Brevet FR2948946A1 — publié le 20110211

Procédé de lixiviation de cobalt à partir de minerais de cobalt oxydés La présente invention se rapporte à un procédé de lixiviation de cobalt à partir d'un minerai de cobalt oxydé. Plus particulièrement, la présente invention concerne un procédé pour lixivier du cobalt, par voie ammoniacale, à partir d'un minerai de cobalt oxydé non latéritique. La pratique actuelle consiste à réduire la dimension de particule d'un minerai de cobalt, tel qu'exploité, par une combinaison de concassage et de broyage. Le minerai broyé est ensuite ajouté dans de grandes cuves de lixiviation renfermant de l'acide sulfurique. Puis un réducteur, notamment du dioxyde de soufre, est ajouté dans la cuve pour réduire le cobalt trivalent insoluble en cobalt divalent soluble. Dans l'usine de Shituru, 0,8 tonnes de métabisulfite de sodium (SBMS, Na2S2O5) et 1,2 tonnes de poudre de cuivre étaient nécessaires par tonne de cobalt produit. Ces quantités rendent coûteuses l'extraction du cobalt, vu que ces réactifs ont constitué 47% des coûts d'exploitation de la production de cobalt. (M.D. Mwema, M.Mpoyo, et K.Kafumbila, Use of sulfur dioxide as reducing agent in cobalt leaching at Shituru hydrometallurgical plant, Journal of the South African Institute of Mining and Metallurgy [Utilisation de dioxyde de soufre comme agent réducteur dans la lixiviation de cobalt à l'usine hydrométallurgique de Shituru, Bulletin de l'Institut Sud-Africain de l'Exploitation Minière et de Métallurgie], tome 102, numéro 1, 2002, p. 1-4). Pour réduire ces coûts, on a effectué des essais sur le dioxyde de soufre gazeux pour substituer le métabisulfite de sodium ('SMBS') et le poudre de cuivre. On a effectué des tests à 40°C en utilisant du minerai broyé jusqu'à l'obtention de 80% Miller (G.Miller, Design of copper-cobalt hydrometallurgical circuits, Metallurgical Plant Design and Operating Strategies [Conception de circuits hydrométallurgiques cuivre-cobalt, Conception d'Installations Métallurgiques et Stratégies d'Exploitation] (MetPlant 2008), AusIMM, p.447-460) note que "dans une solution acide le SMBS se dissocie pour former du SO2 (aq) ce qui abaisse le Eh dans la solution et réduit l'état d'oxydation de cobalt. Le SMBS est coûteux et n'est utilisé qu'en partie avec des réactions secondaires produisant de l'acide sulfurique û particulièrement en présence des ions manganèse dans la solution". En complément, "de plus nouveaux projets considèrent l'utilisation du SO2 liquéfié" pour éliminer quelques-uns des problèmes autour de l'utilisation directe du SO2 dans du gaz d'échappement provenant d'un four de fusion. L'étude par Miller s'occupe également de l'élimination d'impuretés de la solution acide de lixiviation, notamment le fer, le manganèse, le calcium et le zinc, qui doivent tous être éliminés avant la concentration et récupération du cobalt. Dans cette étude il est spécifié que "L'élimination de fer a été pratiqué depuis beaucoup d'années dans un grand nombre d'installations de traitement par voie hydrométallurgique. La méthode classique est l'oxydation à l'air en fer (111) et la précipitation avec de la chaux et/ou du calcaire. Tous les projets actuels et précédents de la Zambie et de la République Démocratique du Congo font appel à cette méthode de base. Toutefois, les installations de type plus ancien souffrent toutes des problèmes habituels de: précipitation de gypse en aval et encrassement du matériel de traitement et des tuyaux." Miller a également remarqué que pour l'élimination de manganèse "Le procédé utilisé jusqu'à présent en Zambie et dans la République Démocratique du Congo a fait appel à une précipitation combinée de fer et de manganèse. Ce procédé a éliminé le cuivre et quelque zinc, mais a aussi co-précipité une quantité importante de cobalt qui a été perdue." Le résumé donné ci-dessus montre que le système acide pour la lixiviation de cobalt connaît des problèmes considérables, notamment le besoin d'éliminer une série d'impuretés par une variété de différentes méthodes sans pertes importantes de cobalt avant qu'il ne soit possible de récupérer du cobalt. L'un des objets du procédé selon la présente invention est de surmonter les problèmes associés à l'art antérieur, exposés précédemment, ou, au moins, de proposer une alternative utile. Partout dans ce descriptif, sauf si le contexte exige le contraire, le mot "comprendre", ou des variations telles que "comprend" ou "comprenant" sera compris pour sous-entendre l'inclusion d'une caractéristique ou d'un groupe de caractéristiques spécifiée(s), mais pas l'exclusion de toute autre caractéristique ou groupe de caractéristiques. La discussion de l'art antérieur est incluse exclusivement dans le but de donner un contexte à la présente invention. Il y a lieu de savoir que la discussion ne représente ni une reconnaissance ni une admission qu'un quelconque des matériaux, auxquels on fait référence, a fait l'objet de connaissance générale commune dans le domaine relatif à la présente invention en Australie ou n'importe où avant la date de priorité. La présente invention concerne un procédé de lixiviation de cobalt à partir d'un minerai de cobalt oxydé non latéritique, ledit procédé comprenant les étapes consistant à: prétraiter chimiquement le minerai de cobalt oxydé non latéritique devant être lixivié par l'application d'une solution aqueuse d'un agent réduisant le cobalt sélectionné dans le groupe formé par les sels de fer (II), les sels de sulfite, le dioxyde de soufre et leurs combinaisons; à une pression comprise entre environ la pression atmosphérique et environ 5 fois la pression atmosphérique, à une température comprise entre environ 5°C et environ 65°C; le pH de la solution aqueuse de l'agent réduisant le cobalt étant compris entre environ 1,0 et 10,0; et les volumes relatifs de la solution aqueuse de l'agent réduisant le cobalt et du minerai de cobalt oxydé non latéritique devant être lixivié étant tels que la combinaison de la solution aqueuse de l'agent réduisant le cobalt et du minerai de cobalt oxydé non latéritique devant être lixivié forme un mélange avec une teneur en solides qui n'est pas inférieure à environ 100 g/L de la solution aqueuse; maintenir en contact la solution aqueuse de l'agent réduisant le cobalt avec le cobalt oxydé non latéritique; et lixivier le minerai prétraité chimiquement à une pression comprise entre environ la pression atmosphérique et environ 5 fois la pression atmosphérique, à une température comprise entre environ 5°C et environ 65°C, par l'application d'une solution de carbonate d'ammonium renfermant de l'ammoniac libre, produisant ainsi une solution mère de lixiviation; puis faire passer la solution mère de lixiviation ainsi obtenue vers un moyen de récupération de cobalt. La présente invention concerne un procédé de lixiviation de cobalt à partir d'un minerai de cobalt oxydé non latéritique, ledit procédé comprenant les étapes consistant à: -prétraiter chimiquement le minerai de cobalt oxydé non latéritique devant être lixivié par l'application d'une solution aqueuse d'un sel de fer (II) à une pression comprise entre environ la pression atmosphérique et environ 5 fois la pression atmosphérique, à une température comprise entre environ 5°C et environ 65°C; le pH de la solution aqueuse de l'agent réduisant le cobalt étant compris entre environ 1,0 et 4,5; et les volumes relatifs de la solution aqueuse de l'agent réduisant le cobalt