en ce que, après avoir ajouté le réactif oxydant, celui-ci est dispersé par un moyen convenable dans le minerai qui effectue ensuite un deuxième séjour de une à plusieurs heures sur une ou plusieurs courroies transporteuses, avant extraction par lavage de l'uranium solubilisé.

4. Procédé selon l'une des revendications 1, 2 ou 3, caractérisé en ce que, avant l'extraction par lavage de l'uranium solubilisé, le minerai est entassé sur une aire préparée afin d'opérer cette extraction.

5. Dispositif pour la mise en oeuvre d'un procédé
de traitement de minerais d'uranium, caractérisé en ce qu'il comporte une ou plusieurs courroies transporteuses permettant des temps de séjour du minerai de l'ordre de une a plusieurs heures et pourvues de moyens permettant de maintenir une température comprise entre 60 et 100°C et de contrôler les conditions d'humidité de l'atmosphère régnant au voisinage de la charge transportée.