Métallurgie extractive, volume 3

-

Livres
369 pages
Lire un extrait
Obtenez un accès à la bibliothèque pour le consulter en ligne
En savoir plus

Description

Cet ouvrage en trois volumes, sur la Métallurgie extractive, traite des transformations, des procédés et des opérations correspondantes. Il décrit les grandes familles de transformations (pyrométallurgie, hydrométallurgie, chlorométallurgie, électrométallurgie) qui se produisent dans les opérations de séparation ou extraction des constituants des minerais et scories, réduction d'oxydes, de sels et de chlorures, conversion des fontes, sulfures et des mattes, affinage de métal primaire ou de métaux recyclés.
Les bases physicochimiques des transformations indispensables à la maîtrise des opérations (optimisation des conditions opératoires) et les bases de la conception, du dimensionnement et de la conduite des unités mettant en œuvre ces opérations sont aussi exposées dans cet ouvrage.
Métallurgie extractive étudie successivement : les bases thermodynamiques et cinétiques des transformations, les transformations se produisant dans les procédés et opérations et les procédés, opérations et filières d'élaboration des principaux métaux.
Chapitre 16. Les opérations unitaires physiques. Chapitre 17. Les réacteurs hydrométallurgiques. Chapitre 18. Les réacteurs gaz-solide. Chapitre 19. Les hauts fourneaux. Chapitre 20. Les procédés de fusion-réduction. Chapitre 21. Les procédés de conversion et d'affinage dans l'élaboration des aciers. Chapitre 22. Les procédés de conversion des minerais sulfurés et des mattes. Chapitre 23. Les fours électriques. Chapitre 24. L'électrolyse ignée. Chapitre 25. Les filières d'élaboration des métaux. Nomenclature. Index.

Sujets

Informations

Publié par
Date de parution 06 octobre 2009
Nombre de visites sur la page 15
EAN13 9782746240285
Langue Français

Informations légales : prix de location à la page 0,0735 €. Cette information est donnée uniquement à titre indicatif conformément à la législation en vigueur.

Signaler un problème




















Métallurgie extractive 3



































© LAVOISIER, 2009
LAVOISIER
11, rue Lavoisier
75008 Paris

www.hermes-science.com
www.lavoisier.fr

ISBN volume 3 978-2-7462-2335-6
ISBN général 978-2-7462-2332-5



Le Code de la propriété intellectuelle n'autorisant, aux termes de l'article L. 122-5, d'une part,
que les "copies ou reproductions strictement réservées à l'usage privé du copiste et non
destinées à une utilisation collective" et, d'autre part, que les analyses et les courtes citations
dans un but d'exemple et d'illustration, "toute représentation ou reproduction intégrale, ou
partielle, faite sans le consentement de l'auteur ou de ses ayants droit ou ayants cause, est
illicite" (article L. 122-4). Cette représentation ou reproduction, par quelque procédé que ce
soit, constituerait donc une contrefaçon sanctionnée par les articles L. 335-2 et suivants du
Code de la propriété intellectuelle.
Tous les noms de sociétés ou de produits cités dans cet ouvrage sont utilisés à des fins
d’identification et sont des marques de leurs détenteurs respectifs.


Printed and bound in England by Antony Rowe Ltd, Chippenham, October 2009.






Métallurgie


extractive 3


opérations, procédés
et filières d'élaboration











Alain Vignes








TABLE DES MATIÈRES
Avant-propos....................................... 13
Chapitre 16. Les opérations unitaires physiques................. 21
16.1. Opérations de séparation « solide-solide » et « solide-fluide » .... 21
16.1.1. Flottation .. 21
16.1.2. Décantation ou sédimentation ..................... 23
16.1.3. Centrifugation ............................... 23
16.1.4. Filtration.................................. 24
16.2. Opérations de séparation des constituants d’une phase fluide ..... 25
16.2.1. Condensation 25
16.2.2. Sublimation ou vaporisation ...................... 25
16.2.3. Liquation .. 25
16.2.4. Distillation. 27
16.2.5. Distillation extractive .......................... 30
16.3. Bibliographie .. 32
Chapitre 17. Les réacteurs hydrométallurgiques................ 33
17.1. Bases du dimensionnement des réacteurs de lixiviation-précipitation. 33
17.1.1. Description sommaire des ré-pré. 33
17.1.2. Modélisation d’un réacteur continu parfaitement agité (CSTR) . 36
17.1.3. Les modèles de dimensionnement des réacteurs de lixiviation
et de précipitation................................. 38
17.1.4. Fonction de distribution des tailles de particules (DTP)...... 39
17.2. Modélisation basée sur la distribution des temps de séjour
des particules dans le réacteur (CSTR) ...................... 42
17.2.1. Modélisation d’un étage de réacteur.................. 42






8 Métallurgie extractive 3
17.2.2. Modélisation d’une opération de lixiviation dans une batterie
de réacteurs en série (réacteur multi-étagé).................. 46
17.3. Modélisation basée sur le « bilan de population »............ 49
17.3.1. Equation du «» de particules
dans un réacteur ouvert parfaitement mélangé (CSTR) ........... 49
17.3.2. Lixiviation ................................ . 50
17.3.3. Précipitation homogène......................... 50
17.4. Opérations d’extraction par solvant : les mélangeurs-décanteurs
et les colonnes d’extraction............................. 52
17.4.1. Comportement hydrodynamique d’un mélangeur-décanteur... 55
17.4.2. Comporteme’une colonne d’extraction...
17.4.3. Dimensionnement d’un mélangeur-décanteur,
fonctionnement en discontinu.......................... 56
17.4.4. Dimensionnement d’une batterie de mélangeurs décanteurs
fonctionnant en continu et à contre-courant .................. 57
17.4.5. Dimensionnement d’une colonne d’extraction............ 59
17.5. Bibliographie ................................ .. 61
Chapitre 18. Les réacteurs « gaz-solide »..................... 63
18.1. Présentation d’ensemble des réacteurs et des procédés......... 63
18.2. Principes du fonctionnement et bases de la modélisation
des réacteurs « gaz-solide »............................. 65
18.2.1. Description sommaire du fonctionnement des réacteurs
« gaz-solide ».................................... 65
18.2.2. Lit dense (fixe ou mobile) ........................ 67
18.2.3. Fluidisation 69
18.2.4. Lit entraîné (circulant) .......................... 71
18.3. Les réacteurs gaz-solide à lit dense..................... 72
18.3.1. Réacteur gaz-solide à lit dense fixe.................. 73
18.3.2. Réà courants croisés................ 75
18.3.3. Le four à cuve : lit dense mobile avec écoulement
à contre-courant de la phase gazeuse à travers le lit ............. 78
18.4. Les réacteurs à lit fluidisé 83
18.4.1. Particules subissant une transformation in situ ........... 84
18.4.2. Transformations du type : gazéification ............... 89
18.5. Les réacteurs « solide-solide » ....................... 91
18.5.1. Le four à sole tournante (rotary hearth furnace).......... 91
18.5.2. Le four rotatif (rotary kiln) 92
18.5.3. Le four à soles multiples......................... 94
18.6. Bibliographie ................................ .. 94