et du minerai de cobalt oxydé non latéritique devant être lixivié étant tels que la combinaison de la solution aqueuse de l'agent réduisant le cobalt et du minerai de cobalt oxydé non latéritique devant être lixivié forme un mélange avec une teneur en solides qui n'est pas inférieure à environ 100 g/L de la solution aqueuse; -maintenir en contact la solution aqueuse de l'agent réduisant le cobalt avec le cobalt oxydé non latéritique; et - lixivier le minerai prétraité chimiquement à une pression comprise entre environ la pression atmosphérique et environ 5 fois la pression atmosphérique, à une température comprise entre environ 5°C et environ 65°C, par l'application d'une solution de carbonate d'ammonium renfermant de l'ammoniac libre, produisant ainsi une solution mère de lixiviation; puis - faire passer la solution mère de lixiviation ainsi obtenue vers un moyen de récupération de cobalt. La présente invention concerne un procédé de lixiviation de cobalt à partir d'un minerai de cobalt oxydé non latéritique, ledit procédé comprenant les étapes consistant à: - prétraiter chimiquement le minerai de cobalt oxydé non latéritique devant être lixivié par l'application d'une solution aqueuse d'un sel de sulfite à une pression comprise entre environ la pression atmosphérique et environ 5 fois la pression atmosphérique, à une température comprise entre environ 5°C et environ 65°C; le pH de la solution aqueuse de l'agent réduisant le cobalt étant compris entre environ 1,0 et 10,0; et les volumes relatifs de la solution aqueuse de l'agent réduisant le cobalt et du minerai de cobalt oxydé non latéritique devant être lixivié étant tels que la combinaison de la solution aqueuse de l'agent réduisant le cobalt et du minerai de cobalt oxydé non latéritique devant être lixivié forme un mélange avec une teneur en solides qui n'est pas inférieure à environ 100 g/L de solution aqueuse; - maintenir sensiblement en contact avec le cobalt oxydé non latéritique la solution aqueuse de l'agent réduisant le cobalt; et - lixivier le minerai prétraité chimiquement à une pression comprise entre environ la pression atmosphérique et environ 5 fois la pression atmosphérique, à une température comprise entre environ 5°C et environ 65°C, par l'application d'une solution de carbonate d'ammonium renfermant de l'ammoniac libre, produisant ainsi une solution mère de lixiviation; puis - faire passer la solution mère de lixiviation ainsi obtenue vers un moyen de récupération de cobalt. La présente invention concerne un procédé de lixiviation de cobalt à partir d'un minerai de cobalt oxydé non latéritique, ledit procédé comprenant les étapes consistant à: - prétraiter chimiquement le minerai de cobalt oxydé non latéritique devant être lixivié par l'application d'une solution aqueuse d'un dioxyde de soufre à une pression comprise entre environ la pression atmosphérique et environ 5 fois la pression atmosphérique, à une température comprise entre environ 5°C et environ 65°C; le pH de la solution aqueuse de l'agent réduisant le cobalt étant compris entre environ 1,0 et 10,0; et les volumes relatifs de la solution aqueuse de l'agent réduisant le cobalt et du minerai de cobalt oxydé non latéritique devant être lixivié étant tels que la combinaison de la solution aqueuse de l'agent réduisant le cobalt et du minerai de cobalt oxydé non latéritique devant être lixivié forme un mélange avec une teneur en solides qui n'est pas inférieure à environ 100 g/L de la solution aqueuse; - maintenir sensiblement en contact avec le cobalt oxydé non latéritique la solution aqueuse de l'agent réduisant le cobalt; et - lixivier le minerai prétraité chimiquement à une pression comprise entre environ la pression atmosphérique et environ 5 fois la pression atmosphérique, à une température comprise entre environ 5°C et environ 65°C, par l'application d'une solution de carbonate d'ammonium renfermant de l'ammoniac libre, produisant ainsi une solution mère de lixiviation; puis - faire passer la solution mère de lixiviation ainsi obtenue vers un moyen de récupération de cobalt. Les solutions de lixiviation acides requièrent une purification avant la récupération du cobalt pour éliminer les autres métaux dissous. Typiquement, la purification a pour résultat de grands volumes de précipité de fer et, dans un grand nombre des cas, de gypse supposant qu'on utilise de la chaux ou de la dolomite pour accroître le pH. Ces résidus doivent être éliminés de manière acceptable d'un point de vue environnemental. La forte probabilité d'éléments dangereux se dissolvant, tels que l'As, Sb, Se, TL etc., présents dans le minerai dans les conditions intensives de lixiviation à l'acide, exerce également des contraintes sur l'élimination de résidus. Le capital et les coûts d'exploitation de tels procédés de précipitation peuvent constituer une partie importante du budget total de l'installation. Selon Sinclair (Extractive Metallurgy of Zinc, AusIMM, Spectrum Series, 15, 2005, p. 265-272) les coûts en capital pour la lixiviation, la précipitation de fer, l'élimination de gypse, le traitement des eaux usées et l'élimination des résidus se situent entre environ 25-30% des coûts totaux en capital (US$200M) pour une installation grillage-lixiviation-électroextraction produisant 100000 tonnes par an. Les coûts d'exploitation de ces procédés ont constitué environ 20% des coûts totaux d'exploitation (US$45.3M) de la même installation. Evidemment, toute réduction de coûts à ces égards aura pour résultat une viabilité économique beaucoup plus améliorée. Les solutions de lixiviation ammoniacales contiennent moins de métaux indésirables à des concentrations plus faibles. La pureté élevée des solutions ammoniacales en comparaison avec les solutions acides permet la construction d'une installation plus simple, parce qu'aucun circuit de précipitation de solution entière n'est requis pour éliminer le fer et/ou le manganèse. Toutefois, les techniques classiques de lixiviation ammoniacale n'offrent pas le degré de récupération des lixiviations à base d'acide. Dans le contexte d'une situation économique tendue, dans laquelle les installations de récupération de cobalt opèrent, la combinaison d'un circuit acide avec un circuit ammoniacal est nettement contre-intuitive, la réaction de neutralisation en résultant étant fortement dissuasive d'un point de vue économique. Une stratégie alternative peut être la réalisation de lixiviations séquentielles acides, puis ammoniacales (ou vice versa), nécessitant toutefois la construction de circuits acide et ammoniacal séparés de récupération de cobalt, ce qui, par conséquent, n'a pas de chances de succès d'un point de vue pratique. Toutefois, les inventeurs ont découvert que de faibles volumes de solutions aqueuses, au maximum faiblement acides, de certains agents réducteurs produisent un effet très avantageux sur la lixiviation ammoniacale subséquente de minerais oxydés non latéritiques. Les volumes sont suffisamment faibles et les solutions suffisamment modérées pour rendre superflue la séparation du minerai de la solution aqueuse de l'agent réducteur avant l'ajout de la solution de lixiviation ammoniacale, parant ainsi à la nécessité d'une étape de séparation solide-liquide avant l'étape de lixiviation, ce qui évite à la fois les complexités de procédure et les coûts qui s'y rattachent, et la perte probable de cobalt à partir de la solution adsorbée vers la surface du minerai traité. Les