FR3008425A1

FR3008425A1 - PROCESS FOR PURIFYING NIOBIUM AND / OR TANTALE

Info

Publication number: FR3008425A1
Application number: FR1356738A
Authority: FR
Inventors: Florent Delvalee; Fatima Lachaize; Valerie Weigel
Original assignee: Eramet SA
Current assignee: Eramet SA
Priority date: 2013-07-09
Filing date: 2013-07-09
Publication date: 2015-01-16
Anticipated expiration: 2033-07-09
Also published as: FR3008425B1; CA2916921A1; WO2015004375A1

Abstract

La présente invention concerne un procédé de purification du niobium et/ou du tantale à partir d'un minerai ou d'un concentré de niobium et/ou tantale contenant du titane et/ou du fer, le procédé comprenant les étapes suivantes : a) conversion sodique d'un minerai ou concentré de niobium et/ou tantale contenant du titane et/ou du fer par ajout d'une solution de NaOH concentrée à une température comprise entre 50°C et 150°C ; b) séparation solide/liquide et récupération du solide obtenu à l'étape a) ; c) lavage du solide récupéré à l'étape b) avec une solution aqueuse contenant au plus 30g/L de NaOH et récupération du solide lavé ; d) ajout d'eau de façon à dissoudre le niobium et/ou tantale ; e) séparation solide/liquide et récupération de la solution aqueuse contenant le niobium et/ou tantale obtenue à l'étape d); f) acidification de la solution aqueuse obtenue l'étape e) jusqu'à un pH compris entre 1 et 5, avantageusement entre 3 et 4, de façon à précipiter le niobium et/ou tantale ; g) séparation solide/liquide et récupération du précipité de niobium et/ou tantale purifié obtenu à l'étape f).The present invention relates to a method for purifying niobium and / or tantalum from a niobium and / or tantalum ore or concentrate containing titanium and / or iron, the process comprising the following steps: sodium conversion of a niobium and / or tantalum ore or concentrate containing titanium and / or iron by addition of a concentrated NaOH solution at a temperature of between 50 ° C and 150 ° C; b) solid / liquid separation and recovery of the solid obtained in step a); c) washing the solid recovered in step b) with an aqueous solution containing at most 30 g / l of NaOH and recovery of the washed solid; d) adding water to dissolve niobium and / or tantalum; e) solid / liquid separation and recovery of the aqueous solution containing niobium and / or tantalum obtained in step d); f) acidifying the aqueous solution obtained in step e) to a pH of between 1 and 5, advantageously between 3 and 4, so as to precipitate niobium and / or tantalum; g) solid / liquid separation and recovery of the purified niobium and / or tantalum precipitate obtained in step f).

Description

La présente invention concerne la purification du niobium et/ou du tantale 5 contenu dans un minerai ou concentré. Elle concerne également l'obtention de niobium et/ou tantale de pureté élevée avec un rendement élevé. Le tantale et le niobium sont des métaux ayant une très grande résistance à la chaleur et à la corrosion et qui sont utilisés industriellement de façon très large 10 dans des alliages métalliques. De plus, récemment, la demande en niobium et/ou tantale pur a augmenté en raison de leur utilisation entre autres dans des électrodes ou des composants optiques. A l'état naturel, le niobium (Nb) et le tantale (Ta) sont souvent associés dans des minéraux complexes, tels que le pyrochlore, la colombite, la tantalite, la 15 colombo-tantalite et la loparite. Les minerais ou concentrés de minerai contenant ces minéraux sont susceptibles de renfermer également de l'uranium et des terres rares, mais également du fer et du titane. A ce jour, la production de niobium est principalement réalisée par un procédé d'enrichissement par flottation de pyrochlore, combiné à un traitement 20 pyrométallurgique en four d'aluminothermie (Minerais Engineering, Volume 14, Number 1, January 2001, pp 99-105 (7) : "Kinetics of Pyrochlore Flotation from Araxa Minerai Deposits " par Oliveira J.F.; Saraiva S.M.; Pimenta J.S.; Oliveira A.P.A. ; Mining Magazine, February 1982 : "Araxa niobium mine"). Des alternatives à ce procédé, pour la production de niobium et de tantale, 25 consistent essentiellement en des procédés d'attaque par action d'acide fluorhydrique, sur des concentrés portés par des phases minérales chimiquement réfractaires, telles que la tantalite et la colombo-tantalite ("Extractive Metallurgy of Niobium (Chapter 2 : Sources and their treatment procedures" par C.K. Gupta et A.K. Suri, CRC Press, London, pages 49-62)). Des procédés, qui n'ont pas recours à l'acide fluorhydrique, basés sur l'emploi d'acide sulfurique, ont également été décrits dans la littérature. Ils requièrent généralement un grillage acide ou sulfatant, combiné à une mise en solution du niobium et/ou du tantale dans un milieu très acide (H2504 > 35 % pds/pds) (US 3 087 809), ou dans un milieu contenant soit des acides carboxyliques (US 2 481 584), soit des ions ammonium (Tsvetnye Metally/non-ferrous metals, 1986, Vol. 27, n° 11, pages 61-62 : "Industrial tests and introduction of the sulphate extraction technology for the processing of 10w-grade tantalum- niobium concentrates", par A.I. Karpukhin, G.I. Il'ina, V.G. Kharlov, A.I. Usenko et Yu. G. Popov). La demande de brevet WO 2012/093170 décrit également la lixiviation du minerai de pyrochlore, en particulier du minerai issu du gisement de Mabounié, situé au Gabon, par mise en solution quantitative des éléments de valeur (Nb, terres rares (TR), Ta et U). Le lixiviat obtenu contient non seulement du Nb et/ou du Ta mais également du fer, en particulier du fer ferrique (Fe III), de l'aluminium (AI), du titane (Ti) et des phosphates (P). Il est donc nécessaire de purifier le produit obtenu. Différents procédés de purification sont décrits dans l'art antérieur.The present invention relates to the purification of niobium and / or tantalum contained in ore or concentrate. It also relates to obtaining niobium and / or tantalum of high purity with a high yield. Tantalum and niobium are metals having a very high resistance to heat and corrosion and which are used industrially very broadly in metal alloys. In addition, recently the demand for niobium and / or pure tantalum has increased due to their use inter alia in electrodes or optical components. In the natural state, niobium (Nb) and tantalum (Ta) are often associated in complex minerals, such as pyrochlore, colombite, tantalite, colombo-tantalite and loparite. Ores or ore concentrates containing these minerals are likely to also contain uranium and rare earths, but also iron and titanium. To date, the production of niobium is mainly carried out by a pyrochlore flotation enrichment process, combined with an aluminothermic furnace pyrometallurgical treatment (Minerals Engineering, Volume 14, Number 1, January 2001, pp 99-105). (7): "Kinetics of Pyrochlore Flotation from Araxa Ore Deposits" by Oliveira JF, Saraiva SM, Pimenta JS, Oliveira APA, Mining Magazine, February 1982: "Araxa niobium mine"). Alternatives to this process, for the production of niobium and tantalum, consist essentially of hydrofluoric acid etching processes on concentrates carried by chemically refractory mineral phases, such as tantalite and columbine. tantalite ("Extractive Metallurgy of Niobium" (CK Gupta and AK Suri, CRC Press, London, pages 49-62)). Methods which do not use hydrofluoric acid, based on the use of sulfuric acid, have also been described in the literature. They generally require acidic or sulphate roasting, combined with dissolution of niobium and / or tantalum in a highly acid medium (H2504> 35% w / w) (US 3,087,809), or in a medium containing either carboxylic acids (US 2,481,584), or ammonium ions (Tsvetnye Metally / non-ferrous metals, 1986, Vol.27, No. 11, pp. 61-62: "Industrial tests and introduction of sulphate extraction technology for processing of 10w-grade tantalum-niobium concentrates ", by AI Karpukhin, GI Il'ina, VG Kharlov, AI Usenko and Yu. G. Popov). The patent application WO 2012/093170 also describes the leaching of pyrochlore ore, in particular ore from the Mabounié deposit, located in Gabon, by quantitative solution of the valuable elements (Nb, rare earths (TR), Ta and you). The leachate obtained contains not only Nb and / or Ta but also iron, in particular ferric iron (Fe III), aluminum (Al), titanium (Ti) and phosphates (P). It is therefore necessary to purify the product obtained. Various purification methods are described in the prior art.

