Note : Les descriptions sont présentées dans la langue officielle dans laquelle elles ont été soumises.
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Le procédé amélioré qui fait l'objet de l'invention
permet de traiter les minerais d'uranium afin d'extraire ce métal,
généralement présent en très faible teneur, avec un taux d'extrac-
tion élevé et dans des conditions très économiques.
Ce procédé amélioré constitue un perfectionnement de la
méthode de traitement des minerais d'uranium dite "attaque à sec"
-ou en milieu tr~s concentré dans laquelle on limite au minimum
nécessaire les quantités d'eau mises en jeu quand les caractéristi-
ques du minerai le permettent.
La méthode, maintenant bien connue, de traitement des
minerais d'uranium dite "à sec", a été exposée par la communication
de R. GAUTIER "Perspectives nouvelles dans le traitement des
minerais d'uranium" - Colloque IAEA sur le traitement des minerais
cot~tenant de l'uranium Sao-Paulo (Brésil)17-21 août 1970 - IAEA
SM - 135/38. Dans cette communication, on montre qu'il est possi-
ble de solubiliser l'uranium par une attaque sélective de la ou
des phases qui le contiennent, tout en laissant inattaquée la
majeure partie du minerai qui est exempte d'uranium. En effet, les
minerais d'uranium contiennent une majeure partie de constituants
de grande dureté, tels que la silice, qui ne sont que faiblement
attaqués par les réactifs destinés ~ solubiliser l'uranium.
L'uranium, au contraire, est présent sous des formes
diverses au sein de constituants beaucoup moins durs. Un broyage
relativement grossier de ces minerais permet d'amener les phases
contenant l'uranium à un degré de finesse suffisant pour permettre
la solubilisation de l'uranium par une attaque chimique à coeur
tout en conservant aux particules de mati~res dures ne contenant
pas d'uranium des dimensions suffisantes pour limiter leur attaque
et économiser l'énergie et le réactif d'attaque.
La mise en oeuvre de ce procédé dit "à sec" comporte de
la façon la plus générale les étapes suivantes :
1~/ broyage du minerai effectué de façon à seulement
-- 1 --
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libérer les particules les plus dures qui en constituent une
grande partie. Ceci correspond à une dimension maximale générale-
ment comprise entre 0,5 et 2 mm.
2~/ mélange avec la solution d'attaque. La composition
de cette solution dépend de la nature du minerai à traiter : il
s'agit le plus souvent de solutions sulfuriques, quelquefois de
solutions chlorhydriques. Dans le cas où le minerai contient des
quantités importantes de carbonates, on utilise alors, de préfé-
rence, des solutions alcalines. La concentration de ces solutions
dépend bien sûr de la nature des phases qu'il s'agit de solubiliser
et de leur teneur dans le minerai ; il s'agit d'introduire la quan-
tité de réactif suffisante pour solubiliser la quasi totalité de
l'uranium sans excès trop important.
La quantité de solution doit être suffisante pour per-
mettre le mouillage de tous les constituants du mélange, ainsi que
la diffusion du réactif à l'intérieur des grains contenant des
composés d'uranium, tout en évitant la formation d'une phase
continue liquide.
Le document cité plus haut donne l'exemple de minerais
traités par des solutions d'attaque sulfuriques concentrées
pouvant contenir jusqu'à 0,7 t/m3 de H2S04, à raison d'environ 100 1
par tonne de minerai.
A l'échelle industrielle, le mélange est effectué dans
un tambour tournant dans lequel on introduit simultanément le mine-
rai et la solution d'attaque. Un mélange suffisant est obtenu en
quelques minutes. On peut introduire égalemént de la vapeur vive
pour augmenter la température de réaction.
3~/ Digestion. Le broyage étant relativement peu poussé,
pour les raisons qui ont été données plus haut, les particules
contenant l'uranium ne sont pas d'une très grande finesse. De
plus, et ceci est le plus important, l'absence d'un film liquide
continu freine la diffusion des phases mises en solution au sein
109236~
du liquide, et également la diffusion du réactif d'attaque en
direction des composés contenant de l'uranium.