inventeurs ont découvert qu'il est possible de récupérer du cobalt de manière rentable à partir de minerais de cobalt oxydés non latéritiques par lixiviation ammoniacale dans des conditions douces (et, par conséquent, à moindre coût), par l'application préalable de solutions aqueuses d'agents spécifiques réduisant le cobalt, également dans des conditions douces (et, par conséquent, à moindre coût). Les inventeurs ont cependant effectué, avec peu d'effet, des expériences analogues sur les minerais de nickel latéritiques. En outre, le procédé selon la présente invention constitue une lixiviation du cobalt par voie ammoniacale hautement efficace, l'efficacité de l'étape de lixiviation ammoniacale du procédé en deux étapes étant améliorée par rapport aux lixiviations du cobalt par voie ammoniacale classiques en une seule étape. La sélectivité plus élevée de lixiviation ammoniacale pour le cobalt constitue également une solution de lixiviation plus propre requérant à un moindre degré un traitement pour éliminer des métaux non-cibles que les solutions équivalentes des procédés utilisant de l'acide. Le procédé réduit au minimum la perte de réactif attendue, et hautement indésirable d'un point de vue économique, résultant de la combinaison des solutions acide et basique en utilisant de faibles volumes de solutions modérément acides, qui, donné leur nature douce et les conditions modérées dans lesquelles le traitement a lieu, sont étonnamment efficaces en améliorant l'efficacité de la lixiviation ammoniacale. Teneur en solides Les mélanges de minerai et de solution aqueuse de l'agent de prétraitement chimique englobent les mélanges à teneur extrêmement élevée en matières solides, telles que des pâtes, et les mélanges où le minerai solide n'est que mouillé par l'ajout de la solution aqueuse provenant de l'agent réduisant le cobalt. Selon un mode de réalisation préféré de l'invention, le mélange formé par la combinaison de la solution aqueuse de l'agent réduisant le cobalt et du minerai de cobalt oxydé non latéritique devant être lixivié présente une teneur en matières solides non inférieure à environ 100 g/L. Selon un mode de réalisation préféré de l'invention, le mélange formé par la combinaison de la solution aqueuse de l'agent réduisant le cobalt et du minerai de cobalt oxydé non latéritique devant être lixivié présente une teneur en matières solides non inférieure à environ 200 g/L. Selon un mode de réalisation préféré de l'invention, le mélange formé par la combinaison de la solution aqueuse de l'agent réduisant le cobalt et du minerai de cobalt oxydé non latéritique devant être lixivié présente une teneur en matières solides non inférieure à environ 400 g/L. Selon un mode de réalisation préféré de l'invention, le mélange formé par la combinaison de la solution aqueuse de l'agent réduisant le cobalt et du minerai de cobalt oxydé non latéritique devant être lixivié présente une teneur en matières solides non inférieure à environ 700 g/L. Selon un mode de réalisation préféré de l'invention, le mélange formé par la combinaison de la solution aqueuse de l'agent réduisant le cobalt et du minerai de cobalt oxydé non latéritique devant être lixivié présente une teneur en matières solides non inférieure à environ 1000 g/L. Selon un mode de réalisation préféré de l'invention, le mélange formé par la combinaison de la solution aqueuse de l'agent réduisant le cobalt et du minerai de cobalt oxydé non latéritique devant être lixivié présente une teneur en matières solides non inférieure à environ 2000 g/L. Selon un mode de réalisation préféré de l'invention, le mélange formé par la combinaison de la solution aqueuse de l'agent réduisant le cobalt et du minerai de cobalt oxydé non latéritique devant être lixivié présente une teneur en matières solides non inférieure à environ 4000 g/L. Selon un mode de réalisation préféré de l'invention, le mélange formé par la combinaison de la solution aqueuse de l'agent réduisant le cobalt et du minerai de cobalt oxydé non latéritique devant être lixivié présente une teneur en matières solides non inférieure à environ 5000 g/L. Selon un mode de réalisation préféré de l'invention, le mélange formé par la combinaison de la solution aqueuse de l'agent réduisant le cobalt et du minerai de cobalt oxydé non latéritique devant être lixivié présente une teneur en matières solides non inférieure à environ 7000 g/L. Selon un mode de réalisation préféré de l'invention, le mélange formé par la combinaison de la solution aqueuse de l'agent réduisant le cobalt et du minerai de cobalt oxydé non latéritique devant être lixivié présente une teneur en matières solides non inférieure à environ 10000 g/L. Selon un mode de réalisation préféré de l'invention, le mélange formé par la combinaison de la solution aqueuse de l'agent réduisant le cobalt et du minerai de cobalt oxydé non latéritique devant être lixivié présente une teneur en matières solides non inférieure à environ 20000 g/L. Selon un mode de réalisation préféré de l'invention, le mélange formé par la combinaison de la solution aqueuse de l'agent réduisant le cobalt et du minerai de cobalt oxydé non latéritique devant être lixivié présente une teneur en matières solides non inférieure à environ 40000 g/L. Selon un mode de réalisation préféré de l'invention, le mélange formé par la combinaison de la solution aqueuse de l'agent réduisant le cobalt et du minerai de cobalt oxydé non latéritique devant être lixivié présente une teneur en matières solides non inférieure à environ 50000 g/L. Selon un mode de réalisation de l'invention, la teneur en matières solides du mélange se situe dans une plage de teneurs dont la limite inférieure est de 100 g/L. Selon un mode de réalisation de l'invention, la teneur en matières solides du mélange se situe dans une plage de teneurs dont la limite inférieure est de 200 g/L. Selon un mode de réalisation de l'invention, la teneur en matières solides du mélange se situe dans une plage de teneurs dont la limite inférieure est de 400 g/L. Selon un mode de réalisation de l'invention, la teneur en matières solides du mélange se situe dans une plage de teneurs dont la limite inférieure est de 700 g/L. Selon un mode de réalisation de l'invention, la teneur en matières solides du mélange se situe dans une plage de teneurs dont la limite inférieure est de 1000 g/L. Selon un mode de réalisation de l'invention, la teneur en matières solides du mélange se situe dans une plage de teneurs dont la limite inférieure est de 2000 g/L. Selon un mode de réalisation de l'invention, la teneur en matières solides du mélange se situe dans une plage de teneurs dont la limite inférieure est de 4000 g/L. Selon un mode de réalisation de l'invention, la teneur en matières solides du mélange se situe dans une plage de teneurs dont la limite inférieure est de 7000 g/L. Selon un mode de réalisation de l'invention, la teneur en matières solides du mélange se situe dans une plage de teneurs dont la limite inférieure est de 10000 g/L. Selon un mode de réalisation de l'invention, la teneur en matières solides du mélange se situe dans une plage de teneurs dont la limite inférieure est de 20000 g/L. Selon un mode de réalisation de l'invention, la teneur en matières solides du mélange se situe dans une plage de teneurs dont la limite inférieure est de 40000 g/L. Selon un mode de réalisation de l'invention, la teneur en matières solides du mélange se situe dans une plage de teneurs