Ainsi par exemple la demande de brevet FR2075933 décrit un procédé de récupération de niobium de pureté élevée à partir d'un concentré de niobium cuit avec l'acide sulfurique par traitement avec de l'ammoniaque ou un hydroxyde de métal alcalin à un pH supérieur à 7 et à une température supérieure à 25 °C, suivie d'un grillage du mélange ainsi obtenu et de sa lixiviation par de l'eau afin d'obtenir une solution contenant le niobium avant la précipitation des composés de niobium. Toutefois, pour effectuer le grillage d'une masse humide, il est nécessaire d'utiliser beaucoup d'énergie. Le procédé est donc coûteux industriellement parlant. En outre, pour éliminer le titane, il est nécessaire de rajouter une étape supplémentaire de lixiviation sous pression atmosphérique dans des conditions réductrices. Le brevet US2953453 décrit un procédé de récupération de niobium comprenant une étape de traitement de fusion à la soude du minerai de colombite ou de traitement avec de l'acide sulfurique ou avec de l'acide fluorhydrique. Le produit ainsi obtenu est sujet à différentes opérations de lixiviation afin d'éliminer les contaminants : tout d'abord un lavage à l'eau puis un lavage avec une solution d'hydroxyde de sodium à 1M avant une lixiviation acide réductrice (acide chlorhydrique ou nitrique et poudre de fer). C'est cette dernière lixiviation qui permet de supprimer le titane. Le produit obtenu est ensuite mis en contact avec de l'acide fluorhydrique pour récupérer Nb et Ta. Le procédé décrit est donc long et produit beaucoup d'effluents. En outre il est couteux en énergie et il nécessite l'utilisation d'HF ce qui est cher et toxique. Le brevet US3058825 décrit un procédé pour récupérer du niobium et du tantale à partir de minerais ou de concentré de minerai. Il utilise une lixiviation sous pression en milieu KOH concentré de colombite pour solubiliser les niobates et tantalates. Ils sont ensuite précipités par ajout d'un sel de sodium et lavés avec une solution sodique. Le précipité est éventuellement hydrolysé par une solution acide. Le problème est que les solutions de KOH ne sont pas recyclables et que le KOH est cher. En outre il est nécessaire de contrôler de façon stricte la quantité de KOH utilisée sous peine de former un sel insoluble. Le brevet US4182744 décrit un procédé d'extraction de niobium et de tantale à partir de minerai de bario-pyrochlore par traitement avec du CaCl2 aux environs de 1000 °C. Le calcio-pyrochlore ainsi formé est ensuite traité par fusion à la soude en présence d'un sel fluoré. La masse obtenue après refroidissement est broyée et lavée à l'eau avant d'être lavé à l'acide chlorhydrique à 2,5 mol/L. Ce procédé nécessite deux fusions ce qui est couteux énergétiquement parlant.For example, patent application FR2075933 describes a method of recovering niobium of high purity from a niobium concentrate cooked with sulfuric acid by treatment with ammonia or an alkali metal hydroxide at a pH greater than 7 and at a temperature above 25 ° C, followed by roasting the mixture thus obtained and its leaching with water to obtain a solution containing the niobium before the precipitation of the niobium compounds. However, to roast a wet mass, it is necessary to use a lot of energy. The process is therefore industrially expensive. In addition, to remove the titanium, it is necessary to add an additional leaching step under atmospheric pressure under reducing conditions. US Pat. No. 2,953,453 discloses a niobium recovery process comprising a soda melting step of colombite ore or treatment with sulfuric acid or with hydrofluoric acid. The product thus obtained is subject to various leaching operations in order to eliminate the contaminants: firstly washing with water and then washing with 1M sodium hydroxide solution before reducing acidic leaching (hydrochloric acid or nitric and iron powder). It is this last leaching which makes it possible to remove the titanium. The product obtained is then brought into contact with hydrofluoric acid to recover Nb and Ta. The method described is therefore long and produces a lot of effluents. In addition it is expensive in energy and it requires the use of HF which is expensive and toxic. US3058825 discloses a process for recovering niobium and tantalum from ores or ore concentrate. It uses pressure leaching in concentrated KOH colombite medium to solubilize niobates and tantalates. They are then precipitated by addition of a sodium salt and washed with a sodium solution. The precipitate is optionally hydrolysed with an acidic solution. The problem is that KOH solutions are not recyclable and that KOH is expensive. In addition it is necessary to strictly control the amount of KOH used under penalty of forming an insoluble salt. US4182744 discloses a process for extracting niobium and tantalum from bario-pyrochlore ore by treatment with CaCl2 at about 1000 ° C. The calcio-pyrochlore thus formed is then treated by melting with sodium hydroxide in the presence of a fluorinated salt. The mass obtained after cooling is ground and washed with water before being washed with hydrochloric acid at 2.5 mol / l. This process requires two fusions which is expensive energetically speaking.

La demande JP2004224619 décrit un procédé de purification d'oxyde de tantale ou de niobium de façon à le séparer de l'aluminium et du silicium présent par utilisation de soude à une concentration comprise entre 2 et 20 mol/L, à une température comprise entre 100 et 300 °C, avantageusement entre 150 et 250 °C, et une pression comprise entre 0,1 et 30 MPa. Toutefois ce procédé ne permet pas d'éliminer le titane ni le fer si celui-ci est présent dans le minerai initial. En outre la température et la pression préconisées sont très élevées ce qui est cher économiquement parlant. Ainsi donc il est nécessaire de trouver un procédé permettant de purifier le niobium et le tantale du fer et/ou du titane présents dans les minerai ou concentrés de minerai, sans utilisation de lixiviation réductrice qui nécessite une consommation importante de réactifs et rallonge le procédé, sans utilisation de fusion ce qui permettrait des économies d'énergie et sans utilisation de produits fluorés ou de KOH qui sont couteux, toxiques et couteux à éliminer.JP2004224619 discloses a method of purifying tantalum oxide or niobium so as to separate it from aluminum and silicon present by using sodium hydroxide at a concentration of between 2 and 20 mol / L, at a temperature between 100 and 300 ° C, preferably between 150 and 250 ° C, and a pressure between 0.1 and 30 MPa. However, this process does not eliminate titanium or iron if it is present in the original ore. In addition, the temperature and pressure recommended are very high which is economically expensive. Thus, it is necessary to find a process for purifying niobium and tantalum from iron and / or titanium present in ore or ore concentrates, without the use of reductive leaching which requires a large consumption of reagents and lengthens the process, without the use of fusion which would save energy and without the use of fluorinated products or KOH which are expensive, toxic and expensive to eliminate.

Les inventeurs ont découvert de façon surprenante un tel procédé qui permettait d'obtenir du niobium et/ou du tantale purifié avec un bon rendement de purification.The inventors have surprisingly discovered such a process which made it possible to obtain niobium and / or purified tantalum with a good purification yield.

La présente invention concerne donc un procédé de purification du niobium et/ou du tantale à partir d'un minerai ou d'un concentré de niobium et/ou tantale contenant du titane et/ou du fer, le procédé comprenant les étapes suivantes : a) conversion sodique d'un minerai ou concentré de niobium et/ou tantale contenant du titane et/ou du fer par ajout d'une solution de NaOH concentrée à une température comprise entre 50°C et 150°C (en effet au-delà de 150°C et en dessous de 50°C, les rendements chutent), avantageusement à une température comprise entre 90 et 130 °C ; b) séparation solide/liquide et récupération du solide obtenu à l'étape a) ; c) lavage du solide récupéré à l'étape b) avec une solution aqueuse contenant au plus 30g/L de NaOH et récupération du solide lavé ; d) ajout d'eau de façon à dissoudre le niobium et/ou tantale ; e) séparation solide/liquide et récupération de la solution aqueuse contenant le niobium et/ou tantale obtenue à l'étape d); f) acidification de la solution aqueuse obtenue l'étape e) jusqu'à un pH compris entre 1 et 5, avantageusement entre 3 et 4, en particulier 4, de façon à précipiter le niobium et/ou tantale ; g) séparation solide/liquide et récupération du précipité de niobium et/ou tantale purifié obtenu à l'étape f). Le minerai ou concentré de niobium et/ou tantale traité selon l'invention peut bien évidemment consister en, respectivement, un mélange de minerais ou un mélange de concentrés. De surcroit, la matière première traitée peut aussi consister en un mélange mixte minerai(s)/concentré(s), que l'homme du métier qualifie généralement aussi de minerai ou concentré selon ses teneurs en niobium/tantale. On comprend que l'invention concerne donc le traitement d'une matière première choisie parmi les minerais, les concentrés de niobium et/ou tantale et leurs mélanges, de façon avantageuse d'invention concerne le traitement de concentré de niobium et/ou tantale, en particulier contenant entre 6 et 26% en masse de niobium et/ou tantale, plus particulièrement entre 6 et 25 °A) en masse niobium, avantageusement entre 8 et 24% en masse niobium, et entre 0 et 1 °A) en masse de tantale, avantageusement entre 0,1 et 0,5% en masse de tantale, encore plus particulièrement il contient uniquement du niobium, en particulier il contient un mélange de tantale et niobium. Le concentré de niobium et/ou tantale peut être de tout type. Il peut notamment s'agir d'un concentré minéralurgique, résultant d'un enrichissement physique ou d'un concentré résultant d'un enrichissement chimique (tel un résidu de lixiviation). Ainsi, selon une variante, le procédé de l'invention comprend, en amont de l'étape a), un enrichissement du minerai ou concentré de niobium et/ou tantale à traiter. Un tel enrichissement peut être un enrichissement physique basé sur toute méthode classique d'enrichissement physique d'un matériau solide, par exemple il peut consister en une séparation magnétique basse intensité (pour écarter la magnétique) ou en une flottation (du type flottation silice ou flottation apatite).The present invention thus relates to a process for purifying niobium and / or tantalum from a niobium and / or tantalum ore or concentrate containing titanium and / or iron, the process comprising the following steps: ) sodium conversion of a niobium and / or tantalum ore or concentrate containing titanium and / or iron by adding a solution of concentrated NaOH at a temperature of between 50 ° C and 150 ° C (indeed beyond at 150 ° C. and below 50 ° C., the yields fall), advantageously at a temperature of between 90 and 130 ° C .; b) solid / liquid separation and recovery of the solid obtained in step a); c) washing the solid recovered in step b) with an aqueous solution containing at most 30 g / l of NaOH and recovery of the washed solid; d) adding water to dissolve niobium and / or tantalum; e) solid / liquid separation and recovery of the aqueous solution containing niobium and / or tantalum obtained in step d); f) acidifying the aqueous solution obtained in step e) to a pH of between 1 and 5, advantageously between 3 and 4, in particular 4, so as to precipitate niobium and / or tantalum; g) solid / liquid separation and recovery of the purified niobium and / or tantalum precipitate obtained in step f). The ore or concentrate of niobium and / or tantalum treated according to the invention may of course consist of, respectively, a mixture of ores or a mixture of concentrates. In addition, the treated raw material may also consist of a mixed mixture of ore (s) / concentrate (s), which the skilled person also usually qualifies as ore or concentrate according to its niobium / tantalum contents. It is understood that the invention therefore relates to the treatment of a raw material selected from ores, niobium and / or tantalum concentrates and mixtures thereof, advantageously of the invention relates to the treatment of niobium and / or tantalum concentrate, in particular containing between 6 and 26% by weight of niobium and / or tantalum, more particularly between 6 and 25 ° A) in niobium mass, advantageously between 8 and 24% by mass niobium, and between 0 and 1 ° A) by mass tantalum, advantageously between 0.1 and 0.5% by weight of tantalum, more particularly it contains only niobium, in particular it contains a mixture of tantalum and niobium. The niobium and / or tantalum concentrate can be of any type. It can in particular be a mineralurgical concentrate, resulting from a physical enrichment or a concentrate resulting from a chemical enrichment (such as a leach residue). Thus, according to one variant, the process of the invention comprises, upstream of step a), enrichment of the ore or concentrate of niobium and / or tantalum to be treated. Such enrichment can be a physical enrichment based on any conventional method of physical enrichment of a solid material, for example it can consist of a low-intensity magnetic separation (to remove the magnetic) or a flotation (of the silica flotation type or flotation apatite).