Il est donc nécessaire, si on veut solubiliser la plus
grande quantité possible d'uranium, d'assurer un temps de contact
suffisant dans des conditions de température et d'humidité convena-
bles. Cette digestion peut être faite de facon statique pendant
des temps de l'ordre de quelques heures à des températures de
l'ordre de 60 à 100~Co
La communication de R. GAUTIER montre q'un séjour d'envi-
ron 2 h 1/2 dans un digesteur rotatif permet d'obtenir des rende-
ments supérieurs à 95 %. Pour certains minerais, particulièrement
réducteurs, il est nécessaire de rajouter à la solution d'attaque
un oxydant tel que le chlorate de soude, le bioxyde de manganèse,
le nitrate d'ammonium, l'eau oxygénée, etc... afin de solubiliser un
pourcentage suffisamment grand de l'uranium contenu. Cette addition
doit être faite,de préférence, en cours de digestion quand on
utilise un oxydant sensible à une trop forte acidité libre (CI03Na
par exemple).
4~/ Extraction de l'uranium solubilisé. Cette opération
consiste, de façon générale, à mettre en contact le mélange de
minerai, après digestion, avec une solution de lavage dans laquelle
passe l'uranium, puis à séparer cette solution d'avec la phase
solide. Un lavage très efficace peut, par exemple, etre effectué
au moyen de filtres à bandes en utilisant la méthode de lavage à
contre-courant, bien connue de l'homme de l'art, qui permet de
limiter la consommation de solution de lavage et d'obtenir des
liqueurs relativement concentrées avec des taux d'extraction très
élevés. La concentration finale est de quelques grammes d'uranium
par litre.
L'une des étapes les plus importantes du procédé qui vient
d'être décrit est la digestion qui doit être effectuée pendant un
temps suffisant dans des conditions de température, de volume et
~92364
de concentration de la solution d'attaque bien déterminées. De
plus, dans bien des cas, le potentiel d'oxydo-réduction de cette
solution doit être contralé, non pas seulement au début de l'atta-
que mais, de préférence, au cours de celle-ci afin de créer les
conditions les plus favorables à la solubilisation de l'uranium.
Les digesteurs statiques ou rotatifs ont l'inconvénient, dans la
pratique industrielle, de présenter des dimensions considérables
étant donné les quantités énormes de minerai qui doivent être
traitées et les temps de séjour nécessaires. C'est ainsi que,
pour traiter par exemple 50 t de minerai à l'heure, il faut un
appareil capable de contenir 150 t si on désire un temps moyen
- de séjour de 3 heures. La réalisation d'appareils d'un tel volume
est très coûteuse et leur implantatlon sur des sites souvent très
éloignés des voies de communication présente de grosses difficultés.
Il est difficile, par ailleurs, de concevoir des appareils basés
sur un fonctionnement discontinu. Si, en effet, on remplit
relativement facilement une capacité avec quelques dizaines ou
quelques centaines de tonnes de matière broyée et humide, il est
bien plus difficile ensuite d'extraire cette matière plus ou moins
prise en masse pour l'envoyer à l'installation de lavage. De plus,
en couche très épaisse, on contrôle mal les conditions de tempé-
rature et les conditions optimales d'oxydation du mélangeO Enfin,
dans des appareils statiques, les prohlèmes de corrosion par la
solution d'attaque sont très sérieux.
Pour ces raisons, on préfère souvent réaliser des
digesteurs continus en général tubulaires, dans lesquels le mélan-
ge du minerai avec la solution d'attaque est introduit à une ex-
trémité tandis que, après la période de digestion, le mélange sort
à l'autre extrémité.
Un digesteur de ce type est, par exemple, constitué par
un tube lisse d'environ 4 m de diamètre et 35 m de long à axe
légèrement incliné sur l'horizontale. Ce tube est alimenté à
-- 4 --
.'' lO9Z364
1'extrémité la plus haute à une cadence d'environ 40 à 50 t/heure de
mélange qui s'écoule au même rythme à la sortie. Un taux de rem-
plissage de 30 à 35 % soit 120 ~ 150 t de matière est obtenu par
réglage du seuil de sortie. La rotation de ce tube permet d'assu-
rer l'avancement de la matière d'une extrémité à l'autre.
L'expérience à montré cependant que, dans un tel tube
digesteur, l'éboulement de la masse de minerai entraînée en rota-
tion ne se produit pas de façon régulière, mais par à-coups à cause
de la consistance pâteuse du mélange. Ces à-coups se transmettent
au mécanisme d~entraînement qui est soumis ~ des surcharges bruta-
les qui dépassent souvent les contraintes calculées. Des déforma-
tions permanentes du tube peuvent même se produire. Ce matériel
subit donc une usure importante avec, pour conséquence, des frais
d'entretien élevés et un taux d'immobilisation non négligeable.