dont la limite inférieure est de 50000 g/L. Selon un mode de réalisation de l'invention la teneur en matières solides du mélange se situe dans une plage de teneurs dont la limite supérieure est de 100000 g/L. Selon un mode de réalisation de l'invention la teneur en matières solides du mélange se situe dans une plage de teneurs dont la limite supérieure est de 50000 g/L. Selon un mode de réalisation de l'invention la teneur en matières solides du mélange se situe dans une plage de teneurs dont la limite supérieure est de 40000 g/L. Selon un mode de réalisation de l'invention la teneur en matières solides du mélange se situe dans une plage de teneurs dont la limite supérieure est de 20000 g/L. La limitation du volume relatif de la solution aqueuse de l'agent réduisant le cobalt est une caractéristique clé de l'invention, parce qu'elle permet ù conjointement avec les acidités relativement douces qui ont été trouvées efficaces ù la combinaison économique d'une solution acide (la présente invention n'englobe pas l'emploi de solutions basiques, telles que les solutions de sulfite basiques) de l'agent réduisant le cobalt et de la solution de lixiviation ammoniacale. Solutions de sulfite Partout dans ce descriptif, sauf si le contexte exige le contraire, une référence à des solutions aqueuses de sulfite englobe des dérivés de sulfite tels que le métabisulfite. Minerais de cobalt oxydés non latéritiques Selon un mode de réalisation de l'invention, le minerai de cobalt oxydé non latéritique est sélectionné dans le groupe formé par les dépôts sédimentaires hydrothermaux (y inclus ceux liés aux strates), les dépôts volcanogènes hydrothermaux, les dépôts d'uranium polymétallique ou les dépôts de skarns. Selon un mode de réalisation de l'invention le minerai de cobalt oxydé non latéritique présente une teneur en cobalt dépassant toute teneur en nickel. Partout dans ce descriptif, sauf si le contexte exige le contraire, l'expression "minerai de cobalt oxydé non latéritique" est destinée à comprendre les minerais de cobalt oxydés qui incluent un composant de sulfure, et les minerais oxydés qui ont été dérivés de minerais sulfure-oxyde mixtes par l'intermédiaire de techniques de séparation, telles que la flottation. Prétraitement chimique L'homme de l'art comprendra que le terme 'prétraiter chimiquement' est fondamentalement différent de 'lixivier'. La lixiviation est un processus par lequel une solution renfermant un agent de lixiviation est mise en contact avec un minerai, la solution est récupérée et des métaux précieux sont extraits de cette dernière. L'étape de prétraitement chimique selon la présente invention fait que le minerai devant être lixivié se prête mieux au procédé de lixiviation, améliorant à la fois le degré et le taux de récupération de cobalt. L'homme versé en la matière comprendra que dans un grand nombre d'applications il est quasiment impossible de retenir la totalité d'une solution en contact avec le minerai devant être lixivié. Dans le contexte d'une lixiviation en tas, par exemple, il est pratiquement impossible d'arrêter un drainage provenant du minerai. Température de prétraitement chimique De préférence encore, l'étape de prétraitement chimique du minerai de cobalt oxydé a lieu à une température comprise entre 10°C et 50°C. En complément et de façon encore préférée, l'étape de prétraitement chimique du minerai de cobalt oxydé a lieu à une température comprise entre 10°C et 45°C. En complément et de façon encore préférée, l'étape de prétraitement chimique du minerai de cobalt oxydé a lieu à une température comprise entre 10°C et 40°C. En complément et de façon encore préférée, l'étape de prétraitement chimique du minerai de cobalt oxydé a lieu à une température comprise entre 10°C et 35°C. En complément et de façon encore préférée, l'étape de prétraitement chimique du minerai de cobalt oxydé a lieu à une température comprise entre 10°C et 30°C. De préférence encore, l'étape de prétraitement chimique du minerai de cobalt oxydé a lieu à une température comprise entre la température ambiante et 50°C. En complément et encore plus préférentiellement, l'étape de prétraitement chimique du minerai de cobalt oxydé a lieu à une température comprise entre la température ambiante et 45°C. En complément et encore plus préférentiellement, l'étape de prétraitement chimique du minerai de cobalt oxydé a lieu à une température comprise entre la température ambiante et 40°C. En complément et encore plus préférentiellement, l'étape de prétraitement chimique du minerai de cobalt oxydé a lieu à une température comprise entre la température ambiante et 35°C. En complément et encore plus préférentiellement, l'étape de prétraitement chimique du minerai de cobalt oxydé a lieu à une température comprise entre la température ambiante et 30°C. Selon un mode de réalisation particulièrement préféré de l'invention, l'étape de 20 prétraitement chimique du minerai de cobalt oxydé non latéritique a lieu à température ambiante. Température de lixiviation 25 De préférence encore, l'étape de lixiviation du minerai prétraité chimiquement a lieu à une température comprise entre 10°C et 50°C. En complément et encore plus préférentiellement, l'étape de lixiviation du minerai prétraité chimiquement a lieu à une température comprise entre 10°C et 45°C. En complément et encore plus préférentiellement, l'étape de lixiviation du minerai prétraité chimiquement a 30 lieu à une température comprise entre 10°C et 40°C. En complément et encore plus préférentiellement, l'étape de lixiviation du minerai prétraité chimiquement a lieu à une température comprise entre 10°C et 35°C. En complément et encore plus préférentiellement, l'étape de lixiviation du minerai prétraité chimiquement a lieu à une température comprise entre 10°C et 30°C. De préférence encore, l'étape de lixiviation du minerai prétraité chimiquement a lieu à une température comprise entre la température ambiante et 50°C. En complément et encore plus préférentiellement, l'étape de lixiviation du minerai prétraité chimiquement a lieu à une température comprise entre la température ambiante et 45°C. En complément et encore plus préférentiellement, l'étape de lixiviation du minerai prétraité chimiquement a lieu à une température comprise entre la température ambiante et 40°C. En complément et encore plus préférentiellement, l'étape de lixiviation du minerai prétraité chimiquement a lieu à une température comprise entre la température ambiante et 35°C. En complément et encore plus préférentiellement, l'étape de lixiviation du minerai prétraité chimiquement a lieu à une température comprise entre la température ambiante et 30°C. Selon un mode de réalisation particulièrement préféré de l'invention, l'étape de lixiviation du minerai prétraité chimiquement a lieu à température ambiante. Pression de prétraitement chimique Selon un mode de réalisation particulièrement préféré de l'invention, l'étape de prétraitement chimique du minerai de cobalt oxydé non latéritique a lieu à 25 pression atmosphérique. Pression de lixiviation Selon un mode de réalisation particulièrement préféré de l'invention, l'étape de 30 lixiviation du minerai prétraité chimiquement a lieu à pression atmosphérique.20 Dosage de l'agent réduisant le cobalt Selon un mode de réalisation préféré de l'invention, l'étape consistant à: prétraiter chimiquement le minerai de cobalt oxydé non latéritique devant être lixivié par l'application d'une