Le procédé décrit ci-dessus, pour la purification du niobium et/ou du tantale, convient pour traiter tout minerai ou concentré renfermant du niobium et/ou tantale. Ce minerai ou concentré se trouve sous forme solide. Il convient notamment pour traiter minerais et concentrés, le minerai en cause étant choisi parmi les minerais des groupes pyrochlore (de formule générale : A2B206(0,0H,F) avec A= U, TR, Na, Ca, Ba, Th, Bi (notamment) et B= Nb, Ta, Ti, Fe (notamment)), colombite, tantalite, colombo-tantalite, loparite, euxenite, smarskite, perovskite, fergusonite et leurs mélanges. De tels minerais et concentrés contiennent du fer et/ou du titane. Avantageusement, il s'agit de minerai de pyrochlore ou de colombite ou de concentré de niobium et/ou tantale issu de ces minerais. De façon avantageuse il s'agit de minerai de pyrochlore, en particulier du minerai issu du gisement de Mabounié, situé au Gabon, ou de concentré de niobium et/ou tantale obtenus à partir de ce minerai, de façon encore plus avantageuse de concentré de niobium et/ou tantale obtenus à partir de ce minerai.The method described above, for the purification of niobium and / or tantalum, is suitable for treating any ore or concentrate containing niobium and / or tantalum. This ore or concentrate is in solid form. It is particularly suitable for treating ores and concentrates, the ore in question being chosen from the ores of the pyrochlore groups (of general formula: A2B206 (0,0H, F) with A = U, TR, Na, Ca, Ba, Th, Bi (especially) and B = Nb, Ta, Ti, Fe (especially)), colombite, tantalite, colombo-tantalite, loparite, euxenite, smarskite, perovskite, fergusonite and mixtures thereof. Such ores and concentrates contain iron and / or titanium. Advantageously, it is ore pyrochlore or colombite or niobium concentrate and / or tantalum from these ores. Advantageously, it is pyrochlore ore, in particular ore from the Mabounié deposit located in Gabon, or niobium and / or tantalum concentrate obtained from this ore, and even more advantageously from concentrate of pyrochlore ore. niobium and / or tantalum obtained from this ore.

En particulier ce minerai ou concentré de niobium et/ou tantale contient du fer et/ou du titane, plus particulièrement il contient entre 2 et 15 °A) en masse de titane, avantageusement entre 4 et 13% en masse, et/ou entre 5 et 10 °A) en masse de fer, encore plus particulièrement il contient du fer et du titane, de façon plus particulière entre 2 et 15 °A) en masse de titane, avantageusement entre 4 et 13% en masse, et entre 5 et 10 °A) en masse de fer. Avantageusement le concentré ou minerai de niobium et/ou tantale de l'étape a) contient entre 6 et 26% en masse de niobium et/ou tantale (plus 5 particulièrement entre 6 et 25 °A) en masse niobium, avantageusement entre 8 et 24% en masse niobium, et entre 0 et 1 °A) en masse de tantale, avantageusement entre 0,1 et 0,5% en masse de tantale), entre 2 et 15 °A) en masse de titane, avantageusement entre 4 et 13% en masse, et entre 5 et 10 °A) en masse de fer et son rendement de purification est d'au moins 55%, 10 avantageusement d'au moins 60%, plus avantageusement d'au moins 65%, en particulier d'au moins 70 °/0. En particulier le minerai ou concentré de niobium et/ou tantale contient en outre de l'aluminium, avantageusement en une teneur inférieure à 2 °A) en masse, du phosphore, avantageusement en une teneur comprise entre 3 et 12 15 °A) en masse, avantageusement entre 4 et 11% en masse, du zirconium, avantageusement en une teneur inférieure à 2 °A) en masse, du soufre, avantageusement en une teneur comprise entre 1 et 4 °A) en masse, du silicium, avantageusement en une teneur inférieure à 2 °A) en masse, et/ou des éléments radioactifs, en particulier U et/ou Th, avantageusement en une teneur 20 inférieure à 1 °A) en masse chacun. Dans un autre mode de réalisation particulier de la présente invention, le minerai ou concentré de niobium et/ou tantale a la composition suivante : - Niobium (de 6 à 25 °A) massique, avantageusement de 8 à 24% massique) 25 - Tantale (de 0 à 1 °A) massique, avantageusement de 0,1 à 0,5% massique) - Titane (de 2 à 15 °A) massique, avantageusement de 4 à 13% massique) - Phosphore (de 3 à 12 °A) massique, avantageusement de 4 à 11% massique) - Soufre (de 1 à 4 °A) massique) - Fer (de 5 à 8 °A) massique) - Aluminium (moins de 2 °A) massique) - Zirconium (moins de 2 °A) massique) - Silicium (moins de 2 °A) massique) - éléments radioactifs, en particulier U et/ou Th ( moins de 1 °A) massique chacun) Dans un mode de réalisation avantageux de la présente invention, le niobium et/ou le tantale se trouve sous la forme d'oxyde, d'hydroxydes et/ou de phosphates dans le minerai ou concentré destiné à être purifié. L'étape a) selon la présente invention consiste donc en la mise en suspension du minerai ou concentré de niobium et/ou tantale dans une solution aqueuse concentrée de NaOH dans des conditions de température particulière pour récupérer un solide à l'étape b). L'étape a) de conversion sodique du procédé selon la présente invention permet la conversion du niobium et/ou tantale du minerai ou concentré de minerai solide sous forme de niobate et/ou tantalate, se trouvant également sous forme solide. Dans les conditions du procédé, le niobium et/ou le tantale n'est pas soluble à la fin de l'étape a) dans la solution aqueuse de NaOH concentrée ce qui va permettre d'éliminer Al, P, S et Si qui se solubilisent dans la solution aqueuse de NaOH. En revanche, si une solution aqueuse de NaOH diluée est utilisée, une partie du niobium et/ou du tantale (en général entre 12 et 30 °A) en masse) se retrouve dans la solution aqueuse et ne peut être récupérée, le procédé purification ayant ainsi un rendement peu élevé.In particular, this ore or concentrate of niobium and / or tantalum contains iron and / or titanium, more particularly it contains between 2 and 15% by weight of titanium, advantageously between 4 and 13% by weight, and / or between 5 and 10 ° A) in weight of iron, more particularly it contains iron and titanium, more particularly between 2 and 15 ° A) by weight of titanium, advantageously between 4 and 13% by weight, and between 5 and and 10 ° A) in iron mass. Advantageously, the concentrate or ore of niobium and / or tantalum of step a) contains between 6 and 26% by weight of niobium and / or tantalum (more particularly between 6 and 25 ° A) in niobium mass, advantageously between 8 and 24% by weight niobium, and between 0 and 1 ° A) by mass of tantalum, advantageously between 0.1 and 0.5% by weight of tantalum), between 2 and 15 ° A) by weight of titanium, advantageously between 4 and 13% by weight, and between 5 and 10% by weight of iron and its purification efficiency is at least 55%, advantageously at least 60%, more preferably at least 65%, at least 70 ° / 0. In particular, the niobium and / or tantalum ore or concentrate also contains aluminum, advantageously in a content of less than 2% by weight, of phosphorus, advantageously in a content of between 3 and 12%. mass, advantageously between 4 and 11% by weight, of zirconium, advantageously in a content of less than 2% by weight, of sulfur, advantageously in a content of between 1 and 4% by weight, of silicon, advantageously of a content of less than 2% by weight, and / or radioactive elements, in particular U and / or Th, advantageously in a content of less than 1% by weight each. In another particular embodiment of the present invention, the ore or niobium and / or tantalum concentrate has the following composition: Niobium (from 6 to 25 ° A) by mass, advantageously from 8 to 24% by weight) 25 - Tantalum (from 0 to 1 ° A) by mass, advantageously from 0.1 to 0.5% by weight) - Titanium (from 2 to 15 ° A) by mass, advantageously from 4 to 13% by weight) - Phosphorus (from 3 to 12 °) A) mass, advantageously from 4 to 11% by weight) - Sulfur (from 1 to 4 ° A) by mass) - Iron (from 5 to 8 ° A) by weight) - Aluminum (less than 2 ° A) by weight) - Zirconium ( less than 2 ° A) by mass) - Silicon (less than 2 ° A) by weight - radioactive elements, in particular U and / or Th (less than 1 ° A) by mass each) In an advantageous embodiment of the present invention , niobium and / or tantalum is in the form of oxide, hydroxides and / or phosphates in the ore or concentrate to be purified. Step a) according to the present invention therefore consists in suspending the ore or niobium and / or tantalum concentrate in a concentrated aqueous solution of NaOH under particular temperature conditions to recover a solid in step b). Step a) of sodium conversion of the process according to the present invention allows the conversion of niobium and / or tantalum ore or solid ore concentrate in the form of niobate and / or tantalate, also being in solid form. Under the conditions of the process, niobium and / or tantalum is not soluble at the end of step a) in the concentrated aqueous NaOH solution which will allow Al, P, S and Si to be eliminated. solubilize in the aqueous NaOH solution. On the other hand, if a dilute aqueous solution of NaOH is used, part of the niobium and / or tantalum (usually between 12 and 30 ° A by mass) is found in the aqueous solution and can not be recovered, the purification process thus having a low yield.

Dans un mode de réalisation avantageux, dans l'étape a) du procédé selon la présente invention, la solution de NaOH concentrée contient au moins 200 g/L de NaOH, avantageusement entre 200 et 500 g/L de NaOH , plus avantageusement entre 300 et 450 g/L, plus particulièrement entre 320 et 400 g/L. Dans un autre mode de réalisation avantageux, la durée de l'étape a) procédé selon la présente invention est comprise entre 2 et 24 heures, avantageusement entre 2 et 18 heures, plus particulièrement entre 2 et 16 heures.In an advantageous embodiment, in step a) of the process according to the present invention, the concentrated NaOH solution contains at least 200 g / l of NaOH, advantageously between 200 and 500 g / l of NaOH, more advantageously between 300 and 500 g / l of NaOH. and 450 g / L, more particularly between 320 and 400 g / L. In another advantageous embodiment, the duration of step a) according to the present invention is between 2 and 24 hours, advantageously between 2 and 18 hours, more particularly between 2 and 16 hours.