Par ailleurs il est extrêmement difficile, dans un tel
digesteur, de contrôler correctement le potentiel d'oxydo-réduc-
tion de la solution d'attaque. En effet, s'il est relativement
facile de contrôler le potentiel redox par mise en suspension dans
l'eau d'une petite quantité de minerai à la sortie du digesteur,
il faut bien souvent pouvoir corriger ce potentiel au cours de la
digestion elle-même, par addition d'une solution oxydante quand
le minerai-contient des réducteurs. Il faut donc un dispositif
d'introduction dans le digesteur, de solution oxydante, asservi à la
mesure du potentiel redox.
Mais si la solution oxydante contient, par exemple, du
chlorate de soude, elle sera presque complétement décomposée dans
le cas de liattaque du minerai par une solution sulfurique concen-
trée. Ceci veut dire qu'il faudrait implanter le dispositif d'in-
troduction à l'intérieur du digesteur rotatif, à une certaine
distance de l'entrée de façon que la concentration en acide sul-
furique libre de la solution d'attaque ait fortement diminué.
Ceci présente de grandes difficultés qu'on ne sait pas bien
~2r _ S _
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résoudre. On voit donc qu'un tel digesteur rotatif con-vient mal
pour le traitement des minerais dans lesquels on doit ajouter un
oxydant. Ces minerais sont, en particulier, ceux qui contiennent
du fer à l'état ferreux, ce qui est un cas fréquent.
Pour éviter toutes ces difficultés, on a examiné la
possibilité de réaliser la digestion dans des conditions tout ~
fait différentes. Il a semblé qu'il ne devait pas être nécessaire
de mélanger en permanence la minerai avec la solution d'attaque
et que si le mélange initial, qui dure quelques minutes seulement,
était correctement fait, il serait inutile de poursuivre le
malaxage. Il a paru aussi qu'il devait être préférable d'éviter
d'accumuler le mélange en des couches de trop grande épaisseur,-ce
qui peut nuire à un contrôle satisfaisant des conditions de réac-
tion entre la solution d'attaque et le minerai. On a donc cherché
à réaliser un nouveau type de digesteur dans lequel on pourrait
çontrôler le processus d'attaque au cours de son déroulement et
l'ajuster si nécessaire en effectuant des additions convenables.
On a cherché aussi la possibilité d'adapter facilement les condi-
tions d'attaque à la qualité des minerais ou à leur granulométrie,
en agissant sur la~durée du processus, et aussi sur d'autres
facteurs tels que la quantité et la concentration de la phase
liquide et la température.
Le procédé qui fait l'objet de l'invention consiste de
façon tout à fait inattendue à effectuer l'opération de digestion
sur une courroie transporteuse, en établissant tout au long du
parcours de celle-ci les conditions physicochimiques nécessaires
pour atteindre le résultat visé.
Ainsi, la présente invention a pour premier objet un
procédé de traitement de minerais d'uranium suivant la méthode
dite "à sec" caractérisé en ce que le minerai, après avoir été
broyé de façon à ce que la majeure partie de ses grains soit rédui-
te à des dimensions non inférieures à 0,1 mm, puis mélangé à un
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~09Z364
réactif d'attaque, dont le volume n'est pas supérieur à la quantité
nécessaire pour réaliser une phase liquide continue, effectue un
ou plusieurs séjours successifs d'une durée de l'ordre de une à
plusieurs heures sur une ou plusieurs courroies transporteuses dans
des conditions déterminées de température et d'humidité, avant
l'extraction par lavage de l'uranium solubilisé.
Un autre objet de la présente invention est un disposi-
tif pour la mise en oeuvre de ce procédé, caractérisé en ce qu'il
comporte une ou plusieurs courroies transporteuses permettant des
temps de séjour du minerai de l'ordre de une à plusieurs heures
et pourvues de moyens permettant de maintenir une température com-
prise entre 60 et 100~C et de contrôler les conditions d'humidité
de l'atmosphère régnant au voisinage de la charge transportée.