solution aqueuse d'un agent réduisant le cobalt sélectionné dans le groupe: sels de fer (II), sels de sulfite, dioxyde de soufre, et leurs combinaisons; à une pression comprise entre environ la pression atmosphérique et environ 5 fois la pression atmosphérique, à une température comprise entre environ 5°C et environ 65°C; comprend, plus spécifiquement, l'étape consistant à: prétraiter chimiquement le minerai de cobalt oxydé non latéritique devant être lixivié par l'application d'une solution aqueuse d'un agent réduisant le cobalt sélectionné dans le groupe: sels de fer (II), sels de sulfite, dioxyde de soufre, et leurs combinaisons; à une pression comprise entre environ la pression atmosphérique et environ 5 fois la pression atmosphérique, à une température comprise entre environ 5°C et environ 65°C par l'application d'une solution aqueuse d'une quantité d'agent réduisant le cobalt correspondant à une plage comprise entre 0,2 et 20,0 fois la quantité présente dans le minerai de cobalt oxydé, sur base stoechiométrique. Selon un mode de réalisation préféré de l'invention, la quantité de l'agent réduisant le cobalt est comprise entre environ 0,5 et 10,0 fois la quantité de cobalt présente dans le minerai de cobalt oxydé, sur base stoechiométrique. Selon un mode de réalisation préféré de l'invention, la quantité de l'agent réduisant le cobalt est comprise entre environ 0,5 et 5,0 fois la quantité de cobalt présente dans le minerai de cobalt oxydé, sur base stoechiométrique. Selon un mode de réalisation préféré de l'invention, la quantité de l'agent réduisant le cobalt est comprise entre environ 0,5 et 3,0 fois la quantité de cobalt présente dans le minerai de cobalt oxydé, sur base stoechiométrique. Comme l'homme du métier l'aura compris, l'équation représentant la réduction du cobalt (III) par le fer (II) est comme suit: Fe2+ + Coi+ ù> Fe3+ + Col+ Comme l'homme du métier l'aura compris, les équations représentant la réduction du cobalt (III) par le sulfite (en utilisant, à titre d'exemple, du sulfite de sodium) / dioxyde de soufre sont comme suit: SO2 + 2Co3+ + 2H2O _*SO42- + 2Co2+ + 4H+; ou Na2SO3 + 2Co3+ + H2O ù* Na2SO4 + 2Co2+ + 2H+ Par conséquent, si l'agent réduisant le cobalt est le fer (II), la quantité d'agent réduisant le cobalt correspondant à une plage comprise entre 0,2 et 20,0 fois la quantité de cobalt présente dans le minerai de cobalt oxydé, sur base stoechiométrique, correspond au nombre de moles de fer (II) situé dans une plage comprise entre 0,2 et 20,0 fois le nombre de moles de cobalt présent dans le minerai de cobalt oxydé. Si l'agent réduisant le cobalt est le sulfite/dioxyde de soufre, la quantité d'agent réduisant le cobalt correspondant à une plage comprise entre 0,2 et 20,0 fois la quantité de cobalt présente dans le minerai de cobalt oxydé, sur base stoechiométrique, correspond au nombre de moles de sulfite/dioxyde de soufre situé dans une plage comprise entre 0,1 et 10,0 fois le nombre de moles de cobalt présent dans le minerai de cobalt oxydé. Toute personne versée en la matière se rendra compte que la stoechiométrie n'est pas exclusivement déterminée par la concentration en cobalt dans le minerai, parce que la présence d'autres espèces réductibles dans le minerai est bien possible. Par conséquent, la stoechiométrie réelle sera différente pour chaque minerai et ne peut être déterminée que par des essais. pH de prétraitement chimique et concentration Selon des modes de réalisation préférés de l'invention, dans lesquels le réducteur est un sel de fer (II), la concentration du sel de fer (II) est comprise entre environ 0,5 g/L et environ 100 g/L (exprimée en termes de sulfate de fer (II)). Encore plus préférentiellement, la concentration du sel de fer (II) est comprise entre environ 5 g/L et environ 100 g/L (exprimée en termes de sulfate de fer (II)). Encore plus préférentiellement, la concentration du sel de fer (II) est comprise entre environ 10 g/L et environ 100 g/L (exprimée en termes de sulfate de fer (II)). Encore plus préférentiellement, la concentration du sel de fer (II) est comprise entre environ 25 g/L et environ 100 g/L (exprimée en termes de sulfate de fer (II). Encore plus préférentiellement, la concentration du sel de fer (II) est comprise entre environ 50 g/L et environ 100 g/L (exprimée en termes de sulfate de fer (II)). Selon un mode de réalisation particulièrement préféré de l'invention, la concentration du sel de fer (II) est environ 100 g/L (exprimée en termes de sulfate de fer (II)). Selon des modes de réalisation préférés de l'invention, dans lesquels le réducteur est un sel de fer (II), la concentration du sel de fer (II) est comprise entre environ 0,5 g/L et environ 200 g/L (exprimée en termes de sulfate de fer (II)). Encore plus préférentiellement, la concentration du sel de fer (II) est comprise entre environ 5 g/L et environ 200 g/L (exprimée en termes de sulfate de fer (II)). Encore plus préférentiellement, la concentration du sel de fer (II) est comprise entre environ 10 g/L et environ 200 g/L (exprimée en termes de sulfate de fer (II)). Encore plus préférentiellement, la concentration du sel de fer (II) est comprise entre environ 25 g/L et environ 200 g/L (exprimée en termes de sulfate de fer (II)). Encore plus préférentiellement, la concentration du sel de fer (II) est comprise entre environ 50 g/L et environ 200 g/L (exprimée en termes de sulfate de fer (II)). Encore plus préférentiellement, la concentration du sel de fer (II) est comprise entre environ 100 g/L et environ 200 g/L (exprimée en termes de sulfate de fer (II)). Selon un mode de réalisation particulièrement préféré de l'invention, la concentration du sel de fer (II) est environ 200 g/L (exprimée en termes de sulfate de fer (II)). Selon des modes de réalisation préférés de l'invention, dans lesquels le réducteur est un sel de fer (II), la concentration du sel de fer (II) est comprise entre environ 0,5 g/L et saturation. Encore plus préférentiellement, la concentration du sel de fer (II) est comprise entre environ 5 g/L et saturation. Encore plus préférentiellement, la concentration du sel de fer (II) est comprise entre environ 10 g/L et saturation. Encore plus préférentiellement, la concentration du sel de fer (II) est comprise entre environ 25 g/L et saturation. Encore plus préférentiellement, la concentration du sel de fer (II) est comprise entre environ 50 g/L et saturation. Encore plus préférentiellement, la concentration du sel de fer (II) est comprise entre environ 100 g/L et saturation. Selon un mode de réalisation particulièrement préféré de l'invention, la solution est saturée par le sel de fer (II). Alors que l'économie impose que la solution aqueuse de l'agent réduisant le cobalt présente un pH aussi élevé que possible, réduisant ainsi au minimum la perte d'ammoniac à partir de la solution de lixiviation, l'efficacité des agents réducteurs préférés impose des contraintes importantes sur cette exigence. Selon un mode de réalisation préféré de l'invention, dans lequel le réducteur est un sel de fer (II), le pH de la solution aqueuse du sel de fer (II) est compris entre environ 1,0 et environ 4,5. Encore plus préférentiellement, le pH de la solution est compris entre environ 1,5 et 4,5. Encore plus préférentiellement, le pH de la solution est compris entre environ 2,0 et 4,5. Encore plus préférentiellement, le pH de la solution est compris entre environ 2,5 et 4,5. Selon un mode de réalisation