Dans encore un autre mode de réalisation avantageux, le ratio LIS de l'étape a) du procédé selon la présente invention est compris entre 3 et 50 L/kg, en particulier entre 5 et 50 L/kg, plus particulièrement entre 10 et 50 L/kg. En particulier l'étape a) du procédé selon la présente invention est mise en oeuvre sous agitation.In yet another advantageous embodiment, the ratio LIS of step a) of the process according to the present invention is between 3 and 50 L / kg, in particular between 5 and 50 L / kg, more particularly between 10 and 50 L / kg. In particular step a) of the process according to the present invention is carried out with stirring.

Dans un mode de réalisation avantageux, les étapes de séparation solide/liquide b) e) et g) du procédé selon la présente invention sont mises en oeuvre par filtration, décantation ou centrifugation, en particulier par filtration ou centrifugation. L'étape c) du procédé selon la présente invention permet d'éliminer l'imprégnant du solide récupéré à l'étape b) et le restant des éléments solubles en milieu basique comme l'aluminium et le phosphore, si ces derniers sont présents dans le minerai ou le concentré de niobium et/ou tantale de départ. De façon avantageuse l'étape c) est mise en oeuvre à une température comprise entre la température ambiante et 80 °C, de façon avantageuse à un ratio LIS compris entre 5 et 15 L/kg, en particulier compris entre 8 et 11L/kg.In an advantageous embodiment, the solid / liquid separation steps b) e) and g) of the process according to the present invention are carried out by filtration, decantation or centrifugation, in particular by filtration or centrifugation. Step c) of the process according to the present invention makes it possible to eliminate the impregnant of the solid recovered in step b) and the remainder of the elements soluble in basic medium such as aluminum and phosphorus, if they are present in ore or niobium and / or tantalum concentrate. Advantageously, step c) is carried out at a temperature of between room temperature and 80 ° C., advantageously at a LIS ratio of between 5 and 15 L / kg, in particular between 8 and 11 L / kg. .

Dans un mode de réalisation avantageux du procédé selon la présente invention, dans l'étape c) la solution de NaOH diluée contient entre 3 et 30 g /L de NaOH, avantageusement entre 10 et 26 g/L de NaOH. Dans un autre mode de réalisation avantageux, la solution de lavage utilisée ne contient pas de NaOH. Il s'agit donc uniquement d'eau. Dans ce cas avantageusement le volume d'eau utilisé est contrôlé et/ou l'étape c) est mise en oeuvre à contre-courant. L'utilisation d'eau à contre-courant permet de diminuer au maximum la quantité de liquide de lavage utilisé et donc la quantité d'effluents générée.In an advantageous embodiment of the process according to the present invention, in step c) the diluted NaOH solution contains between 3 and 30 g / l of NaOH, advantageously between 10 and 26 g / l of NaOH. In another advantageous embodiment, the washing solution used does not contain NaOH. It is therefore only water. In this case, the volume of water used is advantageously controlled and / or step c) is carried out countercurrently. The use of water against the current makes it possible to reduce as much as possible the quantity of washing liquid used and therefore the quantity of effluents generated.

Dans encore un mode de réalisation avantageux, l'étape c) est répétée plusieurs fois, en particulier au moins quatre fois. L'étape d) du procédé selon la présente invention permet de dissoudre le niobium et/ou le tantale dans l'eau et de les séparer des insolubles tels que le titane, le fer, le zirconium et les éléments radioactifs si ceux-ci sont présents dans le minerai ou le concentré de niobium et/ou tantale de départ. De façon avantageuse l'étape d) du procédé selon la présente invention est mise en oeuvre à une température comprise entre la température ambiante et 90 °C, avantageusement à 40°C. Avantageusement la solution aqueuse obtenue à l'étape d) a un pH compris entre 11 et 13, de façon avantageuse il est de 11,5.In yet another advantageous embodiment, step c) is repeated several times, in particular at least four times. Stage d) of the process according to the present invention makes it possible to dissolve niobium and / or tantalum in water and to separate them from insolubles such as titanium, iron, zirconium and radioactive elements if these are present in the ore or niobium concentrate and / or tantalum starting material. Advantageously, step d) of the process according to the present invention is carried out at a temperature of between room temperature and 90 ° C, advantageously at 40 ° C. Advantageously, the aqueous solution obtained in step d) has a pH of between 11 and 13, advantageously 11.5.

Une régulation de pH peut être mise en place lors de cette étape d), par exemple par ajout d'acide, tel que l'acide sulfurique, afin de garder un pH compris entre 11 et 13, de façon avantageuse un pH de 11,5. Dans un mode de réalisation avantageux le ratio L/S de l'étape d) du procédé selon la présente invention est 200 L/kg, avantageusement compris entre 10 25 et 100 L/kg, de façon avantageuse entre 10 et 60 L/kg, en particulier entre 13 et 50 L/kg.A pH regulation can be implemented during this step d), for example by adding acid, such as sulfuric acid, in order to keep a pH of between 11 and 13, advantageously a pH of 11, 5. In an advantageous embodiment, the L / S ratio of step d) of the process according to the present invention is 200 L / kg, advantageously between 10 25 and 100 L / kg, advantageously between 10 and 60 L / kg. in particular between 13 and 50 L / kg.

Dans un autre mode de réalisation avantageux, le solide n'est dissout que partiellement et l'étape d) est répétée, avantageusement jusqu'à deux fois supplémentaires, sur le solide récupéré à l'étape e) du procédé selon la présente invention, les solutions aqueuses obtenues à chaque étape e) étant mélangés entre elles avant la mise en oeuvre de l'étape f) selon la présente invention. L'étape f) du procédé selon la présente invention permet de précipiter le niobium et/ou tantale sous forme d'acide niobique et/ou d'oxyde hydraté de tantale et/ou tantale afin de récupérer un solide purifié. Avantageusement l'acide utilisé à l'étape f) est de l'acide choisi parmi l'acide sulfurique, l'acide chlorhydrique, l'acide nitrique ou leur mélange, avantageusement il s'agit de l'acide sulfurique. Dans un autre mode de réalisation, le minerai ou concentré de niobium et/ou tantale de l'étape a) contient en outre de l'aluminium, du phosphore, du zirconium, du soufre, du silicium et/ou des éléments radioactifs, tels qu'Uranium (U) et/ou thorium (Th), et le précipité de niobium et/ou tantale est quantitativement purifié de ces éléments, typiquement avec des rendements de purification supérieurs à 98%. Le rendement de purification (rdt) répond à la formule suivante : rdt=100x(1-(teneur impureté du précipité final)/(teneur en impureté du concentré ou minerai de départ)x(Teneur Nb et/ou Ta du concentré ou minerai de départ)/(Teneur Nb et/ou Ta du précipité final)) Dans encore un autre mode de réalisation, le procédé selon la présente invention comprend une étape supplémentaire h) de lavage du précipité, avantageusement avec de l'eau, et calcination du précipité lavé. Si nécessaire, une étape supplémentaire peut être ajoutée afin de séparer le niobium et le tantale. Cette étape utilise des méthodes bien connues de l'homme du métier. Dans un mode de réalisation particulier du procédé selon la présente invention, le concentré ou minerai de l'étape a) ne contient pas de tantale et on obtient à l'étape g) un précipité de niobium purifié. Dans encore un autre mode de réalisation particulier du procédé selon la présente invention, la solution de NaOH concentré obtenue après l'étape de séparation b) est recyclée, avantageusement après purification par cristallisation des impuretés à une température inférieure à 50°C, avantageusement de 30°C. Les impuretés cristallisées sont par exemple le phosphate de sodium et le sulfate de sodium. Cette étape de cristallisation consiste en un refroidissement du filtrat de conversion sodique obtenue l'étape b) à une température inférieure à 50°C, avantageusement de 30°C. La solution ainsi obtenue, après cristallisation, est appauvrie en polluant mais encore relativement riche en soude. Elle est donc réemployée en partie dans l'étape a) de conversion sodique du procédé selon la présente invention avec un appoint de soude fraîche concentrée pour ramener la concentration à la valeur voulue. Une partie est éliminée pour éviter l'accumulation d'éléments qui ne cristallisent pas.In another advantageous embodiment, the solid is only partially dissolved and step d) is repeated, advantageously up to two more times, on the solid recovered in step e) of the process according to the present invention, the aqueous solutions obtained at each step e) being mixed with each other before carrying out step f) according to the present invention. Step f) of the process according to the present invention makes it possible to precipitate niobium and / or tantalum in the form of niobic acid and / or hydrated oxide of tantalum and / or tantalum in order to recover a purified solid. Advantageously, the acid used in step f) is acid chosen from sulfuric acid, hydrochloric acid, nitric acid or their mixture, advantageously it is sulfuric acid. In another embodiment, the ore or concentrate of niobium and / or tantalum of step a) additionally contains aluminum, phosphorus, zirconium, sulfur, silicon and / or radioactive elements, such as Uranium (U) and / or thorium (Th), and the niobium and / or tantalum precipitate is quantitatively purified from these elements, typically with purification efficiencies greater than 98%. The purification yield (rdt) corresponds to the following formula: rdt = 100x (1- (impurity content of the final precipitate) / (impurity content of the concentrate or starting ore) x (content Nb and / or Ta of the concentrate or ore starting point) / (Nb and / or Ta content of the final precipitate)) In yet another embodiment, the process according to the present invention comprises an additional step h) of washing the precipitate, advantageously with water, and calcination washed precipitate. If necessary, an additional step can be added to separate niobium and tantalum. This step uses methods well known to those skilled in the art. In a particular embodiment of the process according to the present invention, the concentrate or ore of step a) does not contain tantalum and a purified niobium precipitate is obtained in step g). In yet another particular embodiment of the process according to the present invention, the concentrated NaOH solution obtained after the separation step b) is recycled, advantageously after purification by crystallization of the impurities at a temperature below 50.degree. 30 ° C. The crystalline impurities are, for example, sodium phosphate and sodium sulphate. This crystallization step consists in cooling the sodium conversion filtrate obtained in step b) to a temperature below 50 ° C., advantageously 30 ° C. The solution thus obtained, after crystallization, is depleted in pollutant but still relatively rich in soda. It is therefore reused in part in the sodium conversion step a) of the process according to the present invention with a fresh addition of concentrated sodium hydroxide to reduce the concentration to the desired value. A part is eliminated to avoid the accumulation of elements that do not crystallize.