On sait que de telles courroies peuvent être utilisées
dans la fabrication des superphosphates, pour achever la réaction
de formation de ces superphosphates après un broyage très poussé
du phosphate et un malaxage avec de l'acide sulfurique ou phospho-
rique. Dans ces conditions, la réaction qui s'achève sur la
courroie dure quelques minutes ou quelques dizaines de minutes
seulement et ne nécessite que des conditions de mise en oeuvre
relativement simples. Dans le cas présent, le temps de séjour
sur la courroie est du même ordre de grandeur que celui qu'il
faudrait dans un digesteur rotatif, c'est-à-dire, en général,
plus d'une heure et de préférence 2 à 3 heures, éventuellement
davantage.
La température du mélange sur la courroie doit être du
même ordre de grandeur que celle qui règne dans un digesteur,
c'est-à-dire, en général, comprise entre 60 et 100~C. Pour éviter
des pertes excessives de chaleur et d'humidité, la courroie est
recouverte d'un capotage isolant qui enferme de façon semi-étanche
la charge qui est transportée par la courroie. Les exemples non
limitatifs ci-après décrivent deux modes de mise en oeuvre
-- _
l~9Z364
du procédé qui fait l'objet de l'invention.
Les figures suivantes permettent de mieux comprendre les
caractéristiques du procédé et du dispositif utilisé pour sa mise
en oeuvre.
La figure 1 représente en coupe transversale une courroie
transporteuse, suivant l'invention, avec sa charge de mélange
minerai + réactif et son capotage.
La figure 2 est une vue schématique d'ensemble de la
courroie de la figure 1 avec son capotage et ses dispositifs de
chargement et de déchargement.
La figure 3 représente une autre fa~on de réaliser le
procédé suivant l'invention selon laquelle la courroie est divisée
en deux tronc,ons successifs avec un mélangeur intermédiaire.
EXEMPLE 1 :
Comme on le voit sur la figure 1, la courroie sans fin
tl), en caoutchouc est supportée sur sa largeur par cinq rouleaux
(2), (3), (4), (5) et (6) qui lui donnent le profil en auge
représenté. Cette courroie a 2,5 m de large, 100 m de long et
défile à une vitesse d'environ 0,5 m/mn. Le temps de séjour
de la charge sur la courroie est donc de l'ordre de 3 heures. Le
minerai broyé grossièrement comme cela a été décrit au début, est
additionné d'une solution aqueuse d'acide sulfurique contenant de
l'ordre de 0,5 à 0,7 t de S04H2 par mètre cube suivant les carac-
téristiques dudit minerai, à raison d'environ 0,1 m3 de solution
par tonne de minerai.
Après un séjour de quelques minutes dans un mélangeur
rotatif non représenté qui permet de disperser la solution acide
au sein du minerai, celui-ci est déversé en continu au moyen de
la trémie de chargement (8), dans la zone (9) de la courroie (1)
située près du point de départ de celle-ci. Le débit de mélange
est d'environ 50 t/h et sa température d'environ 60 à 100~C.
Il se répartit sur la courroie comme on le voit en (11) sous forme
-- 8 --
~092364
d'une couche dont l'épaisseur dépend de la densité du minerai et
de sa granulométrie. L'espacement et les dimensions des rouleaux
porteurs ainsi que les caractéristiques de la courroie sont déter-
minés de façon connue de l'homme de l'art, en fonction de la
charge qui est de l'ordre de 1,7 t par mètre linéaire de courroie.
Le brin en retour de la courroie (1) est supporté par des rouleaux
tels que (7) s'étendant sur toute la largeur. Le capotage est
constitué par des panneaux sandwich (10) comportant des parois
extérieures en acier inoxydable et un isolant interne tel que du
plastique expansé. Les panneaux sont prolongés sur les côtés par
des jupes souples en caoutchouc (12) et (13) qui obturent au moins
partiellement l'espace existant entre les panneaux fixes et les
bords de la courroie mobile de façon à réduire au minimum les
échanges avec l'atmosphère extérieure. Le mélange (11) après
avoir parcouru, en 3 heures environ, la distance qui sépare la
zone de chargement (9) de l'extrémité supérieure, atteint cette
dernière et se déverse dans la trémie de déchargement (14) qui
permet de le transférer à l'installation de lavage non représentée.