Table des matières 9

Chapitre 19. Les « hauts fourneaux »........................ 97
19.1. Introduction................................... 97
19.2. Le haut fourneau à fonte pour acier..................... 99
19.2.1. Description du haut fourneau ...................... 100
19.2.2. Enfournements et produits ....................... 103
19.2.3. Les phénomènes mis en jeu et les processus élémentaires..... 105
19.2.4. Modélisation et conduite du haut fourneau.............. 114
19.3. Le haut fourneau à manganèse 125
19.3.1. Description du haut fourneau 125
19.3.2. Les zones et les réactions ........................ 127
19.3.3. Droite opératoire ............................. 129
19.3.4. Bilans thermiques 130
19.4. Le haut fourneau à zinc : Imperial Smelting Furnace (ISF) ...... 131
19.4.1. Description du haut fourneau ...................... 131
19.4.2. Les zones et les réactions 132
19.4.3. Bilans de matière et droite opératoire................. 135
19.5. Le haut fourneau à plomb (LBF) 137
19.6. Le cubilot à fonte ............................... 139
19.7. Bibliographie ................................ .. 140
Chapitre 20. Les procédés de « fusion-réduction » ............... 143
20.1. Vue d’ensemble des procédés de fusion-réduction ........... 143
20.2. L’élaboration de fonte à partir de minerai de fer par fusion-réduction 144
20.2.1. Considérations générales ........................ 144
20.2.2. Les procédés à massif de carbone. Les procédés Corex/Finex . . 145
20.2.3. Les procédés à bain liquide (in-bath direct smelting) ....... 147
20.3. Extraction des métaux (Sn, Zn) ....................... 156
20.3.1. Extraction de l’étain ........................... 156
20.3.2. Le procédé de volatilisation zinc slag fuming ............ 158
20.4. Réduction de la magnésie .......................... 162
20.5. Bibliographie ................................ .. 165
Chapitre 21. Les procédés de conversion et d’affinage
dans l’élaboration des aciers ............................. 167
21.1. Vue d’ensemble des filières, opérations et procédés d’élaboration
des aciers ........ 167
21.2. Opérations de prétraitement de la fonte .................. 169
21.3. L’opération de « conversion » de la fonte ................. 171
21.3.1. Les procédés et convertisseurs ..................... 172
21.3.2. Le processus de la conversion d’une fonte non déphosphorée . . 174













10 Métallurgie extractive 3
21.3.3. Influence des conditions de soufflage de l’oxygène
et d’enfournement de chaux sur l’évolution de la conversion ....... 177
21.3.4. Influence des modes de soufflage sur l’état du système
en fin de soufflage ................................ . 178
21.3.5. Modélisation thermodynamique : calcul des enfournements . . . 185
21.3.6. Conduite de l’opération de conversion ................ 190
21.4. Les opérations d’affinage dans l’élaboration des aciers inoxydables . 192
21.4.1. Les procédés et convertisseurs ..................... 192
21.4.2. Principe de base de l’affinage dans ces procédés .......... 194
21.4.3. Conduite d’une opération dans un convertisseur VOD....... 195
21.4.4. Conduite d’ération dans un convertisseur AOD 196
21.5. Les procédés d’élaboration des aciers à très bas carbone........ 197
21.5.1. Décarburation dans un convertisseur par injection mixte
argon + oxygène ................................ .. 197
21.5.2. Traitement dans un four poche sous vide ............... 197
21.5.3. Procédés RH et DH............................ 197
21.6. Bibliographie .. 201
Chapitre 22. Les procédés de conversion des minerais sulfurés
et des mattes ....... 203
22.1. Vue d’ensemble des procédés........................ 203
22.2. Les procédés de flashsmelting 206
22.2.1. Le procédé Outokumpu ......................... 206
22.2.2. Le procédé INCO ............................. 207
22.2.3. Le procédé Kivcet ............................ 208
22.2.4. Etudes de base, applications et résultats typiques .......... 210
22.3. Les procédés avec injection de gaz par tuyères.............. 213
22.3.1. Le procédé Noranda de fusion oxydante de concentrés ...... 215
22.3.2. Les procédés de conversion de mattes dans des convertisseurs
Peirce-Smith et Hoboken 216
22.3.3. Le procédé Noranda de conversion secondaire de mattes de cuivre . 218
22.3.4. Le procédé QSL de « conversion » directe de concentrés
de sulfures de plomb................................ 218
22.4. Les procédés avec soufflage de gaz oxydant au-dessus du bain.... 221
22.4.1. Phénomènes hydrodynamiques..................... 221
22.4.2. Les convertisseurs avec soufflage d’oxygène par lance
au-dessus du bain . 222
22.4.3. Le procédé Mitsubishi .......................... 225
22.5. Le procédé Ausmelt avec injection de gaz dans un bain par lance
submergée ....... 227
22.6. Bibliographie ................................ .. 232










Table des matières 11
Chapitre 23. Les fours électriques.......................... 235
23.1. Introduction................................ ... 235
23.2. Fonctionnement des fours 238
23.2.1. Les fours à arcs .............................. 238
23.2.2. Les fours à électrodes partiellement immergées
dans une couche de laitier (immersed electrodes) .............. 250
23.2.3. Diagramme « PVI » et modes de fonctionnement
(à arc et résistif) des fours triphasés à trois électrodes............ 252
23.2.4. Les fours à induction........................... 253
23.3. Les fours de fusion de ferrailles ou de minerais préréduits....... 254
23.3.1. Fours électriques triphasés « à arcs » à trois électrodes ...... 255
23.3.2. Les fours mono-électrodes à arc alimenté en courant continu . . 258
23.4. Les fours électriques de fusion-réduction ................. 260
23.4.1. Considérations générales ........................ 260
23.4.2. Les fours à électrodes immergées dans un laitier .......... 264
23.4.3. Les fours à arcs libres et à bain de laitier liquide 266
23.4.4. Les fours à arcs confinés (shielded arcs)
(à trois et six électrodes) ............................. 269
23.4.5. Les fours électriques triphasés à trois électrodes, immergées
dans une charge solide à « arcs submergés »
dans un « massif de carbone ».......................... 273
23.4.6. Les fours à arcs de production de silicium métal et ferrosilicium 278
23.5. Les fours de refusion à électrode consommable ............. 280
23.5.1. Procédé de refusion sous laitier (ESR) ................ 282
23.5.2. Four de refusion à arc sous vide .................... 283
23.6. Bibliographie ................................ .. 283
Chapitre 24. L’électrolyse ignée ........................... 287
24.1. Bases de l’éée ou en sels fondus .............. 287
24.2. Electrolyse des chlorures 289
24.2.1. Electrolyse du chlorure de magnésium ................ 289
24.2.2. Electrolyse du chlorure de lithium................... 292
24.2.3. Electrolyse du chlorure de calcium .................. 293
24.2.4. Electrolyse du chlorure d’aluminium ................. 293
24.2.5. Electrolyse du chlorure de titane.................... 293
24.3. Réduction de l’alumine par électrolyse 294
24.3.1. Les cellules d’électrolyse ........................ 294
24.3.2. Caractéristiques du bain électrolytique ................ 296
24.3.3. Processus aux électrodes et phénomènes mis en jeu ........ 298
24.3.4. Données thermodynamiques et cinétiques .............. 300
24.3.5. Bilan énergétique............................. 302