Dans encore un autre mode de réalisation particulier, le procédé selon la présente invention comprend une étape préalable a), avant l'étape a), de lavage du concentré ou minerai avec une solution aqueuse de NaOH diluée de façon à éliminer le phosphore présent dans le concentré ou minerai et la solution de NaOH concentré obtenue après l'étape de séparation b) est recyclée, avantageusement directement sans cristallisation. Comme dans le mode de réalisation précédent, seule une partie de la soude est réemployée dans l'étape a) de conversion sodique du procédé selon la présente invention avec un appoint de soude fraîche concentrée pour ramener la concentration à la valeur voulue. Une partie est éliminée pour éviter l'accumulation d'éléments polluants. L'invention sera mieux comprise à la lumière des exemples qui suivent et qui sont donnés à titre indicatif non limitatif. Exemple 1: Un concentré de niobium/tantale de composition élémentaire massique suivante : Fe Al P Nb Ta Ti S Na U Th 7% 0,1% 8% 14% 0,3% 12% 3% 0,04% 0,001% 0,1% est introduit dans une solution de soude à 330 g/L à raison de 10L/kg de solide. La suspension est chauffée à 110 °C pendant 18 h puis le solide est séparé du liquide par centrifugation. Le solide obtenu est lavé 4 fois à la soude à 26 g/L à raison de 10 L/kg de solide de départ puis le solide est partiellement dissout dans de l'eau à raison de 35 L/kg de solide de départ. Le solide restant est séparé du liquide par centrifugation et le solide est soumis à une nouvelle étape de dissolution à l'eau à raison de 35 L/Kg de solide de départ. Les solutions de niobium obtenues contiennent les teneurs élémentaires suivantes (en g/L): Fe Al P Nb Ta Ti S Na U Th Mise en 0,007 0,001 0,01 0,6 0,02 0,004 0,01 1,00 <0,0005 <0,0005 solution 1 Mise en 0,001 0,0001 0,0003 2,0 0,009 0,002 0,0002 0,76 <0,0005 <0,0005 solution 2 que l'on peut précipiter quantitativement en ajoutant lentement ces solutions dans 3 fois leur volume d'une solution acide à pH=3 (acidifiée à l'acide sulfurique) en maintenant le pH par ajout d'acide sulfurique. Le niobium est récupéré à 76 °A) par ce procédé, avec une augmentation du rapport massique Nb/Ti qui passe de 1,2 dans le concentré de départ à plus de 100 dans les solutions de niobium. Exemple 2 Un concentré de niobium/tantale de composition élémentaire massique suivante : Fe Al P Nb Ta Ti S Na U Th 5,5% 1,5% 5,3% 23% 0,4% 4,2% 2,4% 0,04% 0,001% 0,1% est introduit dans une solution de soude à 320 g/L à raison de 10 L/kg de solide. La suspension est chauffée à 110 °C pendant 18 h puis le solide est séparé du liquide par centrifugation. Le solide obtenu est lavé 4 fois à la soude à 26 g/L à raison de 10 L/kg de solide de départ puis le solide est partiellement dissout dans de l'eau à raison de 50 L/kg de solide de départ. Le solide restant est séparé du liquide par centrifugation et le solide est soumis à une nouvelle étape de dissolution à l'eau à raison de 50 L/Kg de solide de départ.In yet another particular embodiment, the process according to the present invention comprises a prior step a), before step a), washing the concentrate or ore with an aqueous solution of NaOH diluted so as to eliminate the phosphorus present in the concentrate or ore and the concentrated NaOH solution obtained after the separation step b) is recycled, advantageously directly without crystallization. As in the previous embodiment, only a portion of the sodium hydroxide is reused in the sodium conversion step a) of the process according to the present invention with a refill of fresh concentrated sodium hydroxide to bring the concentration to the desired value. Part of it is eliminated to avoid the accumulation of pollutants. The invention will be better understood in the light of the examples which follow and which are given as a non-limiting indication. Example 1: A niobium / tantalum concentrate of the following mass elemental composition: Fe Al P Nb Ta Ti S Na U Th 7% 0.1% 8% 14% 0.3% 12% 3% 0.04% 0.001% 0 1% is introduced into a sodium hydroxide solution at 330 g / l at the rate of 10 l / kg of solid. The suspension is heated at 110 ° C for 18 h and then the solid is separated from the liquid by centrifugation. The solid obtained is washed 4 times with sodium hydroxide at 26 g / l at a rate of 10 L / kg of starting solid and then the solid is partially dissolved in water at the rate of 35 L / kg of starting solid. The remaining solid is separated from the liquid by centrifugation and the solid is subjected to a new water dissolution step at 35 L / kg of starting solid. The niobium solutions obtained contain the following elemental contents (in g / L): Fe Al P Nb Ta Ti S Na U Th Setting 0.007 0.001 0.01 0.6 0.02 0.004 0.01 1.00 <0, 0005 <0.0005 solution 1 Setting 0.001 0.0001 0.0003 2.0 0.009 0.002 0.0002 0.76 <0.0005 <0.0005 solution 2 that can be precipitated quantitatively by slowly adding these solutions to 3 times their volume of an acid solution at pH = 3 (acidified with sulfuric acid) while maintaining the pH by addition of sulfuric acid. The niobium is recovered at 76 ° A) by this method, with an increase in the Nb / Ti mass ratio which goes from 1.2 in the starting concentrate to more than 100 in the niobium solutions. Example 2 A niobium / tantalum concentrate of the following mass elemental composition: Fe Al P Nb Ta Ti S Na U Th 5.5% 1.5% 5.3% 23% 0.4% 4.2% 2.4% 0.04% 0.001% 0.1% is introduced into a 320 g / L sodium hydroxide solution at a rate of 10 L / kg of solid. The suspension is heated at 110 ° C for 18 h and then the solid is separated from the liquid by centrifugation. The solid obtained is washed 4 times with sodium hydroxide at 26 g / l at a rate of 10 L / kg of starting solid and then the solid is partially dissolved in water at a rate of 50 L / kg of starting solid. The remaining solid is separated from the liquid by centrifugation and the solid is subjected to a new water dissolution step at 50 L / kg of starting solid.