Le mode de mise en oeuvre du procédé suivant l'inven-
tion qui vient d'être décrit dans cet exemple permet de supprimer
le digesteur rotatif, appareil encombrant et coûteux, difficile
à transporter sur des sites éloignés des voies de communication,
difficile également à entretenir et à réparer.
Le dispositif suivant l'invention qui le remplace est,
au contraire, de conception simple, facile à montrer sur place
et constitué d'éléments interchangeables qu'on peut remplacer
en cas d'avarie. Il permet de plus d'effectuer la réaction entre
le minerai et la solution d'attaque dans des conditions beaucoup
plus favorables que par les techniques antérieures. En effet,
ainsi que cela a été expliqué plus haut, il est possible d'a~uster
les conditions opératoires en fonction des caractéristiques
physicochimiques des minerais qu'on se propose d'utiliser et aussi
_ g _
iO92364
des conditions de broyage et de mélange qui peuvent évoluer-en
fonction des besoins. Il est possible aussi de modifier les
conditions de température tout au long de la courroie; on peut
envisager, en particulier, de réchauffer le mélange par exemple
vers la partie supérieure de la courroie en injectant de la vapeur
vive, ou encore en utilisant des panneaux chauffants comportant
une circulation de fluide chaud dans une double paroi. Le temps
de séjour sur la courroie peut aussi être facilement réglé en
modifiant la vitesse de celle-ci.
Pour le traitement de certains types de minerais reduc-
teurs, tels que ceux qui contiennent des sels ferreux, il est
important de pouvoir introduire dans le mélange une solution
oxydante permettant de porter l'uranium à la valence 6 pour
faciliter sa mise en solution. On emploie, en général, du bioxyde
de manganèse en poudre ou des solutions aqueuses contenant par
exemple du chlorate de soude, ou du nitrate d'ammonium, ou de
l'eau oxygénée, ou tout autre oxydant ou mélange d'oxydants conve-
nable. Comme cela a été dit au début, il est bien souvent préféra-
ble d'attendre, pour effectuer cette introduction, que la quantité
d'acide libre dans le mélange ait été fortement réduite. On peut,
dans certains cas, envisager d'effectuer directement un arrosage
du mélange sur la courroie à une certaine distance du point de
départ au moyen de la solution oxydante. Il est, dans ce cas,
difficile d'obtenir un mouillage convenable de la charge et on
risque des écoulements importants de solution le long de la courroie.
Le deuxième mode de mise en oeuvre de l'invention suivant l'exem-
ple ci-après permet d'éviter ces inconvénients.
EXEMPLE 2 :
Le mode de mise en oeuvre du procédé suivant l'inven-
tion décrit, dans cet exemple s'applique à des minerais de carac-
téristiques physicochimiques comparables à celles des minerais
dont on vient de décrire le traitement sur courroie mais qui
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lO9Z3~4
contiennent des réducteurs tels que des sels ferreux.
Après broyage grossier d'un tel minerai réducteur dans
les conditions qui ont été décrites au début, celui-ci est imprégné
d'une solution aqueuse d'acide sulfurique contenant 0,5 ~ 0,7 t de
H2S04 par mètre cube suivant les caractéristiques physicochimiques
dudit minerai à raison de 0,1 m3 de solution par tonne de minerai.
Après mélange dans les conditions décrites dans l'exemple 1, on
déverse le minerai imprégné d'acide (voir figure 3) au moyen d'une
trémie (15) sur une courroie (16) de 2,5 m de large, 30 m de
longueur utile et défilant à 0,5 m/mn . Le débit de mélange est
d'environ 50 t/heure et sa température à l'entrée de 60 à 100~C.
Le temps de parcours sur cette courroie est de l'ordre de 1 h. Un
capotage (17) ayant des caractéristiques analogue ~ celles décri-
tes dans l'exemple 1, permet de réduire ou de compenser les dé-
perditions de chaleur ou d'humidité de la charge. A la sortie de
la courroie (16), le mélange est déversé par la trémie (18) dans
un mélangeur rotatif (19) de type connu, comparable à celui utilisé
pour réaliser le mélange initial. On introduit simultanément
dans ce mélangeur, au moyen de la canalisation (20) qui pénètre
dans la trémie (18) une solution oxydante de chlorate de soude
dont la concentration en chlorate est ajustée en fonction de la
teneur du minerai en éléments réducteurs. Cet ajustage est effec-
tué de facon à obtenir au moment du lavage du minerai une solution
d'uranium présentant un potentiel d'oxydo-réduction bien déterminé.