12 Métallurgie extractive 3
24.3.6. Utilisation d’anodes inertes....................... 307
24.3.7. Electroraffinage de l’aluminium.................... 308
24.4. Electroréduction d’oxydes et désoxydation de métal
par électrolyse en sels fondus............................ 308
24.4.1. Electroréduction d’oxydes de titane.................. 308
24.4.2. Désoxydation électrolytique du titane................. 310
24.5. Bibliographie ................................ .. 310
Chapitre 25. Les filières d’élaboration des métaux ............... 313
25.1. La fonte, les aciers et les ferroalliages................... 313
25.2. L’aluminium (le gallium) .......................... 315
25.2.1. Filière industrielle ............................ 315
25.2.2. Procédés non industrialisés ....................... 317
25.2.3. Récupération du gallium......................... 317
25.3. Le cuivre ................................ .... 317
25.3.1. Traitement des minerais sulfurés.................... 318
25.3.2. Traitement des minerais oxydés 319
25.3.3. Traitement des boues anodiques (Au, Ag, Se, Te) ......... 320
25.4. Le nickel (le cobalt) .............................. 321
25.4.1. Traitement des minerais sulfurés et des mattes ........... 322
25.4.2. Traitement des minerais oxydés 325
25.5. Le zinc (cadmium, indium, germanium, gallium) ............ 328
25.5.1. Filière pyrométallurgique ........................ 328
25.5.2. Filières hydrométallurgiques ...................... 330
25.6. Le plomb (argent, bismuth) ......................... 331
25.7. L’étain................................ ...... 334
25.8. Le magnésium . 336
25.9. Le titane, le zirconium, l’hafnium ..................... 336
25.10. Le chrome ... 338
25.11. Le molybdène et le tungstène ....................... 339
25.12. Le niobium et Le tantale .......................... 340
25.13. L’or ....... 341
25.14. Les métaux du groupe platine (PGM) .................. 341
25.15. Le silicium .. 342
25.16. Bibliographie ................................ . 343
Nomenclature ....... 345
Index ............ 355
Sommaires volume 1 et 2 ............................... 363









AVANT-PROPOS
La métallurgie extractive est « l’art d’extraire les métaux de la terre et de les
purifier » (Larousse). L’étude des transformations et des procédés utilisés constitue
le sujet de cet ouvrage.
Dans la plupart des livres de métallurgie, l’introduction commence par un rappel
des étapes du progrès métallurgique. Ces étapes, selon et depuis Lucrèce, se
confondraient avec celles du progrès humain : âge du cuivre, du bronze et du fer,
1 2âge du silicium . Selon J.P. Mohen , le rôle considérable attribué aux trois
principaux métaux dans l’évolution générale des sociétés humaines doit néanmoins
être relativisé. Il n’en reste pas moins que la « métallurgie est la manifestation
préhistorique la plus avancée de la maîtrise des ressources naturelles » (J.P. Mohen).
eL’obtention du cuivre à partir de son minerai remonte au milieu du V millénaire
eavant notre ère et celle du fer dès le début du II millénaire avant notre ère.
L’élaboration des métaux et alliages constitue toujours de nos jours une des
industries de base de transformation de la matière. Les métaux et alliages constituant
toujours une ressource incontournable pour les constructions métalliques, mécaniques,
électromécaniques, électriques et même électroniques (le silicium est traité comme
un métal).
Cette industrie se caractérise par :
– des productions (de métal primaire) très variables allant de 1 345 millions de
3tonnes par an d’acier à 138 000 tonnes de titane, en l’an 2007 ;

1. S.L. Sass, The Substance of Civilization: Materials and Human History from the Stone Age
to the Age of Silicon, Arcade Publishing, 1999.
2. J.P. Mohen, Métallurgie préhistorique, Masson, Paris, 1990.
3. U.S. Geological Survey, Minerals Commodity Summaries and Minerals Yearbook, 2007. 14 Métallurgie extractive 3
Acier Aluminium Cuivre Zinc Plomb Nickel Magnésium Titane
1345 38 15,6 10,6 7 1,66 0,79 0,138
– de très forts taux de croissance, en particulier dans les années 1950 à 1973, et
de nouveau depuis l’année 2000. La production d’acier était de 200 millions de
tonnes en 1950. La production d’aluminium est passée de 2 millions de tonnes en
1950 à 10 millions de tonnes en 1973 pour atteindre 38 millions de tonnes en 2007.
Si, dans les pays « développés », la croissance en termes de tonnage s’est fortement
ralentie dans les dernières décades, ceci est dû à une consommation moindre de ces
produits par suite de l’augmentation des performances mécaniques et physiques des
matériaux et pièces fabriquées à partir de ces produits, donc nécessitant moins de
matière pour le même usage. En revanche la production annuelle d’acier en Chine
4est passée de 182 millions de tonnes en 2002 à 489 millions de tonnes en 2007 ;
– des coûts de production très différents, variant d’un facteur 20 à 25 entre
l’acier et le titane. Les trois principaux postes du coût de production des métaux sont
l’investissement, le minerai et la consommation énergétique. La consommation
d’énergie est d’environ 20 GJ/tonne d’acier, 80 GJ/tonne d’aluminium et 160 GJ/tonne
de titane, d’où la recherche permanente d’améliorations du procédé ou de
l’opération et/ou le développement de nouveaux procédés ;
– des taux de recyclage très élevés. L’acier recyclé représente 46 % des sources
de fer dans la sidérurgie mondiale. La filière de production « four électrique »
produit 35 % de l’acier. Elle utilise 75 % d’énergie en moins que la filière intégrée.
Le taux de recyclage de l’aluminium représente 25 % de la production totale et la
consommation d’énergie à partir d’aluminium recyclé représente 5 % (énergie de
refusion) de la consommation à partir de minerai. La production de zinc primaire a
été de 7,4 millions de tonnes et à partir de zinc recyclé de 2,1 Mt. Dans le cas du
plomb, la production à partir de plomb recyclé est supérieure à 50 % ;
– des qualités de produits, tant en teneur en impuretés nocives pour les produits
finis, comparables à la pureté des matériaux pour l’électronique, qu’en fourchette de
composition pour les éléments d’alliages, très faibles, permettant d’obtenir des
pièces de caractéristiques physiques ou mécaniques présentant une dispersion très
faible. Pour des coulées unitaires de métal pouvant atteindre 300 tonnes, des
nuances d’acier à teneurs en carbone inférieures à 25 ppm, en soufre et phosphore
inférieures à 20 ppm, voire à 10 ppm peuvent être garanties. Les teneurs en
impuretés dans l’aluminium liquide après électrolyse et affinage sont de Li < 3 ppm,
Na < 1 ppm, H < 1/10 ppm. Les teneurs en impuretés de fils fins de cuivre se
comptent en ppm. L’obtention de ces caractéristiques chimiques couplée à la
recherche de la consommation énergétique la plus faible, exigent une maîtrise
parfaite du procédé et donc une connaissance approfondie de sa technologie ;