Les solutions de niobium obtenues contiennent les teneurs élémentaires suivantes (en g/L): Fe Al P Nb Ta Ti S Na Mise en 0,02 0,004 0,01 2,1 0,04 0,03 0,37 1,45 solution 1 Mise en 0,06 0,003 0,01 1,9 0,04 0,06 0,009 0,65 solution 2 que l'on peut précipiter quantitativement en ajoutant lentement ces solutions dans 3 fois leur volume d'une solution acide à pH=3 (acidifiée à l'acide sulfurique) en maintenant le pH par ajout d'acide sulfurique. Le niobium est récupéré à 83 °A) par ce procédé, avec une augmentation du 5 rapport massique Nb/Ti qui passe de 5 dans le concentré de départ à plus de 30 dans les solutions de niobium. Exemple 3 10 Un concentré de niobium/tantale de composition élémentaire massique suivante : Fe Al P Nb Ta Ti S Na U Th 5,9% 0,3% 7,0% 13% 0,3% 11% 2,8% 0,055% 0,001% 0,1% est introduit dans une solution de soude à 350 g/L à raison de 12 L/kg de solide. La suspension est chauffée à 110 °C pendant 18 h puis le solide est 15 séparé du liquide par centrifugation. Le solide obtenu est lavé 4 fois à la soude à 26 g/L à raison de 10 L/kg de solide de départ puis le solide est partiellement dissout dans de l'eau à raison de 50 L/kg de solide de départ. Le solide restant est séparé du liquide par centrifugation et le solide est soumis à une nouvelle étape de dissolution à l'eau à raison de 50 L/Kg de solide de départ. 20 Les solutions de niobium obtenues contiennent les teneurs élémentaires suivantes (en g/L): Fe Al P Nb Ta Ti S Na Mise en 0,004 0,0006 0,01 1,1 0,03 0,008 0,003 1,0 solution 1 Mise en 0,1 0,001 0,00005 1,9 0,05 0,25 0,002 0,74 solution 2 que l'on peut précipiter quantitativement en ajoutant lentement ces solutions dans 3 fois leur volume d'une solution acide à pH=3 (acidifiée à l'acide sulfurique) en maintenant le pH par ajout d'acide sulfurique. Le niobium est récupéré à 80 °A) par ce procédé, avec une augmentation du 5 rapport massique Nb/Ti qui passe de 1,2 dans le concentré de départ à plus de 140 dans la première solution de niobium. Exemple 4: Un concentré de niobium/tantale de composition élémentaire massique 10 suivante : Fe Al P Nb Ta Ti S Na U Th 7,4% 0,2% 11% 10% 0,2% 10% 1,7% 0,06% 0,001% 0,1% est introduit dans une solution de soude à 400 g/L à raison de 50 L/kg de solide. La suspension est chauffée à 110 °C pendant 18 h puis le solide est séparé du liquide par centrifugation. Le solide obtenu est lavé 4 fois à la soude à 10 g/L à raison de 10 L/kg de solide de départ puis le solide est partiellement 15 dissout dans de l'eau à raison de 50 L/kg de solide de départ. Le solide restant est séparé du liquide par centrifugation et le solide est soumis à deux nouvelles étapes de dissolution à l'eau/centrifugation à raison de 50 L/Kg de solide de départ. Les solutions de niobium obtenues contiennent les teneurs élémentaires 20 suivantes (en g/L) Fe Al P Nb Ta Ti S Na Mise en 0,002 0,0002 0,0006 1,55 0,035 0,0095 0,0002 0,84 solution 1 Mise en 0,004 0,00004 0,00005 0,043 0,001 0,006 0,0001 0,11 solution 2 Mise en 0,0085 0,00004 0,00002 0,012 0,0003 0,013 0,00005 0,048 solution 3 La précipitation quantitative de la première mise en solution en ajoutant lentement cette solution dans 3 fois son volume d'une solution acide à pH=3 (acidifiée à l'acide sulfurique) et en maintenant le pH par ajout d'acide sulfurique permet de récupérer un solide blanc dont la composition est la suivante (teneur massiques élémentaires sur solide non calciné) : Fe Al P Nb Ta Ti S Na 0,23% 0,011% 0,054% 52,4% 1,12% 0,58 % 2,05 % 0,06% Le niobium est récupéré à 85 °A) par ce procédé, avec une augmentation du rapport massique Nb/Ti qui passe de 1,0 dans le concentré de départ à plus de 10 90 dans la première solution de niobium. Le rapport Nb/P passe de 1,0 à 970. Exemple 5: Un concentré de niobium/tantale de composition élémentaire massique 15 suivante : Fe Al P Nb Ta Ti S Na U Th 7 , 5 % 0 , 3 % 11 % 8 , 7 % 0,15 °/o 10 % 1 , 5 % 0,14 °/o 0,001 % 0 , 1 % est introduit dans une solution de soude à 340 g/L à raison de 11 L/kg de solide. La suspension est chauffée à 110 °C pendant 18 h puis le solide est 20 séparé du liquide par centrifugation. Le solide obtenu est lavé 4 fois à la soude à 10 g/L à raison de 310 L/kg de solide de départ puis le solide est partiellement dissout dans de l'eau à raison de 13 L/kg de solide de départ. Le solide restant est séparé du liquide par centrifugation et le solide est soumis à une nouvelle étape de dissolution à l'eau à raison de 13 L/Kg de solide de départ. Les solutions de niobium obtenues contiennent les teneurs élémentaires suivantes (en g/L): Fe Al P Nb Ta Ti S Na Mise en 0,0002 0,001 0,002 0,48 0,01 0,0005 0,002 1,2 solution 1 Mise en 0,02 0,003 0,002 3,0 0,08 0,03 0,0007 1,2 solution 2 que l'on peut précipiter quantitativement en ajoutant lentement ces solutions dans 3 fois leur volume d'une solution acide à pH=3 (acidifiée à l'acide sulfurique) en maintenant le pH par ajout d'acide sulfurique.The niobium solutions obtained contain the following elemental contents (in g / L): Fe Al P Nb Ta Ti S Na Setting 0.02 0.004 0.01 2.1 0.04 0.03 0.37 1.45 solution 1 Mise en 0,06 0,003 0,01 1,9 0,04 0,06 0,009 0,65 solution 2 that can be precipitated quantitatively by slowly adding these solutions in 3 times their volume of an acid solution at pH = 3 (acidified with sulfuric acid) while maintaining the pH by addition of sulfuric acid. The niobium is recovered at 83 ° A) by this method, with an increase in Nb / Ti mass ratio from 5 in the starting concentrate to over 30 in the niobium solutions. Example 3 A niobium / tantalum concentrate of the following mass elemental composition: Fe Al P Nb Ta Ti S Na U Th 5.9% 0.3% 7.0% 13% 0.3% 11% 2.8% 0.055 % 0.001% 0.1% is introduced into a 350 g / l sodium hydroxide solution at a rate of 12 L / kg of solid. The suspension is heated at 110 ° C. for 18 h and then the solid is separated from the liquid by centrifugation. The solid obtained is washed 4 times with sodium hydroxide at 26 g / l at a rate of 10 L / kg of starting solid and then the solid is partially dissolved in water at a rate of 50 L / kg of starting solid. The remaining solid is separated from the liquid by centrifugation and the solid is subjected to a new water dissolution step at 50 L / kg of starting solid. The niobium solutions obtained contain the following elemental contents (in g / L): Fe Al P Nb Ta Ti S Na Setting 0.004 0.0006 0.01 1.1 0.03 0.008 0.003 1.0 Solution 1 Implementation 0.1 0.001 0.00005 1.9 0.05 0.25 0.002 0.74 solution 2 that can be precipitated quantitatively by slowly adding these solutions in 3 times their volume of an acid solution at pH = 3 (acidified with sulfuric acid) by maintaining the pH by adding sulfuric acid. Niobium is recovered at 80 ° A) by this method, with an increase in the Nb / Ti mass ratio from 1.2 in the starting concentrate to greater than 140 in the first niobium solution. Example 4: A niobium / tantalum concentrate of the following mass elemental composition: Fe Al P Nb Ta Ti S Na U Th 7.4% 0.2% 11% 10% 0.2% 10% 1.7% 0, 06% 0.001% 0.1% is introduced into a sodium hydroxide solution at 400 g / L at a rate of 50 L / kg of solid. The suspension is heated at 110 ° C for 18 h and then the solid is separated from the liquid by centrifugation. The solid obtained is washed 4 times with 10 g / l sodium hydroxide at the rate of 10 L / kg of starting solid and then the solid is partially dissolved in water at a rate of 50 L / kg of starting solid. The remaining solid is separated from the liquid by centrifugation and the solid is subjected to two new stages of dissolution with water / centrifugation at a rate of 50 L / kg of starting solid. The niobium solutions obtained contain the following elemental contents (in g / L) Fe Al P Nb Ta Ti S Na Setting 0.002 0.0002 0.0006 1.55 0.035 0.0095 0.0002 0.84 solution 1 Setting 0.004 0.00004 0.00005 0.043 0.001 0.006 0.0001 0.11 solution 2 Setting 0.0085 0.00004 0.00002 0.012 0.0003 0.013 0.00005 0.048 solution 3 The quantitative precipitation of the first solution by slowly adding this solution in 3 times its volume of an acid solution at pH = 3 (acidified with sulfuric acid) and maintaining the pH by adding sulfuric acid makes it possible to recover a white solid whose composition is as follows (elemental mass content on non-calcined solid): Fe Al P Nb Ta Ti S Na 0.23% 0.011% 0.054% 52.4% 1.12% 0.58% 2.05% 0.06% Niobium is recovered at 85 ° A) by this method, with an increase in Nb / Ti mass ratio from 1.0 in the starting concentrate to over 90 in the first niobium solution. The Nb / P ratio increases from 1.0 to 970. Example 5: A niobium / tantalum concentrate of the following mass elemental composition: Fe Al P Nb Ta Ti S Na U Th 7, 5% 0.3% 11% 8 , 7% 0.15%, 10% 1.5% 0.14% 0.001% 0.1% is introduced into a 340 g / l sodium hydroxide solution at a rate of 11 L / kg of solid. The suspension is heated at 110 ° C. for 18 hours and then the solid is separated from the liquid by centrifugation. The solid obtained is washed 4 times with 10 g / l sodium hydroxide at a rate of 310 L / kg of starting solid and the solid is partially dissolved in water at a rate of 13 L / kg of starting solid. The remaining solid is separated from the liquid by centrifugation and the solid is subjected to a new water dissolution step at 13 L / kg of starting solid. The niobium solutions obtained contain the following elemental contents (in g / L): Fe Al P Nb Ta Ti S Na Setting 0.0002 0.001 0.002 0.48 0.01 0.0005 0.002 1.2 solution 1 Setting 0 , 02 0.003 0.002 3.0 0.08 0.03 0.0007 1.2 solution 2 that can be precipitated quantitatively by slowly adding these solutions in 3 times their volume of an acid solution at pH = 3 (acidified to sulfuric acid) by maintaining the pH by adding sulfuric acid.

Le niobium est récupéré à 45 °A) par ce procédé (on aurait eu plus si on avait dissout une fois de plus), avec une augmentation du rapport massique Nb/Ti qui passe de 0,85 dans le concentré de départ à plus de 960 dans la première solution de niobium et 110 dans la seconde. On conserve donc une très bonne sélectivité vis-à-vis du titane.The niobium is recovered at 45 ° A) by this process (we would have had more if we had dissolved once more), with an increase in the mass ratio Nb / Ti which goes from 0.85 in the starting concentrate to more than 960 in the first solution of niobium and 110 in the second. Therefore, a very good selectivity towards titanium is maintained.