particulièrement préféré de l'invention, le pH de la solution est compris entre environ 3,0 et environ 4,5. Cette dernière plage de pH correspond à l'acidité inhérente de solutions de fer (II), à travers la plage de concentrations d'utilité dans la présente invention, sans l'ajout d'acide supplémentaire. L'homme du métier reconnaîtra que le pH inhérent d'une solution de fer (II) va varier selon la concentration et l'identité du contre-ion. La concentration de la solution de prétraitement chimique que l'on peut utiliser va être affectée par le pH. La solubilité des ions fer (II) décroît avec un pH augmentant jusqu'à ce qu'elle atteigne un minimum à un pH d'environ 11. Toutefois, maintenir une concentration d'ions fer (II) apte à être utilisée comme réducteur, exige un pH inférieur à environ 7. Une fois terminée la réaction de réduction, le fer (II) se convertit en fer (III), la solubilité de fer (III) étant également touchée par le pH et atteignant une solubilité minimum à un pH entre 4 et 9. A un pH inférieur à environ 3, les ions fer (III) formés peuvent être suffisamment solubles pour s'éloigner du site de réduction, empêchant ainsi un blocage de la surface par la formation d'une phase de fer (III) solide. Les exemples présentés dans la suite du texte n'indiquent aucun blocage de la surface par des précipités de fer (III) à un pH de 3. Selon des modes de réalisation préférés de l'invention, dans lesquels le réducteur est un sel de sulfite et/ou du SO2, la concentration du sel de sulfite est comprise entre environ 0,5 g/L et environ 100 g/L (exprimée en termes de sulfite de sodium). Encore plus préférentiellement, la concentration du sel de sulfite est comprise entre environ 10 g/L et environ 100 g/L (exprimée en termes de sulfite de sodium). Encore plus préférentiellement, la concentration du sel de sulfite est comprise entre environ 50 g/L et environ 100 g/L (exprimée en termes de sulfite de sodium). Encore plus préférentiellement, la concentration du sel de sulfite est comprise entre environ 100 g/L et environ 100 g/L (exprimée en termes de sulfite de sodium). Selon un mode de réalisation particulièrement préféré de l'invention, la concentration du sel de sulfite est environ de 100 g/L (exprimée en termes de sulfite de sodium). Selon des modes de réalisation préférés de l'invention, dans lesquels le réducteur est un sel de sulfite et/ou du S02, la concentration du sel de sulfite est comprise entre environ 0,5 g/L et environ 200 g/L (exprimée en termes de sulfite de sodium). Encore plus préférentiellement, la concentration du sel de sulfite est comprise entre environ 10 g/L et environ 200 g/L (exprimée en termes de sulfite de sodium). Encore plus préférentiellement, la concentration du sel de sulfite est comprise entre environ 25 g/L et environ 200 g/L (exprimée en termes de sulfite de sodium). Encore plus préférentiellement, la concentration du sel de sulfite est comprise entre environ 50 g/L et environ 200 g/L (exprimée en termes de sulfite de sodium). Encore plus préférentiellement, la concentration du sel de sulfite est comprise entre environ 100g/L et environ 200 g/L (exprimée en termes de sulfite de sodium). Selon un mode de réalisation particulièrement préféré de l'invention, la concentration du sel de sulfite est environ de 200 g/L (exprimée en termes de sulfite de sodium). Selon des modes de réalisation préférés de l'invention, dans lesquels le réducteur est un sel de sulfite et/ou du S02, la concentration du sel de sulfite est comprise entre environ 0,5 g/L et saturation. Encore plus préférentiellement, la concentration du sel de sulfite est comprise entre environ 10 g/L et saturation. Encore plus préférentiellement, la concentration du sel de sulfite est comprise entre environ 100 g/L et saturation. Encore plus préférentiellement, la concentration du sel de sulfite est comprise entre environ 50 g/L et saturation. Encore plus préférentiellement, la concentration du sel de sulfite est comprise entre environ 100 g/L et saturation. Selon un mode de réalisation particulièrement préféré de l'invention, la solution est saturée par le sel de sulfite. Pour le sulfite de sodium l'effet principal du pH consiste à changer la spéciation de l'ion sulfite; à une valeur de pH inférieure à environ 2,5, il est présent en tant que S02 dissous, écrit parfois S02 (aq); à une valeur de pH supérieure à environ 2,5 l'espèce prédominante est du HS03. Le dioxyde de soufre présente une solubilité limitée dans l'eau, diminuant aussi avec le pH [décroissant] de sorte que des pertes de SO2 dans l'atmosphère seront plus élevées à un pH plus faible. Dans la préparation des solutions de sulfite à pH ajusté, utilisées dans les exemples exposés ci-dessous, l'odeur du SO2 a été de plus en plus forte au fur et à mesure que le pH voulu de la solution de départ était abaissé. Selon des modes de réalisation préférés de l'invention, dans lesquels le réducteur est un sel de sulfite et/ou du SO2, le pH est, de préférence, inférieur à 10. Selon des modes de réalisation préférés de l'invention, dans lesquels le réducteur est un sel de sulfite et/ou du SO2, le pH est, de préférence, inférieur à 8. Selon des modes de réalisation préférés de l'invention, dans lesquels le réducteur est un sel de sulfite et/ou du SO2, le pH est, de préférence, inférieur à 6. Selon des modes de réalisation préférés de l'invention, dans lesquels le réducteur est un sel de sulfite et/ou du SO2, le pH est, de préférence, compris entre environ 5 et 6. Lixiviation: Solution de carbonate d'ammonium renfermant de l'ammoniac libre Carbonate d'ammonium Le carbonate d'ammonium fixe une plage relativement étroite de l'action du pH, étant, dans une certaine mesure, autorégulante, parce que le carbonate d'ammonium sert de tampon. Il est important de noter que la plage de pH tamponnée par le carbonate d'ammonium est une plage dans laquelle une grande variété de métaux cibles sont solubles. Un deuxième avantage des systèmes carbonate est le risque réduit d'un écaillage de gypse, vu que le taux de sulfate est toujours trop faible pour qu'une précipitation ne se produise. Le taux de calcium sera faible lui aussi parce que la précipitation de CaCO3 se produira lorsque des ions calcium sont libérés dans la solution. De préférence, la concentration en carbonate d'ammonium de la solution de carbonate d'ammonium renfermant de l'ammoniac libre suffit pour empêcher l'abaissement du pH au-dessous de 8 pendant l'étape de lixiviation du minerai prétraité chimiquement à pression atmosphérique par l'application d'une solution de carbonate d'ammonium renfermant de l'ammoniac libre, produisant une solution mère de lixiviation. De préférence, la concentration en carbonate d'ammonium de la solution de carbonate d'ammonium renfermant de l'ammoniac libre est au moins de 1 g/L. Encore plus préférentiellement, la concentration en carbonate d'ammonium de la solution de carbonate d'ammonium renfermant de l'ammoniac libre est au moins de 5 g/L. Encore plus préférentiellement, la concentration en carbonate d'ammonium de la solution de carbonate d'ammonium renfermant de l'ammoniac libre est au moins de 8 g/L. Encore plus préférentiellement, la concentration en carbonate d'ammonium de la solution de carbonate d'ammonium renfermant de l'ammoniac libre est au moins de 10 g/L. Encore plus préférentiellement, la concentration en carbonate d'ammonium de la solution de carbonate d'ammonium renfermant de l'ammoniac libre est au