La quantité de solution oxydante à introduire ainsi dépend des
caractéristiques du mélange broyé. Elle doit être telle qu'il n'y
ait pas d'excès important de liquide par rapport à la quantité
qui peut être retenue par le mélange. Elle doit être cependant
suffisante pour permettre une bonne imprégnation , pour cela, il
y a intérêt à ce que la quantité de liquide introduite ne soit que
peu inférieure à la quantité nécessaire pour créer au sein du soli-
de une phase liquide continue.
1092364
Des essais pratiques simples permettent de déterminer
la quantité optimale de solution en fonction des caractéristiques
du minerai et de la quantité de solution d'attaque déjà introdui-
te. Elle est, en général, de l'ordre de 30 à 50 litres par tonne
de minerai. Après quelques minutes de séjour dans le mélangeur
(19), le produit est déversé par la trémie (21) sur la courroie
(22). Celle-ci a des caractéristiques comparables à,celles de
la courroie (16) sauf, dans ce cas-ci, la longueur. Elle comporte
comme elle un capotage (23); sa vitesse de défilement est la même
et sa longueur utile est de 60 mètres. Après environ 2 heures
de séjour, le mélange est déversé dans la trémie (24) qui le
conduit à l'installation de lavage non représentée.
On voit que les dispositions adoptées permettent d'adap-
ter de façon très efficace le procédé de digestion sur courroie au
traitement de minerais réducteurs. Le mélange rotatif intermé-
diaire (19) qui permet l'introduction de la solution oxydante
est un appareil dont la capacité, comme celle du mélangeur ini-
tial, peut être,limitée à quelques tonnes seulement de produit,
étant donné que le temps de séjour peut être limité aux quelques
minutes nécessaires pour que la solution soit suffisamment répartie
au sein du mélange pour éviter les écoulements à l'extérieur et
faciliter la diffusion ultérieure. Cette imprégnation intermédi-
aire peut être faite par d'autres moyens qu'un mélangeur rotatif.
On peut, en particulier, effectuer le mouillage du mélange sur
filtre. Dans ce cas, le mélange qui a subi une première phase
de digestion sur une première courroie est déversé sur un filtre
à bande mobile sur lequel il est arrosé par la solution oxydante.
Les quantités de solution qui passent à travers le filtre sont
reprises par pompe et pulvérisées ~ nouveau sur le mélange. Com-
me dans le cas précédent, on ajuste les quantités de solutionintroduites de façon que la phase liquide soit retenue de fa~con
pratiquement intégrale par le mélange, et on ajuste aussi la
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109Z364
concentration en oxydant de cette solution, de fa~on que le
potentiel d'oxydoréduction soit maintenu au niveau désiré, au
moment de l'extraction par lavage de la solution contenant
l'uranium. Au sortir du filtre à bande, le mélange tombe sur une
deuxième courroie sur laquelle a lieu la deuxième phase de la
digestion puis il est ensuite envoyé au lavage pour extraire
l'uranium solubilisé.
Le lavage peut être effectué par toutes méthodes classi-
ques dont le choix peut dépendre, dans une certaine mesure, des
caractéristiques physicochimiques du minerai et des conditions
locales. Comme cela a été dit plus haut, on peut en particulier
utiliser la méthode bien connue du lavage à contre-courant sur
filtre à bande, précédée ou non d'une mise en suspension du mélange
dans une solution continue dans une cuve agitée. Mais il est
apparu, comme particulièrement intéressant de combiner le procédé
de digestion sur bande qui fait l'objet de l'invention avec le
procédé très ancien de lavage en tas.