4. Source : IISI (International Iron and Steel Institute). Avant-propos 15
– les réductions de la consommation d’énergie et des pollutions (rejet de CO , de 2
SO, de poussières) pour la production des métaux deviennent des objectifs 2
prioritaires, qui induisent le développement de nouveaux procédés ou de filières.
Les matières premières pour l’élaboration des métaux et alliages sont les
minerais d’une part et les produits de recyclage et de récupération d’autre part :
– les minerais sont essentiellement des mélanges d’oxydes ou de sulfures. Les
minerais de Sn, Fe, Mn, Cr, Al, Ni sont des oxydes. Les minerais de nombreux
métaux non ferreux : Cu, Ni, Pb, Zn, Cd, Mo, sont des sulfures ;
– les métaux recyclés (Fe, Al, Cu, Zn, Pb) ;
– les poussières sidérurgiques contenant des métaux ou des oxydes (Zn, Cd, Pb) ;
– les résidus d’attaque de minerais par des solutions aqueuses, par exemple, les
boues rouges, résidus d’attaque de la bauxite par le procédé Bayer, contenant du
titane, du vanadium, du gallium ; les boues de cyanuration de l’or ;
– les crasses, laitiers et scories : soit pour récupérer des métaux rares, soit pour
éliminer des constituants nocifs en termes d’environnement (slag cleaning).
Les opérations de la minéralurgie sont des opérations de séparation des
constituants du minerai, essentiellement des constituants de la gangue (SiO , Al O , 2 2 3
CaO, MgO), par des procédés physiques : broyage, puis séparation par sédimentation,
et des opérations d’enrichissement par flottation, par triage magnétique, etc.,
conduisant à l’obtention d’une matière première enrichie en constituants dont la
métallurgie extractive réalise la première transformation.
Les opérations de métallurgie extractive traitent les minerais enrichis ou non.
Ceux-ci sont des mélanges d’oxydes ou de sulfures. Les filières de traitement du
minerai brut ou enrichi, ainsi que les procédés utilisés dans ces filières dépendent en
premier lieu de la nature du minerai et de la teneur en métal recherché dans le
minerai.
Ainsi le minerai de fer est de l’oxyde de fer pratiquement pur (hématite ou
magnétite). Il titre en moyenne de l’ordre de 65 % de fer et de quelques % de silice
SiO . L’opération de base de traitement sera la réduction « directe » de l’oxyde de 2
fer.
Le minerai d’aluminium : la bauxite est constituée d’alumine Al O (30 à 60 %), 2 3
d’oxyde de fer Fe O (1 à 30 %) et de silice (1 à 10 %). La première phase du 2 3
traitement du minerai sera constituée par la séparation de ces oxydes pour obtenir
l’alumine (« pure »), réduite, dans une deuxième phase, par électrolyse en sels
fondus.

16 Métallurgie extractive 3
Les minerais sulfurés de cuivre, dont la teneur en cuivre est très faible atteignant
exceptionnellement 5 %, subissent des opérations de minéralurgie (flottation) pour
obtenir des concentrés de composition (Cu (20-25 %), Fe (30 %), S (30 %)). La
séparation du sulfure de cuivre du sulfure de fer par des opérations d’oxydation
sélective constitue la première étape du traitement. La deuxième étape est constituée
par la conversion du sulfure de cuivre en cuivre. La troisième étape par une
opération d’affinage du cuivre.
Le minerai de zirconium, le zircon (silicate double de zirconium et de hafnium
(ZrSiO , HfSiO )), est transformé en chlorures gazeux, dont la séparation est 4 4
possible avant la réduction du chlorure de zirconium en zirconium. Le minerai de
titane le plus utilisé est l’ilménite (FeO, TiO ). La transformation de base est 2
constituée par la réduction de l’oxyde de fer avec production de fonte et formation
d’un laitier d’oxyde de titane. Mais la transformation primaire pour la production du
métal est basée sur la chloration du minerai.
Les minerais non ferreux comportent en outre à des teneurs très faibles de
nombreux métaux rares ou « nobles », dont l’extraction et la récupération
constituent souvent des opérations essentielles pour l’économie globale de la
transformation et des constituants, qui, après transformation sont des impuretés
métalliques ou métalloïdiques, nocives pour les propriétés d’emploi des produits
métalliques. Elles doivent être éliminées avant ou après les opérations de
transformation de l’oxyde ou du sulfure en un métal.
Les opérations mises en œuvre sont des transformations par voie chimique du
minerai enrichi ou des produits recyclés ou récupérés et des opérations de séparation
par voie physique ou chimique des produits de ces opérations. On classe ces
opérations en grandes familles : pyrométallurgie, chloro, hydro et électrométallurgie :
– la pyrométallurgie est constituée par des opérations effectuées à haute
température classées en :
- métallurgie primaire ou de première transformation (winning, smelting), qui
transforme le minerai enrichi ou non, pour aboutir au métal en général liquide,
quelquefois sous forme d’éponge (solide très poreux) ou de poudre, qui constituera
la base des aciers et alliages. Elle met en œuvre les transformations suivantes :
- réduction d’oxydes ou de mélanges d’oxydes à l’état solide par un gaz
réducteur, ou à l’état liquide par des réducteurs puissants (carbone, silicium),
- séparation puis conversion des sulfures à l’état solide (grillage) ou à l’état
liquide par l’oxygène (smelting oxidation) (cuivre, nickel),
- premier affinage de solutions liquides métalliques (décarburation,
déphosphoration) ; Avant-propos 17
- métallurgie secondaire qui consiste en un traitement du métal liquide, obtenu
soit directement dans la première étape, soit par refusion, de produits métalliques de
recyclage. Elle comporte plusieurs opérations successives ou combinées : l’affinage
(purification), c’est-à-dire l’élimination des éléments nocifs restant dans le métal
liquide (désoxydation, déshydrogénation, etc.) et la mise à la nuance (addition des
éléments constitutifs de l’alliage) ;
– la chlorométallurgie est constituée par les transformations suivantes :
- gazéification d’oxydes de métaux très réactifs, titane, zirconium,
- séparation des constituants gazeux par des procédés physiques : la distillation
et la distillation extractive,
- réduction de chlorures à l’état gazeux (par un réducteur puissant : magnésium
par exemple) ;
– la pyroélectrométallurgie est constituée par des opérations mettant en œuvre
une électrolyse (réduction), soit de mattes, soit d’oxydes (Al O ), soit de chlorures 2 3
(MgCl ) en sels fondus, donnant le métal à l’état liquide ; 2
– l’hydrométallurgie est constituée par opérations de métallurgie primaire
effectuées en milieu aqueux, à des températures relativement basses et souvent sous
de fortes pressions. L’hydrométallurgie comporte une succession d’opérations
consistant en lixiviation, précipitation, extraction par solvant, extraction par résine
échangeuse d’ions ;
– l’hydroélectrométallurgie met en œuvre des électrolyses de sels en milieu
aqueux, en donnant le métal à l’état solide. L’électroraffinage constitue une
opération d’affinage d’un métal obtenu dans une première électrolyse.
Les filières d’élaboration sont constituées par une succession d’opérations de ces
différentes familles.
Le maintien en exploitation d’une opération, l’amélioration d’une opération,
l’implantation d’une nouvelle opération (non utilisée jusqu’ici dans l’unité), le
développement d’un nouveau procédé ou d’une nouvelle opération, relèvent, bien
évidemment, de considérations techniques, mais également de considérations
économiques. Dans cet ouvrage, il ne sera pas question de considérations
économiques, pour des raisons évidentes. En revanche l’analyse des opérations en
termes de génie des procédés permet de mettre en évidence les éléments techniques
constituant les fondements de la filière, de l’opération unitaire (procédé et
appareillage). Le génie des procédés se caractérise par la prise en compte simultanée
de l’ensemble des processus élémentaires et de leurs couplages : réactions
chimiques, transfert de chaleur et de masse, hydrodynamique et transport de matière.
Ces processus sont régis par les équations de continuité ou bilans locaux de matière
de quantité de mouvement et de chaleur. La modélisation sera donc au cœur de
toutes les analyses des processus dans ce traité. La résolution de ces équations, de