moins de 20 g/L. Encore plus préférentiellement, la concentration en carbonate d'ammonium de la solution de carbonate d'ammonium renfermant de l'ammoniac libre est au moins de 30 g/L. De préférence, la concentration en carbonate d'ammonium de la solution de carbonate d'ammonium renfermant de l'ammoniac libre est comprise entre 1 g/L et saturation. Encore plus préférentiellement, la concentration en carbonate d'ammonium de la solution de carbonate d'ammonium renfermant de l'ammoniac libre est comprise entre 5 g/L et saturation. Encore plus préférentiellement, la concentration en carbonate d'ammonium de la solution de carbonate d'ammonium renfermant de l'ammoniac libre est comprise entre 8 g/L et saturation. Encore plus préférentiellement, la concentration en carbonate d'ammonium de la solution de carbonate d'ammonium renfermant de l'ammoniac libre est comprise entre 10 g/L et saturation. Encore plus préférentiellement, la concentration en carbonate d'ammonium de la solution de carbonate d'ammonium renfermant de l'ammoniac libre est comprise entre 20 g/L et saturation. Encore plus préférentiellement, la concentration en carbonate d'ammonium de la solution de carbonate d'ammonium renfermant de l'ammoniac libre est comprise entre 30 g/L et saturation. De préférence, la concentration en carbonate d'ammonium de la solution de carbonate d'ammonium renfermant de l'ammoniac libre est comprise entre 1 g/L et 100 g/L. Encore plus préférentiellement, la concentration en carbonate d'ammonium de la solution de carbonate d'ammonium renfermant de l'ammoniac libre est comprise entre 5 g/L et 100 g/L. Encore plus préférentiellement, la concentration en carbonate d'ammonium de la solution de carbonate d'ammonium renfermant de l'ammoniac libre est comprise entre 8 g/L et 100 g/L. Encore plus préférentiellement, la concentration en carbonate d'ammonium de la solution de carbonate d'ammonium renfermant de l'ammoniac libre est comprise entre 10 g/L et 100 g/L. Encore plus préférentiellement, la concentration en carbonate d'ammonium de la solution de carbonate d'ammonium renfermant de l'ammoniac libre est comprise entre 20 g/L et 100 g/L. Encore plus préférentiellement, la concentration en carbonate d'ammonium de la solution de carbonate d'ammonium renfermant de l'ammoniac libre est comprise entre 30 g/L et 100 g/L. De préférence, la concentration en carbonate d'ammonium de la solution de carbonate d'ammonium renfermant de l'ammoniac libre est comprise entre 1 g/L et 50 g/L. Encore plus préférentiellement, la concentration en carbonate d'ammonium de la solution de carbonate d'ammonium renfermant de l'ammoniac libre est comprise entre 5 g/L et 50 g/L. Encore plus préférentiellement, la concentration en carbonate d'ammonium de la solution de carbonate d'ammonium renfermant de l'ammoniac libre est comprise entre 8 g/L et 50 g/L. Encore plus préférentiellement, la concentration en carbonate d'ammonium de la solution de carbonate d'ammonium renfermant de l'ammoniac libre est comprise entre 10 g/L et 50 g/L. Encore plus préférentiellement, la concentration en carbonate d'ammonium de la solution de carbonate d'ammonium renfermant de l'ammoniac libre est comprise entre 20 g/L et 50 g/L. Encore plus préférentiellement, la concentration en carbonate d'ammonium de la solution de carbonate d'ammonium renfermant de l'ammoniac libre est comprise entre 30 g/L et 50 g/L. De préférence, la concentration en carbonate d'ammonium de la solution de carbonate d'ammonium renfermant de l'ammoniac libre est comprise entre 1 g/L et 20 g/L. Encore plus préférentiellement, la concentration en carbonate d'ammonium de la solution de carbonate d'ammonium renfermant de l'ammoniac libre est comprise entre 5 g/L et 20 g/L. Encore plus préférentiellement, la concentration en carbonate d'ammonium de la solution de carbonate d'ammonium renfermant de l'ammoniac libre est comprise entre 8 g/L et 20 g/L. Encore plus préférentiellement, la concentration en carbonate d'ammonium de la solution de carbonate d'ammonium renfermant de l'ammoniac libre est comprise entre 10 g/L et 20 g/L. Ammoniac L'ammoniac de la solution de carbonate d'ammonium renfermant de l'ammoniac libre peut être généré in situ, par exemple par hydrolyse de l'urée. La concentration en ammoniac libre de la solution de carbonate d'ammonium 20 renfermant de l'ammoniac libre peut être adaptée au taux auquel le cobalt est lixivié du minerai prétraité chimiquement, réduisant ainsi au minimum l'ammoniac excédentaire libre et réduisant alors au minimum les pertes d'ammoniac dues à l'évaporation. En particulier, la solution mère de lixiviation résultante ne contient, de préférence, qu'un léger excès d'ammoniac libre au-delà ce qui est exigé pour 25 retenir le cobalt en solution. Etant donné la petite quantité d'ammoniac libre qui reste dans la solution mère de lixiviation, les pertes d'ammoniac dues à l'évaporation sont peu élevées. L'homme du métier sera facilement capable de calculer la concentration en 30 ammoniac libre requise pour retenir en solution le cobalt à une concentration voulue. Les conditions dans lesquelles se forment des complexes ammoniacaux15 de cobalt, sont facilement calculables d'après la base de données figurant dans la NIST Standard Reference Database 46 [Base de Données Références Standard], NIST Critically Selected Stability Constants of Metal Complexes [Constantes de Stabilité à Sélection Critique de Complexes Métalliques] : version 6.0. De même, la personne versée en la matière sera facilement capable de calculer la concentration en ammoniac libre requise pour retenir en solution, à une concentration voulue, tous les métaux solubles dans le cas de minerais où d'autres métaux solubles dans de l'ammoniac sont également présents. Selon un mode de réalisation préféré de l'invention, la concentration en ammoniac libre de la solution de lixiviation ammoniacale est comprise entre environ 2 et 20 g/L d'ammoniac. Selon un mode de réalisation préféré de l'invention, la concentration en ammoniac libre de la solution de lixiviation ammoniacale est comprise entre environ 2 et 40 g/L d'ammoniac. Selon un mode de réalisation préféré de l'invention, la concentration en ammoniac libre de la solution de lixiviation ammoniacale est comprise entre environ 2 et 60 g/L d'ammoniac. Selon un mode de réalisation préféré de l'invention, la concentration en ammoniac libre de la solution de lixiviation ammoniacale est comprise entre environ 2 et 80 g/L d'ammoniac. Selon un mode de réalisation préféré de l'invention, la concentration en ammoniac libre de la solution de lixiviation ammoniacale est comprise entre environ 2 et 100 g/L d'ammoniac. Selon un mode de réalisation préféré de l'invention, la concentration en ammoniac libre de la solution de lixiviation ammoniacale est comprise entre environ 2 et 200 g/L d'ammoniac. Selon un mode de réalisation préféré de l'invention, la concentration en ammoniac libre de la solution de lixiviation ammoniacale est comprise entre environ 2 g/L et saturation. Comme l'homme de l'art l'aura compris, le taux d'ammoniac dans la solution de lixiviation serait adapté au taux de cobalt dans le minerai et à la vitesse à laquelle se réalise la lixiviation. Un minerai pauvre pour lequel la lixiviation du cobalt se produit lentement aurait besoin d'une concentration plus faible en ammoniac qu'un minerai riche pour lequel la lixiviation se produit rapidement. La présente invention englobe, outre le