Exemple 6: Un concentré de niobium/tantale de composition élémentaire massique suivante : Fe Al P Nb Ta Ti S Na 7% 0,3% 7% 12% 0,2% 11% 4% 0,04% est introduit dans une solution de soude à 340g/L à raison de 10L/kg de solide. La suspension est chauffée à 90°C pendant 5h puis le solide est séparé du liquide par centrifugation. Le solide obtenu est lavé 4 fois à la soude à 26g/L à raison de 9L/kg de solide de départ puis le solide est partiellement dissous dans de l'eau à raison de 50L/kg de solide de départ. Le solide restant est séparé du liquide par centrifugation et le solide est soumis à une nouvelle étape de dissolution à l'eau à raison de 50L/Kg de solide de départ. Les solutions de niobium obtenues contiennent les teneurs élémentaires suivantes (en g/L): Fe Al P Nb Ta Ti S Na Mise en solution 1 0,0004 0,0003 0,053 1,4 0,03 0,006 0,006 1,2 Mise en solution 2 0,001 0,0001 0,002 0,7 0,02 0,007 0,0002 0,31 Le niobium est récupéré à 65% par ce procédé, avec une augmentation du rapport massique Nb/Ti qui passe de 1,0 dans le concentré de départ à plus de 100 dans les solutions de niobium. Exemple 7: Un concentré de niobium/tantale de composition élémentaire massique suivante : Fe Al P Nb Ta Ti S Na 8% 0,3% 11% 11% 0,3% 11% 0,8% 0,04% est introduit dans une solution de soude à 400g/L à raison de 15L/kg de solide. La suspension est chauffée à 110°C pendant 10h puis le solide est séparé du 20 liquide par filtration. Le solide obtenu est lavé 3 fois à la soude à 10g/L à raison de 10L/kg de solide de départ puis le solide est partiellement dissous dans de l'eau à raison de 50L/kg de solide de départ. Le solide restant est séparé du liquide par centrifugation et le solide est soumis à deux nouvelles étapes de dissolution successives à l'eau à raison de 50L/Kg de solide de départ. Les solutions de niobium obtenues contiennent les teneurs élémentaires suivantes (en g/L): Fe Al P Nb Ta Ti S Na Mise en solution 1 0,007 0,0001 0,002 2,5 0,05 0,017 0,0004 0,81 Mise en solution 2 0,095 0,0001 0,0002 0,18 0,003 0,1 0,0002 0,17 Mise en solution 3 0,004 0,0001 0,001 0,01 0,0003 0,005 0,0004 0,08 Le niobium est récupéré à 64% par ce procédé, avec une augmentation du rapport massique Nb/Ti qui passe de 1,0 dans le concentré de départ à plus de 100 dans la première solution de niobium. Exemple 8 Un concentré de niobium/tantale de composition élémentaire massique suivante : Fe Al P Nb Ta Ti S Na 8% 0,3% 11% 11% 0,3% 11% 0,8% 0,04% est introduit dans une solution de soude à 200g/L à raison de 15L/kg de solide. La suspension est chauffée à 130°C pendant 10h puis le solide est séparé du liquide par filtration. Le solide obtenu est lavé 3 fois à la soude à 10g/L à raison de 10L/kg de solide de départ puis le solide est partiellement dissous dans de l'eau à raison de 50L/kg de solide de départ. Le solide restant est séparé du liquide par centrifugation et le solide est soumis à deux nouvelles étapes de dissolution successives à l'eau à raison de 50L/Kg de solide de départ. Les solutions de niobium obtenues contiennent les teneurs élémentaires suivantes (en g/L): Fe Al P Nb Ta Ti S Na Mise en solution 1 0,005 0,0002 0,013 1,7 0,04 0,017 0,0002 0,82 Mise en solution 2 0,044 0,008 0,005 0,11 0,003 0,005 0,002 0,14 Mise en solution 3 0,006 0,002 0,0002 0,02 0,0003 0,0009 0,006 0,08 Le niobium est récupéré à 57% par ce procédé, avec une augmentation du rapport massique Nb/Ti qui passe de 1,0 dans le concentré de départ à plus de 100 dans la première solution de niobium. Exemple 9: Un concentré de niobium/tantale de composition élémentaire massique suivante : Fe Al P Nb Ta Ti S Na 7% 0,2% 8% 14% 0,4% 11% 2% 0,04% est introduit dans une solution de soude à 350g/L à raison de 10L/kg de solide. La suspension est chauffée à 90°C pendant 10h puis le solide est séparé du liquide par filtration. Le solide obtenu est lavé 3 fois à la soude à 26g/L à raison de 10L/kg de solide de départ puis le solide est partiellement dissous dans de l'eau à raison de 50L/kg de solide de départ. Le solide restant est séparé du liquide par centrifugation et le solide est soumis à deux nouvelles étapes de dissolution successives à l'eau à raison de 50L/Kg de solide de départ.Example 6: A niobium / tantalum concentrate of the following mass elemental composition: Fe Al P Nb Ta Ti S Na 7% 0.3% 7% 12% 0.2% 11% 4% 0.04% is introduced into a solution soda at 340g / L at a rate of 10L / kg of solid. The suspension is heated at 90 ° C. for 5 hours and then the solid is separated from the liquid by centrifugation. The solid obtained is washed 4 times with sodium hydroxide at 26 g / l at a rate of 9 l / kg of starting solid and then the solid is partially dissolved in water at a rate of 50 l / kg of starting solid. The remaining solid is separated from the liquid by centrifugation and the solid is subjected to a new dissolution step with water at a rate of 50 L / kg of starting solid. The niobium solutions obtained contain the following elemental contents (in g / L): Fe Al P Nb Ta Ti S Na Solution 1 0.0004 0.0003 0.053 1.4 0.03 0.006 0.006 1.2 Solution in solution 2 0.001 0.0001 0.002 0.7 0.02 0.007 0.0002 0.31 Niobium is recovered at 65% by this process, with an increase in the mass ratio Nb / Ti from 1.0 in the starting concentrate to more than 100 in niobium solutions. Example 7: A niobium / tantalum concentrate of the following mass elemental composition: Fe Al P Nb Ta Ti S Na 8% 0.3% 11% 11% 0.3% 11% 0.8% 0.04% is introduced into a sodium hydroxide solution at 400 g / l at a rate of 15 l / kg of solid. The suspension is heated at 110 ° C. for 10 hours and then the solid is separated from the liquid by filtration. The solid obtained is washed 3 times with sodium hydroxide at 10 g / l at a rate of 10 l / kg of starting solid, and then the solid is partially dissolved in water at the rate of 50 l / kg of starting solid. The remaining solid is separated from the liquid by centrifugation and the solid is subjected to two new successive dissolution stages with water at a rate of 50L / kg of starting solid. The niobium solutions obtained contain the following elemental contents (in g / L): Fe Al P Nb Ta Ti S Na Solution 1 0.007 0.0001 0.002 2.5 0.05 0.017 0.0004 0.81 Solution in solution 2 0.095 0.0001 0.0002 0.18 0.003 0.1 0.0002 0.17 Dissolved 3 0.004 0.0001 0.001 0.01 0.0003 0.005 0.0004 0.08 Niobium is recovered 64% by this method, with an increase of the mass ratio Nb / Ti which goes from 1.0 in the starting concentrate to more than 100 in the first solution of niobium. EXAMPLE 8 A niobium / tantalum concentrate of the following mass elemental composition: Fe Al P Nb Ta Ti S Na 8% 0.3% 11% 11% 0.3% 11% 0.8% 0.04% is introduced into a sodium hydroxide solution at 200 g / l at the rate of 15 l / kg of solid. The suspension is heated at 130 ° C. for 10 h and then the solid is separated from the liquid by filtration. The solid obtained is washed 3 times with sodium hydroxide at 10 g / l at a rate of 10 l / kg of starting solid, and then the solid is partially dissolved in water at the rate of 50 l / kg of starting solid. The remaining solid is separated from the liquid by centrifugation and the solid is subjected to two new successive dissolution stages with water at a rate of 50L / kg of starting solid. The niobium solutions obtained contain the following elemental contents (in g / L): Fe Al P Nb Ta Ti S Na Solution 1 0.005 0.0002 0.013 1.7 0.04 0.017 0.0002 0.82 Solution in solution 2 0.044 0.008 0.005 0.11 0.003 0.005 0.002 0.14 Dissolving 3 0.006 0.002 0.0002 0.02 0.0003 0.0009 0.006 0.08 Niobium is recovered at 57% by this process, with an increase of Nb / Ti mass ratio which goes from 1.0 in the starting concentrate to more than 100 in the first solution of niobium. Example 9: A niobium / tantalum concentrate of the following mass elemental composition: Fe Al P Nb Ta Ti S Na 7% 0.2% 8% 14% 0.4% 11% 2% 0.04% is introduced into a solution soda at 350g / L at a rate of 10L / kg of solid. The suspension is heated at 90 ° C. for 10 h and then the solid is separated from the liquid by filtration. The solid obtained is washed 3 times with sodium hydroxide at 26 g / l at the rate of 10 l / kg of starting solid and then the solid is partially dissolved in water at the rate of 50 l / kg of starting solid. The remaining solid is separated from the liquid by centrifugation and the solid is subjected to two new successive dissolution stages with water at a rate of 50L / kg of starting solid.

Les solutions de niobium obtenues contiennent les teneurs élémentaires suivantes (en g/L): Fe Al P Nb Ta Ti S Na Mise en solution 1 0,003 0,0002 0,003 1,8 0,03 0,013 0,002 1,1 Mise en solution 2 0,052 0,0002 0,0002 0,96 0,02 0,1 0,002 0,4 Mise en solution 3 0,001 0,0002 0,0002 0,02 0,0001 0,0009 0,002 0,08 Le niobium est récupéré à 66% par ce procédé, avec une augmentation du rapport massique Nb/Ti qui passe de 1,3 dans le concentré de départ à plus de 130 dans la première solution de niobium. Exemple 10 Un concentré de niobium et de tantale de composition suivante : Fe Nb Ta Ti S P Th 8% 12% 0,3% 11% 2% 12% 0,2% est introduit dans une solution de soude à 400 g/L à un taux de solide de 3,5 15 °/0. La suspension est chauffée à 110 °C pendant 8 h. Le solide est ensuite séparé du liquide par filtration. Le solide obtenu est lavé 4 fois de suite par repulpage dans de la soude à 10 g/L à un taux de solide d'environ 100 g/L. Le solide obtenu est ensuite dissous partiellement dans l'eau à 40 °C à un taux 20 de solide de 1,9 °A) pendant 2 h. Le liquide est ensuite séparé du solide et ce dernier est lavé à l'eau pour éliminer l'imprégnant qui est récupéré avec l'autre phase liquide. La phase liquide de composition suivante : Fe Nb Ta Ti S P Na 0,6 mg/L 1,4 g/L 30 mg/L 3 mg/L 35 mg/L 1 mg/L 0,9 g/L est introduite dans un grand volume d'eau acidifiée à pH=4 en maintenant le pH par ajout d'acide sulfurique à 1 mol/L. Le solide est ensuite séparé du liquide et le solide est lavé à l'eau distillée.The niobium solutions obtained contain the following elemental contents (in g / L): Fe Al P Nb Ta Ti S Na Solution 1 0.003 0.0002 0.003 1.8 0.03 0.013 0.002 1.1 Dissolving 2 0.052 0.0002 0.0002 0.96 0.02 0.1 0.002 0.4 Solution in solution 3 0.001 0.0002 0.0002 0.02 0.0001 0.0009 0.002 0.08 Niobium is recovered at 66% by this method, with an increase in the mass ratio Nb / Ti which goes from 1.3 in the starting concentrate to more than 130 in the first solution of niobium. EXAMPLE 10 A niobium and tantalum concentrate of the following composition: Fe Nb Ta Ti SP Th 8% 12% 0.3% 11% 2% 12% 0.2% is introduced into a sodium hydroxide solution at 400 g / L a solid content of 3.5 15 ° / 0. The suspension is heated at 110 ° C for 8 h. The solid is then separated from the liquid by filtration. The solid obtained is washed 4 times in succession by repulping in 10 g / l sodium hydroxide at a solid content of approximately 100 g / l. The resulting solid is then partially dissolved in water at 40 ° C at a solid level of 1.9 ° A) for 2 hours. The liquid is then separated from the solid and the latter is washed with water to remove the impregnant which is recovered with the other liquid phase. The liquid phase of the following composition: Fe Nb Ta Ti SP Na 0.6 mg / L 1.4 g / L 30 mg / L 3 mg / L 35 mg / L 1 mg / L 0.9 g / L is introduced into a large volume of acidified water at pH = 4 while maintaining the pH by adding sulfuric acid at 1 mol / L. The solid is then separated from the liquid and the solid is washed with distilled water.