18 Métallurgie extractive 3
manière analytique ou numérique, doit permettre d’effectuer des prévisions
quantitatives. Des solutions analytiques de ces équations aux dérivées partielles ont
été établies pour de nombreux cas, mais pour des cas particuliers. Elles sont
néanmoins intéressantes car elles révèlent l’influence de certains facteurs ou
paramètres sur les cinétiques de transformation. Elles conduisent à des relations
adimensionnelles très utiles. Ces solutions analytiques et les relations
adimensionnelles sont présentées et utilisées dans cet ouvrage. En revanche, pour les
méthodes numériques de résolution du système d’équations, le lecteur est renvoyé à
des traités et exposés spécialisés.
Dans cet ouvrage, sont traités successivement en trois parties :
– les bases thermodynamiques et cinétiques des transformations ;
– les transformations des constituants des minerais en produits intermédiaires
ou finis ;
– les procédés, les opérations unitaires et appareillages mis en œuvre pour réaliser
ces transformations et les filières d’élaboration des principaux métaux et alliages.
Dans ce troisième volume, sont étudiés les procédés industriels, ou en
développement, des principales opérations et le fonctionnement des réacteurs (en
termes de génie des procédés) mis en œuvre pour la réalisation de ces
transformations.
Les filières de transformation du minerai au produit fini : le métal liquide avant
coulée ou le métal à l’état solide sous forme brut (plaques ou poudres), sont
présentées et illustrées par des « flowsheets » pour les principaux métaux.
Ce livre s’adresse non seulement aux étudiants se destinant aux métiers de la
métallurgie, de la construction métallique et mécanique, qui veulent acquérir les bases
de cette technologie, de moins en moins enseignée dans nos universités et écoles
d’ingénieurs, mais également à tout ingénieur confronté à un problème (nouveau
pour lui) d’élaboration, soit directement (exploitation d’une unité industrielle ou
développement d’un nouveau procédé), soit indirectement (dans la définition de
spécifications d’un matériau impliquant des critères obtenus à l’élaboration).
Il est conçu pour être accessible à tout étudiant ou ingénieur ayant reçu une
formation générale de physique et chimie. Il n’exige que des connaissances
élémentaires en chimie, thermodynamique et cinétique chimique. Un des objectifs
de cet ouvrage est qu’il permette la consultation aisée de traités et publications
techniques pour un approfondissement de la question étudiée ou du problème posé.
Cet ouvrage est le résultat d’une formation en « génie des procédés », des cours
professés dans les Ecoles des Mines, de visites approfondies d’unités industrielles, Avant-propos 19
d’actions de recherches en collaboration avec des industriels, d’études et de travaux
communs en tant qu’ingénieur conseil et en tant qu’industriel en contact direct avec
de nombreux producteurs de pièces métalliques. L’auteur remercie plus
particulièrement les ingénieurs de l’IRSID, des sociétés Péchiney, Cezus, Eramet,
pour leurs conseils et avis autorisés.
L’auteur tient à remercier tout particulièrement Messieurs les professeurs Jean
Philibert et André Pineau. Enfin ce livre est dédié à Messieurs les professeurs Pierre
Le Goff et Pierre-Marie Fourt.


CHAPITRE 16
Les opérations unitaires physiques
Dans ce chapitre sont présentées les « opérations unitaires physiques » des
procédés « physiques » de séparation des constituants d’un système ne mettant pas
en jeu de réactions (chimiques). Seules les bases de ces procédés sont présentées. On
trouvera dans la bibliographie une liste d’ouvrages de base consacrés à ces procédés
et opérations.
16.1. Opérations de séparation « solide-solide » et « solide-fluide »
16.1.1. Flottation
La flottation est une opération de séparation de particules solides de natures
différentes [FUE 07]. Le principe de la flottation (froth flotation : flottation
moussante) est le suivant : après broyage, les particules solides à séparer sont mises
en suspension dans l’eau. On traite cette « pulpe » avec des réactifs (surfactants),
qui, en s’adsorbant sélectivement à la surface de certaines particules, les rendent
hydrophobes (ayant une plus grande affinité pour l’air que pour l’eau). La pulpe
ainsi conditionnée est introduite dans des cellules de flottation, munies d’agitateurs
et de diaphragmes par lesquels sont injectées des bulles d’air (voir figure 16.1.1).
Les bulles de gaz adhèrent aux particules hydrophobes et entraînent celles-ci (si la
résultante des forces de tension superficielle, de leur poids et de la poussée
d’Archimède est négative). L’ensemble particule-bulle flotte à la surface de la
cellule. Il se forme une écume, riche en phase solide, dynamiquement stable, à la
partie supérieure de la cellule de flottation, qui est extraite de la cellule afin de
former le concentré de flottation. 22 Métallurgie extractive 3

Figure 16.1.1. Cellule de flottation. Schéma de principe :
1) pulpe cellule précédente ; 2) pulpe cellule suivante
L’opération de flottation constitue une des premières étapes du traitement des
minerais complexes en particulier des sulfures, minerais naturels des métaux non
ferreux (plomb, cuivre, zinc, nickel). Les minerais sulfurés se prêtent pratiquement
toujours à la concentration par flottation avec de hauts rendements. C’est la
technique la plus utilisée qui permet une séparation du minerai de sa gangue (les
silicates sont mouillés par l’eau, alors que les sulfures ne le sont pas). Le minerai
doit subir un broyage jusqu’à obtention de particules de taille inférieure à 150 μm.
Cette opération a une importance économique majeure (des unités ont des capacités
de traitement de plus de 100 000 tonnes de minerai par jour).
La flottation permet également la séparation de sulfures entre eux : dans le
traitement des minerais sulfurés de zinc, des concentrés de nickel et dans le
traitement des mattes de nickel-cuivre (voir planche 25.4.2) avec obtention d’un
concentré enrichi en cuivre et un concentré enrichi en nickel.
Les surfactants sont des ions de molécules organiques du type alkyldithiocarbonates,
des xanthates ou des phosphates [RAO 04]. Les opérations unitaires physiques 23
Dans les opérations d’affinage de l’acier, de l’aluminium, l’extraction, du bain
liquide, des inclusions d’oxydes (particules) formées lors de la désoxydation de
l’acier (voir chapitre 15, paragraphe 15.2.3) ou présentes dans l’aluminium, est
réalisée par « flottation » en injectant dans le bain métallique des bulles d’argon
auxquelles adhérent les inclusions d’oxydes.
La séparation du soufre élémentaire S°, obtenu dans l’opération de lixiviation
des sulfures de zinc, est réalisée par flottation (voir chapitre 9, paragraphe 9.2.3.3 et
planche 9.5.3).
16.1.2. Décantation ou sédimentation
C’est une séparation « naturelle » de particules solides, en suspension dans un
liquide, qui s’effectue sous l’effet de la gravité. La décantation peut être accélérée
par coagulation des particules avec des floculants.
16.1.3. Centrifugation
La séparation gaz-solide s’effectue dans des cyclones (voir figure 16.1.2), les
particules solides entraînées par un gaz s’écoulant à grande vitesse sont projetées,
par l’effet de la force centrifuge, sur les parois du cyclone au cours d’un trajet
hélicoïdal descendant et tombent à la partie inférieure conique tandis que le gaz sort
par la partie supérieure.
Pour les suspensions liquide-solide, la séparation par centrifugation est obtenue
par mise en rotation de la suspension.