Dans ce cas en effet, le mélange, après digestion sur
la bande, est déversé sur une aire préparée de façon à former un
tas et c'est ce tas qui sera lavé. Cette fa~on de faire est
particulièrement intéressante dans le cas où, comme dans l'exemple
2, un oxydant doit être ajouté au mélange de minerai et de réactif
d'attaque. On peut alors effectuer sur courroie seulement la
première phase de la digestion nécessaire pour réduire la concen-
tration en acide libre avant l'addition de l'oxydant. On supprime
alors'la deuxième phase de digestion sur courroie et le mélange
auquel a été ajoutée la solution oxydante est entass~ sur une aire
aménagée. Il s'agit, par exemple, d'un sol en pente douce qui a
été préalablement étanché au moyen d'une feuille de plastique
par exemple, puis recouvert d'une couche filtrante constituée par
exemple par des cailloux convenablement concassés. On réalise
sur cette aire un tas de mélange qui peut atteindre une épaisseur
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9Z364
de l'ordre de 10 à 20 mètres. Ce tas est, de préférence, construit
de façon à présenter à la partie supérieure une arête horizontale,
les parois latérales du tas se raccordant à cette arête suivant
des pentes dont l'inclinaison est celle qui correspond ~ l'éboule-
ment naturel du mélange. Le lavage est effectué en arrosant à
circuit ouvert le tas, le long de l'arête supérieure au moyen
d'une eau en général légèrement acidulée, avec un débit tel qu'on
maintient une imprégnation totale du mélange tout en s'arrangeant
pour que le ruissellement superficiel pénètre presque complètement
à l'intérieur du tas avant de rejoindre le sol. Un tel lavage dont
la durée dépend de la porosité du mélange et de la hauteur du tas
dure généralement plusieurs jours. La solution recueillie à la
base a une concentration très forte initialement puis qui décroît
peu à peu. On arrête en général le lavage lorsque au molns 99 %
de l'uranium solubilisé a été récupéré. Le tas de minerai épuisé
peut être évacué ou bien, de préférence, abandonné sur place.
On comprend que l'utilisation de cette méthode de lavage permet
d'éviter la deuxième phase de digestion sur courroie, étant donné
que la digestion s'effectuera pendant la construction du tas qui
durera en général plusieurs jours et éventuellement plusieurs
semaines.
On voit que le procédé de digestion sur bande suivant
l'invention est extrêmement simple et se prête à un grand nombre
de variantes d'exécution. Il est ainsi possible d'adapter ce
procédé aux caractéristiques physicochimiques des minerais qu'on
se propose de traiter et aussi aux conditions locales qui sont
rencontrces.
Il n'y a pas en principe de limitation de tonnage dans
le procédé de digestion sur courroie. On réalise, en effet,
facilement des courroies pouvant supporter des charges de l'ordre
de 2 t par m~tre. On voit que ceci permet un débit de 60 t/h
pour une courroie circulant à 0,5 m/mn . En doublant la vitesse
- 14 -
'' 10923~;4
on pourrait atteindre des débits de 120 t/h. Le temps de séjour
sur une courroie de 100 m serait ramené à 1 h 1/2. Si une durée
supérieure était nécessaire, on pourrait allonger la courroie ou
placer en série une deuxième courroie. On voit donc que les
capacités possibles sont considérables. On peut enfin envisager
d'utiliser pour la courroie des matériaux plus résistants que le
caoutchouc naturel ou synthétique et, par exemple, des bandes
articulées constituées par des élements métalliques résistant à la
corrosion ; tels que certains aciers inoxydables ou certaines
fontes spéciales. On peut penser aussi à des composites métal
caoutchouc. En substituant ainsi au caoutchouc un matériau
beaucoup plus résistant, on peut envisager d'augmenter considéra-
blement l'épaisseur de la couche de minerai, ce qui pourra per-
mettre d'accroître le débit ou de réduire la longueur du parcours.
Dans ce cas, il ne sera plus possible d'utiliser comme support
une seule surface mobile creusée en forme de gouttière. Il
faudra faire appel à une bande mobile composée d'éléments articulés
qui sera encadrée de chaque côté par des parois inclinées ou
verticales elles-mêmes mobiles qui pourront être soit des éléments
articulés, soit peut-être des bandes en caoutchouc si elles ne
subissent pas de contraintes trop élevées. Le capotage nécessaire
pour réduire l'évaporation et les pertes thermiques sera alors
en contact seulement avec les extrémités supérieures des parois
latérales. Il pourra se composer lui aussi d'éléments fixes ou
mobiles. L'épaisseur de mélange circulant sur la bande mobile
pourra alors atteindre des épaisseurs de l'ordre de 1 à 2 m et
mcmc ~vcntucllement davantagc.
Cette solution aurait pour principal avantage de réduire
fortement la longueur du dispositif au prix cependant d'une plus
grande complexité.
~ 15 -