Le solide à la composition suivante : Fe Al Nb Ta Ti S P 0,1% 0,01% 59% 1,3% 0,2% 0,1% 0,07% Le filtrat de précipitation contient : Fe Nb Ta Ti S P Na > 0,05 mg/L 0,5 mg/L >0,05 mg/L >0,05 mg/L 650 mg/L >0,05 mg/L 0,9 g/L Exemple 11: Exemples de précipitation selon l'étape f) du procédé selon l'invention: Exemple 11-1 Une solution contenant : Fe Nb Ta Ti S P Na 0,007 g/L 2,3 g/L 0,05 g/L 0,01 0,04 g/L 0,002 g/L 1,3 g/L est introduite lentement dans trois fois son volume d'eau acidifiée à pH=4 par 20 de l'acide chlorhydrique. Lors de l'ajout, on maintient le pH à la valeur de 4 par 15 ajout d'une solution d'acide chlorhydrique à 1 mol/L. Lorsque l'ajout de la solution de niobium est terminé, on sépare le liquide du solide par centrifugation. Après séchage à 115 °C, le solide à la composition massique suivante : Fe Nb Ta Ti S P CI 0,3% 52% 1,2% 0,4% 0,1% 0,07% 0,4% Le filtrat de précipitation a la composition suivante : Fe Nb Ta Ti S P Na CI 0,04 mg/L 8,6 mg/L 0,22 mg/L 0,05 mg/L 9,9 mg/L 0,02 mg/L 0,28 g/L 4,99 g/L Le rendement de précipitation du niobium est dans ces conditions de 98,5%. Exemple 11-2 Une solution contenant : Fe Nb Ta Ti S P Na 0,007 g/L 2,3 g/L 0,05 g/L 0,01 0,04 g/L 0,002 1,3 est introduite lentement dans trois fois son volume d'eau acidifiée à pH=4 par de l'acide nitrique. Lors de l'ajout, on maintient le pH à la valeur de 4 par ajout d'une solution d'acide nitrique à 1 mol/L. Lorsque l'ajout de la solution de niobium est terminé, on sépare le liquide du solide par centrifugation. Après séchage à 115 °C, le solide à la composition massique suivante : Fe Nb Ta Ti S P 0,2 % 54 % 1,2 % 0,4 % 0,1 % 0,05 % Le filtrat de précipitation à la composition suivante : Fe Nb Ta Ti S P Na 0,1 mg/L 0,4 me 0,02 mg/L 0,02 mg/L 9,3 me 0,05 mg/L 0,31 g/L Le rendement de précipitation du niobium est dans ces conditions de 99,9%. Exemple comparatif 1 : Concentration en soude faible Un concentré de niobium/tantale de composition élémentaire massique suivante : Fe Al P Nb Ta Ti S Na U Th 8,0 % 0,2% 11% 11% 0,2% 9,8% 0,6% 0,06% 0,001% 0,1% est introduit dans une solution de soude diluée (de 10 à 100 g/L) à raison de 80 L/kg de solide. La suspension est chauffée à 90 °C pendant 1 h puis le solide est séparé du liquide par centrifugation. La solution obtenue contient une partie du niobium, puis le solide est lavé à l'eau deux fois. 10 g/L 20 g/L 50 g/L 100 g/L Solubilisation Nb 12 % 20 % 21 % 29 % Ainsi lorsqu'on utilise une concentration de soude faible (10 à 100 g/L) avec de faible durée de conversion (1h), le Nb n'est pas reprécipité mais reste partiellement soluble dans le filtrat de conversion. Ainsi on récupère entre 12 et 30 % du niobium dans le liquide avec l'intégralité ou presque du soufre et du phosphore.The solid with the following composition: Fe Al Nb Ta Ti SP 0.1% 0.01% 59% 1.3% 0.2% 0.1% 0.07% The precipitation filtrate contains: Fe Nb Ta Ti SP Na> 0.05 mg / L 0.5 mg / L> 0.05 mg / L> 0.05 mg / L 650 mg / L> 0.05 mg / L 0.9 g / L Example 11: Examples of precipitation according to step f) of the process according to the invention: Example 11-1 A solution containing: Fe Nb Ta Ti SP Na 0.007 g / L 2.3 g / L 0.05 g / L 0.01 0.04 g / L 0.002 g / L 1.3 g / L is slowly introduced into three times its volume of acidified water at pH = 4 with hydrochloric acid. Upon addition, the pH is maintained at 4 by addition of 1 mol / L hydrochloric acid solution. When the addition of the niobium solution is complete, the liquid is separated from the solid by centrifugation. After drying at 115 ° C., the solid with the following mass composition: Fe Nb Ta Ti SP CI 0.3% 52% 1.2% 0.4% 0.1% 0.07% 0.4% The filtrate of precipitation at the following composition: Fe Nb Ta Ti SP Na Cl 0.04 mg / L 8.6 mg / L 0.22 mg / L 0.05 mg / L 9.9 mg / L 0.02 mg / L 0 , 28 g / L 4.99 g / L The precipitation yield of niobium is under these conditions of 98.5%. Example 11-2 A Solution Containing: Fe Nb Ta Ti SP Na 0.007 g / L 2.3 g / L 0.05 g / L 0.01 0.04 g / L 0.002 1.3 is introduced slowly in three times volume of acidified water at pH = 4 with nitric acid. During the addition, the pH is maintained at the value of 4 by adding a nitric acid solution at 1 mol / l. When the addition of the niobium solution is complete, the liquid is separated from the solid by centrifugation. After drying at 115 ° C., the solid with the following mass composition: Fe Nb Ta Ti SP 0.2% 54% 1.2% 0.4% 0.1% 0.05% The precipitation filtrate with the following composition : Fe Nb Ta Ti SP Na 0.1 mg / L 0.4 me 0.02 mg / L 0.02 mg / L 9.3 me 0.05 mg / L 0.31 g / L The precipitation yield of in these conditions, niobium is 99.9%. Comparative Example 1: Low Sodium Concentration A niobium / tantalum concentrate of the following mass elemental composition: Fe Al P Nb Ta Ti S Na U Th 8.0% 0.2% 11% 11% 0.2% 9.8% 0.6% 0.06% 0.001% 0.1% is introduced into a dilute sodium hydroxide solution (from 10 to 100 g / l) at a rate of 80 L / kg of solid. The suspension is heated at 90 ° C for 1 h and then the solid is separated from the liquid by centrifugation. The resulting solution contains a portion of the niobium, and the solid is washed with water twice. 10 g / L 20 g / L 50 g / L 100 g / L Solubilization Nb 12% 20% 21% 29% Thus when using a low concentration of sodium hydroxide (10 to 100 g / L) with low conversion time (1h), the Nb is not reprecipitated but remains partially soluble in the conversion filtrate. Thus, between 12 and 30% of the niobium in the liquid is recovered with almost all of the sulfur and phosphorus.

En résumé, avec des concentrations faibles on perd une partie du Nb avec le phosphore.In summary, with low concentrations we lose part of the Nb with phosphorus.

Claims

REVENDICATIONS1. A process for the purification of niobium and / or tantalum from a niobium and / or tantalum ore or concentrate containing titanium and / or iron, preferably a niobium and / or tantalum concentrate containing titanium and / or iron, the process comprising the following steps: a) sodium conversion of a niobium and / or tantalum ore or concentrate containing titanium and / or iron by adding a solution of concentrated NaOH at a temperature of between 50 ° C and 150 ° C; B) solid / liquid separation and recovery of the solid obtained in step a); c) washing the solid recovered in step b) with an aqueous solution containing at most 30 g / l of NaOH and recovery of the washed solid; d) adding water to dissolve niobium and / or tantalum; e) solid / liquid separation and recovery of the aqueous solution containing niobium and / or tantalum obtained in step d); f) acidifying the aqueous solution obtained in step e) to a pH of between 1 and 5, advantageously between 3 and 4, so as to precipitate niobium and / or tantalum; g) solid / liquid separation and recovery of the purified niobium and / or tantalum precipitate obtained in step f).

2. Method according to claim 1 characterized in that in step a) the concentrated NaOH solution contains at least 200 g / l of NaOH, preferably between 200 and 500 g / l of NaOH.

3. Method according to any one of claims 1 or 2 characterized in that the duration of step a) is between 2 and 24 hours.

4. Method according to any one of claims 1 to 3 characterized in that the LIS ratio of step a) is between 3 and 50 L / kg.

5. Method according to any one of claims 1 to 4 characterized in that the solid / liquid separation steps b), e) and g) are carried out by filtration, decantation or centrifugation.

6. Method according to any one of claims 1 to 5 characterized in that in step c) the diluted NaOH solution contains between 3 and 30 g / l of NaOH.

7. Method according to any one of claims 1 to 6 characterized in that the LIS ratio of step d) is 200 L / kg, preferably between 10 and 100 L / kg.

8. Method according to any one of claims 1 to 7 characterized in that the aqueous solution obtained in step d) has a pH of between 11 and 13, preferably it is 11.5. 15

9. Process according to any one of claims 1 to 8 characterized in that the acid used in step f) is sulfuric acid.

10. Process according to any one of claims 1 to 9 characterized in that the niobium and / or tantalum is in the form of oxide, hydroxides and / or phosphates in the ore or concentrate to be purified . 20

11. Process according to any one of Claims 1 to 10, characterized in that the ore or concentrate of niobium and / or tantalum of step a) additionally contains aluminum, phosphorus, zirconium and sulfur. silicon and / or radioactive elements and in that the niobium and / or tantalum precipitate is quantitatively purified from these elements, typically with purification efficiencies greater than 98%.

12. Process according to any one of Claims 1 to 11, characterized in that it comprises an additional step h) of washing the precipitate, advantageously with water, and calcination of the washed precipitate.

13. Method according to any one of claims 1 to 12 characterized in that the concentrate or niobium ore and / or tantalum of step a) contains between 6 and 26% by weight of niobium and / or tantalum, between 2 and 15 ° A) by weight of titanium and between 5 and 10 ° A) by mass of iron and in that its purification yield is at least 70 ° / 0.

14. Process according to any one of claims 1 to 13, characterized in that the concentrate or ore of step a) does not contain tantalum and in that g) a precipitate is obtained in step g). purified niobium.

15. Process according to any one of Claims 1 to 14, characterized in that the concentrated NaOH solution obtained after the separation step b) is recycled, advantageously after purification by crystallization of the impurities at a temperature below 50 ° C. preferably 30 ° C.

16. A method according to any one of claims 1 to 15 characterized in that it comprises a prior step i) before step a) washing the concentrate or ore with an aqueous solution of NaOH diluted to remove phosphorus present in the concentrate or ore and in that the concentrated NaOH solution obtained after the separation step b) is recycled.