Figure 16.1.2. Cyclone. Séparation gaz-solide

24 Métallurgie extractive 3
16.1.4. Filtration
La filtration classique est utilisée dans les traitements hydrométallurgiques. Pour
les suspensions aqueuses, la séparation des particules, résultant d’une précipitation,
est obtenue en faisant passer (forçant) la suspension à travers une membrane en
toile, de maille très fine, ne laissant passer que les molécules de liquide, les
particules solides s’accumulant en formant un gâteau derrière la membrane.
La « filtration » des métaux liquides, avant leur coulée, est une technique de
purification de plus en plus utilisée pour éliminer les inclusions (particules d’oxydes
formées au cours d’élaboration et non décantées ou particules de réfractaires ou
débris de creuset) (voir chapitre 15, paragraphe 15.2.3).
Ces « filtres » sont constitués soit d’un lit (empilement) de particules sphériques
ou d’un monolithe percé de canaux cylindriques parallèles d’environ 1 mm de
diamètre. Le diamètre des « pores » du lit ou des canaux peut atteindre 100 fois la
taille des particules à piéger. Les particules sont captées par adsorption sur les parois
des pores ou canaux. La vitesse d’écoulement du métal liquide dans ces pores ou
canaux est un paramètre important de l’efficacité de ces pièges.
La tenue en température des céramiques utilisées permet la filtration de tous
les alliages d’aluminium (voir figures 15.3.3 et 16.1.3) de cuivre, des fontes (voir
figure 16.1.4), des superalliages.

Figure 16.1.3. Chambre de « filtration » de l’aluminium liquide. Procédé Pechiney
(G. Clément, Light Metals 1995, J. Evans (dir.), The Minerals,
Metals and Materials Society, p. 1253-1263, 1995) Les opérations unitaires physiques 25

Figure 16.1.4. Filtre céramique pour filtration de fonte
(document Daussan Group)
Un filtre, tel que celui présenté figure 16.1.3, d’une hauteur 1,5 m et d’une
2surface 2,7 m , est capable de traiter 25 tonnes d’aluminium par heure. La rétention
d’aluminium liquide dans le lit de particules est de 2,5 tonnes [BRÉ 95].
16.2. Opérations de séparation des constituants d’une phase fluide
16.2.1. Condensation
Elle permet la séparation des constituants d’une phase gazeuse par refroidissement.
Elle est mise en œuvre dans la métallurgie du zirconium et du titane pour séparer les
chlorures gazeux obtenus par carbochloruration des minerais (voir planche 25.9.1).
16.2.2. Sublimation ou vaporisation
Dans la métallurgie du zirconium, après l’opération de réduction Kroll, qui
produit un pseudo-alliage Zr-Mg, une « distillation sous vide secondaire »,
produisant une vaporisation du magnésium, permet de séparer le magnésium du
zirconium en laissant une éponge de Zr ou de Ti (voir planche 25.9.1).
16.2.3. Liquation
C’est une opération de démixtion, par refroidissement, d’une phase liquide en
deux phases liquides, dont l’une est riche en un constituant A et l’autre enrichie en
B, lorsque le diagramme de phase de la solution binaire A-B présente à l’état liquide
une lacune de miscibilité.


26 Métallurgie extractive 3
C’est une opération utilisée en métallurgie du zinc pour séparer le plomb du zinc
(voir chapitre 15, section 15.7 et planche 25.5.1). Le diagramme d’équilibre
zincplomb (voir figure 3.2.2.a) présente une lacune de miscibilité. En abaissant la
température de la phase métallique jusqu’à 430-440 °C, il y a séparation en deux
phases liquides : l’une riche en zinc et contenant 0,9 % de plomb et l’autre riche en
plomb contenant 2 % de zinc. D’autre part, la phase riche en zinc contient du fer.
D’après le diagramme fer-zinc, la solubilité du fer dans le zinc décroît fortement
lorsque la température est abaissée de 800 °C à 419 °C. On obtient, par
refroidissement, un liquide très riche en zinc et un constituant solide la phase (qui
répond à la formule FeZn13). L’opération est réalisée par maintien du zinc dans des
fours à réverbères à sole légèrement inclinée, pendant 24 à 48 heures, à une
température de 430 à 440 °C. Le plomb décante, ainsi que les cristaux de FeZn13
appelés « matte de zinc ». On récupère trois produits :
– le zinc affiné titrant 0,9 % de plomb ;
– le plomb à 5-6 % de zinc ;
– la « matte ».
Cette opération est pratiquée pour bien d’autres métaux. Dans l’extraction de
l’étain par fusion-réduction, on obtient de l’étain contenant 2 % de fer (voir
chapitre 15, section 15.6 et planche 25.7.1). Le raffinage de l’étain s’obtient par
liquation. Par refroidissement du bain d’étain, il y a précipitation de composés
FeSn . Les précipités solides obtenus ayant une densité voisine de celle de l’étain 2
forment une écume (dross), dont la séparation de l’étain liquide est réalisée par
filtration ou centrifugation. Au cours de cette opération d’autres impuretés (Cu, As,
Sb) formant également des composés intermétalliques sont éliminées en partie.
La première opération de raffinage du plomb d’œuvre (voir chapitre 15,
paragraphe 15.5.1 et planche 25.6.1) est l’élimination du cuivre par liquation. Le
plomb d’œuvre est maintenu à une température légèrement supérieure à sa
température de fusion et du Cu solide précipite et se concentre à la surface du bain
liquide, en donnant une écume (dross).
La récupération de l’argent et de l’or du plomb d’œuvre, par le procédé Parkes
(voir chapitre 15, paragraphe 15.5.4), est réalisée par addition de zinc à la solution
Pb/Ag ou Au à 480 °C. Le diagramme de phases du système Pb-Zn-Ag (voir
figure 16.2.1) montre que le système se sépare en deux phases, l’argent se
concentrant dans le zinc liquide. Par refroidissement jusqu’à 419,5 °C, le zinc,
contenant l’argent, précipite sous forme de cristaux contenant jusqu’à 7 % d’argent,
qui surnagent à la surface de plomb en formant une croûte. Le plomb contient 0,5 %
de zinc et est extrait de cette phase par distillation sous vide. Les opérations unitaires physiques 27

Figure 16.2.1. Diagramme de phases du système Pb-Zn-Ag
(G.M. Willis, Lead-Zinc-Tin 80, TMS-AIME, p. 457, 1980)
16.2.4. Distillation
Il s’agit d’une opération de séparation des constituants d’une phase liquide, dont
les points d’ébullition ne sont pas trop voisins. Le diagramme le plus simple d’un
mélange binaire présente un fuseau dans la zone de température ou coexistent la
phase liquide et la phase gazeuse (voir figure 16.2.2). A une température donnée, la
phase liquide est plus riche en l’un des constituants et la phase gazeuse est plus riche
en l’autre constituant. Le principe de la distillation repose sur ce fait. Elle est
réalisée dans une « colonne à plateaux superposés », le long de laquelle règne un
gradient de température (voir figure 16.2.3). Une couche de liquide est retenue sur
chaque plateau. Elle est traversée par des bulles de la phase gazeuse. Au niveau
de chaque plateau, la phase liquide et la phase vapeur « en équilibre » ont des
compositions différentes, il y a donc extraction de la phase liquide, par entraînement,
d’un ou des constituants les plus volatils, par les bulles gazeuses la traversant et
absorption par la phase liquide du ou des constituants de la phase gazeuse de points
d’ébullition plus élevés [PET 04].

28 Métallurgie extractive 3

Figure 16.2.2. Diagramme d’équilibre liquide-vapeur d’un système binaire

Figure 16.2.3. Colonne à distiller « à plateaux »
Dans cette opération, le mélange liquide à distiller (alimentation ou charge) est
introduit dans la colonne à un niveau intermédiaire. La phase vapeur circule dans la
colonne de bas en haut en traversant sous forme de bulles chaque couche liquide
retenue sur chaque plateau, elle entraîne le ou les constituants les plus volatils. La
phase liquide circule de haut en bas par gravité en s’enrichissant en constituants de
points d’ébullition les plus élevés. Une fraction du liquide arrivant en fond de
colonne est extrait et constitue le résidu ; une autre partie est vaporisée dans le
bouilleur. Elle constitue la phase vapeur nécessaire à la distillation. La vapeur
arrivant en tête de colonne est condensée, une partie des condensats est renvoyée en
tête de colonne et constitue la phase liquide qui descend le long de la colonne.
Cette opération est mise en œuvre dans le procédé d’élaboration du nickel, où le
nickel est converti en nickel carbonyle Ni(CO) (voir chapitre 11, paragraphe 11.4.1). 4
La distillation est utilisée pour séparer le nickel carbonyle Ni(CO) (T : 43 °C) du 4 E
fer carbonyle Fe(CO) (T : 102,8 °C) dans la filière « nickel carbonyle » (voir 5 E
figure 11.4.1). La distillation est effectuée à une température inférieure à la Les opérations unitaires physiques 29
température d’ébullition du nickel carbonyle pour éviter toute décomposition et en
présence de monoxyde de carbone CO qui sert de gaz extractant. Le Ni(CO) se 4
dégage en tête de colonne. On obtient en bas de colonne un mélange de fer et nickel
carbonyle (85 % Fe et 15 % de Ni) qui subit une décomposition en donnant des
pellets de ferronickel.
Le zinc obtenu par voie pyrométallurgique contient toujours une certaine
quantité de plomb, de cadmium, d’indium (voir chapitre 15, section 15.7). Le
raffinage du zinc est réalisé par distillation fractionnée, dans une unité constituée de
quatre colonnes à distiller (voir figure 16.2.4). Les colonnes sont constituées par un
empilage sur 4 m de hauteur de plateaux rectangulaires (56 à 58) en carbure de
silicium, percés d’orifice permettant l’écoulement à contre-courant des vapeurs et
des liquides [HAN 00]. Dans la première colonne « colonne à plomb », le zinc brut
est introduit à 580 °C à mi-hauteur et l’on recueille, en bas de colonne, un métal
enrichi en plomb et autres éléments peu volatils. Ce métal alimente un four à
liquation où est assurée la séparation Zn-Pb. Le zinc ainsi recueilli est réchauffé à
600 °C et alimente une seconde colonne « rebouilleuse » (non représentée sur la
figure) où sont récupérées, en haut de colonne, des vapeurs de zinc pur à 99,995 %.
Les vapeurs sortant du sommet de la colonne à cadmium, enrichies en cadmium,
(20 % Cd – 80 % Zn) alimentent après condensation, une seconde colonne à
cadmium, (non représentée sur la figure), au sommet de laquelle on récupère le
cadmium purifié titrant plus de 99,997 %. Le métal sortant du bas de cette colonne
est du zinc titrant 99,995 %.

Figure 16.2.4. Raffinage du zinc : unité de distillation. Séparation Zn-Pb-Cd
(New Jersey Zinc Distillation Process) (G. Hanko et al., Lead-Zinc 2000, TMS 2000)


30 Métallurgie extractive 3
Le raffinage du plomb d’œuvre (voir chapitre 15, paragraphe 15.5.4) comporte
une opération de distillation sous vide, pour éliminer le zinc dont la teneur atteint
0,55 %. A 600 °C, sous un vide de 0,05 mbar, le zinc métallique volatilisé se
condense sur la partie haute d’une cuve refroidie par l’eau. L’opération dure
5 heures et la teneur finale en zinc du plomb est de 0,01 % (voir figure 16.2.5).

Figure 16.2.5. Dézingage du plomb par distillation sous vide
(T.R.A. Davey, Lead-Zinc 2000, J.E. Dutrizac et al. (dir.), TMS 2000, p. 617-636)
16.2.5. Distillation extractive
Lorsque les constituants d’un mélange ont des points d’ébullition très voisins, on
peut les séparer en utilisant un solvant, qui absorbe préférentiellement le constituant
le moins volatil. La colonne de distillation extractive (voir figure 16.2.6) est
alimentée par la charge à distiller. Le solvant est introduit quelques plateaux
audessus de la charge. Il a toujours un point d’ébullition élevé et reste à l’état liquide et
absorbe, en descendant, le constituant le moins volatil. Le constituant le plus volatil
est obtenu en tête de colonne. Le mélange de solvant et du constituant le moins
volatil, sortant en fonds de la colonne de distillation extractive, est distillé dans la Les opérations unitaires physiques 31
colonne de régénération. Le solvant purifié obtenu en fond de cette colonne est
recyclé dans la première colonne.

Figure 16.2.6. Unité de distillation extractive
16.2.5.1. La distillation extractive des chlorures
La distillation extractive est mise en œuvre dans la métallurgie du zirconium
pour séparer les chlorures de zirconium et de hafnium (voir planche 25.9.1). La
séparation des chlorures de Zr et de Hf est très difficile car ces deux composés ont
des propriétés très voisines, or il faut passer d’une teneur de quelques pour cent en
hafnium dans le minerai à une teneur inférieure à 100 ppm dans le métal, ce qui
représente un facteur d’extraction d’environ 1 000.
Le procédé Cezus est un procédé continu de séparation des chlorures ZrCl et 4
HfCl par distillation extractive par un mélange de sels fondus KCl-AlCl , à une 4 3
température de 350 °C et à la pression atmosphérique (voir figure 16.2.7).
Les vapeurs de chlorure de Zr et Hf préchauffées à 500 °C, sont injectées à
mihauteur dans la colonne à plateaux (de 50 mètres de hauteur). Elles circulent à
contre-courant d’une solution descendante de chloroaluminate de potassium (le
solvant). Cette solution s’enrichit en ZrCl et la vapeur montante s’enrichit en 4
chlorure de Hf qui se dégage en tête de colonne. En bas de colonne, le solvant
enrichi en chlorure de zirconium passe dans un bouilleur à 500 °C où le chlorure de
zirconium est vaporisé par entraînement, par un gaz neutre, puis récupéré par
condensation. Le solvant régénéré est remonté en tête de colonne à l’aide d’une
pompe.


32 Métallurgie extractive 3

Figure 16.2.7. Colonne de distillation extractive du mélange ZrCl /HfCl 4 4
(procédé Cezus, brevet n° 2 250 707 du 14 novembre 1973)
16.3. Bibliographie
[ALI 85] ALI S., MUTHARASAN R., APELIAN D., Metallurgical Transactions B, Vol. 16B,
p. 725, décembre 1985.
[BRÉ 95] BRÉMOND R. et al., La Revue de Métallurgie, CIT/Science et génie des matériaux,
p. 594, mai 1995.
[FUE 07] FUERSTENAU M.C. et al., Froth Flotation, a Century of Innovation, Society for
Mining, Metallurgy and Exploration, Littleton, Etats-Unis, 2007 (www.smenet.org).
[HAN 00] HANKO G. et al., Lead-Zinc 2000, J.E. Dutrizac et al. (dir.), TMS 2000, p. 481-496,
2000.
[PET 04] PETLYUK F.B., Distillation Theory and its Application to Design of Separation
Units, Cambridge Series in Chemical Engineering, Cambridge, 2004.
[RAO 04] RAO S.R., Surface Chemistry of Froth Flotation, Vol. I et II, Academic Press, New
York, 2004.
CHAPITRE 17
Les réacteurs hydrométallurgiques
Les réacteurs, leur fonctionnement et les bases de leur dimensionnement
(modélisation) pour les trois opérations hydrométallurgiques de base : lixiviation,
précipitation et extraction par solvants, sont étudiés dans ce chapitre.
17.1. Bases du dimensionnement des réacteurs de lixiviation-précipitation
17.1.1. Description sommaire des réacteurs de lixiviation-précipitation
Les opérations de lixiviation et de précipitation sont réalisées dans deux types de
réacteurs principalement : les cuves Pachuka (appelées également « colonnes à
bulles », air lift reactor (ALR), air-agitated Pachuka tanks) et les réacteurs continus
(ouverts) agités mécaniquement, continuous stirred tank reactor (CSTR).
Dans les cuves Pachuka, le système est constitué de trois phases : la phase
liquide, la phase solide et la phase gazeuse injectée dans la suspension. L’agitation
de la phase liquide et la suspension du solide sont assurées par l’injection de gaz. La
teneur en solides de la suspension est de l’ordre de 50-60 %. Le maintien en
suspension des particules constitue le paramètre le plus important pour la conception
de ces réacteurs. Dans une colonne à bulles simple (sans recirculation de la
suspension), il existe une vitesse minimale superficielle du gaz V pour assurer la SGm
suspension du solide dont une expression a été établie par Narayanan [NAR 69].
Pour obtenir une suspension plus uniforme on a recours à une circulation
systématique du liquide induite par le courant de gaz injecté dans un tube central
(gazosiphon) (FCC configuration, full center column, voir figure 17.1.1). Le
fonctionnement hydrodynamique de ces réacteurs a fait l’objet de nombreuses 34 Métallurgie extractive 3
études [MEH 01 ; ROY 98 ; SHE 89]. Une revue exhaustive sur la conception et le
dimensionnement des colonnes à bulles (bubble column reactors) a été effectuée par
Shah [SHA 82].

Figure 17.1.1. Cuve « Pachuka » à thermosiphon (G.G. Roy et al., Metallurgical
and Materials Transactions B, Vol. 29B, p. 339-349, avril 1998)
Dans les réacteurs continus agités mécaniquement (CSTR), le système est
constitué de deux phases (une phase liquide et une phase solide) ou trois phases (la
phase gazeuse est constituée par un gaz réactif injecté également dans la suspension).
Une agitation mécanique est utilisée pour maintenir les particules en suspension.
Les autoclaves sont en général constitués de plusieurs compartiments (voir
figure 17.1.2) travaillant souvent sous pression. Chaque compartiment est équipé
d’une agitation mécanique pour maintenir les particules solides en suspension : la
suspension passant en continu d’un compartiment à l’autre. Des injections d’air,
d’oxygène ou d’autres gaz sont effectuées dans chaque compartiment. On note
également la présence de serpentins constituant des échangeurs de chaleur. Ces
autoclaves fonctionnent avec une alimentation continue, soit de la suspension à
attaquer, soit de la solution dans laquelle on veut produire par précipitation des
particules solides.
Les réacteurs hydrométallurgiques 35
Dans un autoclave, chaque compartiment est du type « CSTR » avec alimentation
et soutirage de la suspension en régime permanent. La suspension constituée d’une
solution d’attaque et des particules passent d’un compartiment à l’autre. La
composition de la solution d’attaque, considérée comme homogène dans chaque
réacteur, évolue depuis le premier compartiment jusqu’au dernier. En particulier la
+concentration du réactif d’attaque (en général un acide ou l’ion H ou une base ou
–l’ion OH ) décroît d’un compartiment à l’autre, et donc des réactions différentes
entre le premier compartiment (lixiviation) et le dernier compartiment (par exemple
précipitation par hydrolyse) peuvent se produire (voir chapitre 9, paragraphes 9.2.1,
9.2.2.4 et 9.3.1.3). Lorsqu’il y a injection d’un gaz oxydant, elle est effectuée dans
chaque compartiment, la concentration de l’oxydant dans la phase aqueuse peut être
considérée comme constante dans tous les compartiments et donc le potentiel
oxygène ou le pouvoir oxydant est constant, mais l’acidité ou la basicité diminue
d’un compartiment à l’autre.
a)
b)
Figure 17.1.2. Autoclave à plusieurs compartiments
Les lixiviations acides et oxydantes des oxydes et des sulfures sont réalisées soit
à la pression atmosphérique (T < 100 °C) soit à plus forte température jusqu’à
250-270 °C, la pression régnant dans le réacteur devant être supérieure à la pression
de vapeur de l’eau (40 atm (4 000 kPa) à 250 °C). A cette température, la densité de
3l’eau est de 0,8 g/cm et donc un autoclave, rempli à 80 % de phase liquide à la
température ordinaire, sera rempli à 100 % par la phase aqueuse à l’état liquide. Le
volume de liquide dans l’autoclave est en général maintenu à 65-70 % [BER 91 ;
CAM 99].













36 Métallurgie extractive 3
L’objectif pour les opérations de lixiviation est d’obtenir la dissolution la plus
complète que possible des particules de minerais ou de concentrés et pour les
opérations de précipitation, l’objectif est d’obtenir une distribution de tailles de
particules la plus étroite possible autour d’une valeur moyenne fixée. Le
dimensionnement de ces réacteurs, pour un débit d’alimentation de la suspension
fixé, ou inversement la fixation des conditions opératoires (débit d’alimentation de
la suspension, débit du gaz oxydant éventuel, température et pression) pour obtenir,
dans un réacteur donné, la conversion la plus complète possible, nécessitent de
disposer d’une modélisation.
NOTE.– Ces modélisations même les plus sophistiquées, faisant appel à des
méthodes numériques, par ailleurs lourdes à mettre en œuvre, ne fournissent au
mieux que des ordres de grandeurs, des tendances. Mais elles sont néanmoins très
utiles comme guides sur l’influence de la variation de paramètres opératoires sur
l’évolution d’un système et pour cette raison elles sont présentées ici.
17.1.2. Modélisation d’un réacteur continu parfaitement agité (CSTR)
Dans le cas d’une réaction homogène, ce réacteur se caractérise par une
composition uniforme du mélange réactionnel dans tout le volume qui lui est offert.
La composition du mélange réactionnel à la sortie du réacteur est identique à celle
du mélange réactionnel dans le réacteur. La distribution des temps de séjour d’un
volume élémentaire du mélange réactionnel dans le réacteur est donnée par
[LEV 72 ; PET 91] :
1 tsE(t ) = .exp (17.1.1) s
t t s s
où t s est le temps séjour moyen, d’un volume élémentaire :
t = V / Q = V /G (17.1.2) s (s) (sortie)
où V est le volume du milieu réactionnel présent dans le réacteur et Q est le débit r (s)
en volume, G est le débit en masse du milieu réactionnel à la sortie (soutirage) (sortie)
du réacteur. Cette définition du temps de séjour moyen pose un problème, car il
exige de connaître le débit au soutirage d’une alimentation dont la (ou les)
réaction(s) peuvent modifier la densité plus ou moins fortement. Le temps de séjour
moyen n’est parfaitement défini que pour la distribution de temps de séjour d’une
alimentation ne subissant aucune variation de volume (de densité, etc.) entre l’entrée
et la sortie. Ce problème se pose avec plus de force dans le cas d’une suspension
dont les particules sont plus ou moins dissoutes.