cobalt, des minerais renfermant des métaux solubles dans de l'ammoniaque, ces minerais exigeant une concentration en ammoniac plus élevée. Degré de récupération Selon un mode de réalisation de l'invention, l'étape de lixiviation du minerai prétraité chimiquement à une pression comprise entre environ la pression atmosphérique et environ 5 fois la pression atmosphérique, à une température comprise entre environ 5°C et environ 65°C, par l'application d'une solution de lixiviation, produisant ainsi une solution mère de lixiviation comprend, plus spécifiquement, l'étape consistant à: lixivier le minerai prétraité chimiquement à une pression comprise entre environ la pression atmosphérique et environ 5 fois la pression atmosphérique, à une température comprise entre environ 5°C et environ 65°C, par l'application d'une solution de lixiviation, produisant ainsi une solution mère de lixiviation dans laquelle au moins 20% du cobalt initialement présent dans le minerai de cobalt oxydé est dissous. Selon un mode de réalisation préféré de l'invention, la solution mère de lixiviation renferme au moins 25% du cobalt initialement présent dans le minerai de cobalt oxydé. Selon un mode de réalisation préféré de l'invention, la solution mère de lixiviation renferme au moins 30% du cobalt initialement présent dans le minerai de cobalt oxydé. Selon un mode de réalisation préféré de l'invention, la solution mère de lixiviation renferme au moins 35% du cobalt initialement présent dans le minerai de cobalt oxydé. Selon un mode de réalisation préféré de l'invention, la solution mère de lixiviation renferme au moins 40% du cobalt initialement présent dans le minerai de cobalt oxydé. Selon un mode de réalisation préféré de l'invention, la solution mère de lixiviation renferme au moins 50% du cobalt initialement présent dans le minerai de cobalt oxydé. Selon un mode de réalisation préféré de l'invention, la solution mère de lixiviation renferme au moins 55% du cobalt initialement présent dans le minerai de cobalt oxydé. Selon un mode de réalisation préféré de l'invention, la solution mère de lixiviation renferme au moins 60% du cobalt initialement présent dans le minerai de cobalt oxydé. Selon un mode de réalisation préféré de l'invention, la solution mère de lixiviation renferme au moins 65% du cobalt initialement présent dans le minerai de cobalt oxydé. Selon un mode de réalisation préféré de l'invention, la solution mère de lixiviation renferme au moins 70% du cobalt initialement présent dans le minerai de cobalt oxydé. Selon un mode de réalisation préféré de l'invention, la solution mère de lixiviation renferme au moins 75% du cobalt initialement présent dans le minerai de cobalt oxydé. Selon un mode de réalisation préféré de l'invention, la solution mère de lixiviation renferme au moins 80% du cobalt initialement présent dans le minerai de cobalt oxydé. Selon un mode de réalisation préféré de l'invention, la solution mère de lixiviation renferme au moins 85% du cobalt initialement présent dans le minerai de cobalt oxydé. Selon un mode de réalisation préféré de l'invention, la solution mère de lixiviation renferme au moins 90% du cobalt initialement présent dans le minerai de cobalt oxydé. Selon un mode de réalisation préféré de l'invention, la solution mère de lixiviation renferme au moins 95% du cobalt initialement présent dans le minerai de cobalt oxydé. Selon un mode de réalisation préféré de l'invention, la solution mère de lixiviation contient un pourcentage du cobalt initialement présent dans le minerai de cobalt oxydé compris dans une plage présentant une valeur inférieure de 20%. Selon un mode de réalisation de l'invention, la valeur inférieure est de 25%. Selon un mode de réalisation de l'invention, la valeur inférieure est de 30%. Selon un mode de réalisation de l'invention, la valeur inférieure est de 35%. Selon un mode de réalisation de l'invention, la valeur inférieure est de 40%. Selon un mode de réalisation de l'invention, la valeur inférieure est de 45%. Selon un mode de réalisation de l'invention, la valeur inférieure est de 50%. Selon un mode de réalisation de l'invention, la valeur inférieure est de 55%. Selon un mode de réalisation de l'invention, la valeur inférieure est de 60%. Selon un mode de réalisation de l'invention, la valeur inférieure est de 65%. Selon un mode de réalisation de l'invention, la valeur inférieure est de 70%. Selon un mode de réalisation de l'invention, la valeur inférieure est de 75%. Selon un mode de réalisation de l'invention, la valeur inférieure est de 80%. Selon un mode de réalisation de l'invention, la valeur inférieure est de 85%. Selon un mode de réalisation de l'invention, la valeur inférieure est de 90%. Selon un mode de réalisation de l'invention, la valeur inférieure est de 95%. Selon un mode de réalisation préféré de l'invention, la solution mère de lixiviation contient un pourcentage du cobalt initialement présent dans le minerai de cobalt oxydé compris dans une plage présentant une valeur supérieure de 100%. Selon un mode de réalisation préféré de l'invention, la solution mère de lixiviation contient un pourcentage du cobalt initialement présent dans le minerai de cobalt oxydé compris dans une plage présentant une valeur supérieure de 99%. Selon un mode de réalisation préféré de l'invention, la solution mère de lixiviation contient un pourcentage du cobalt initialement présent dans le minerai de cobalt oxydé compris dans une plage présentant une valeur supérieure de 95%. La présente invention comprend la lixiviation simultanée de plus d'un seul métal cible. Les métaux cibles peuvent être séparés par les moyens de récupération de métal, par exemple par extraction par solvant. Il y a lieu de préciser que les conditions les plus désirables dans lesquelles le minerai de cobalt prétraité chimiquement est lixivié par voie ammoniacale vont varier au fur et à mesure que les conditions dans lesquelles le minerai est prétraité chimiquement varient. En particulier, la concentration en ammoniac de la solution de lixiviation peut être adaptée au taux auquel le métal cible est lixivié du minerai non latéritique prétraité chimiquement. Il faut bien comprendre que les conditions les plus désirables dans lesquelles le minerai doit être lixivié vont varier au fur et à mesure que la composition du minerai varie. Par exemple, la nature et la concentration de l'agent de lixiviation, la température à laquelle les étapes de lixiviation sont effectuées, et la durée pendant laquelle le minerai est lixivié peuvent toutes être variées en réponse à la composition du minerai. De même, il est clair que les conditions de lixiviation les plus désirables vont varier au fur et à mesure que les conditions dans lesquelles le minerai est prétraité chimiquement varient. En particulier, la concentration de l'agent lixiviant de la solution peut être adaptée au taux auquel le cobalt est lixivié du minerai prétraité chimiquement. Le moyen de récupération de métal selon la présente invention peut comprendre une ou une pluralité d'étape(s) d'extraction par solvant. Moyen de récupération de cobalt Selon un mode de réalisation de l'invention, le moyen de récupération de cobalt est prévu sous forme d'une étape d'extraction par solvant. Selon un mode de réalisation de l'invention, le moyen de récupération de cobalt comprend une étape d'extraction par solvant, suivie d'une étape d'électroextraction comportant la formation d'une cathode de cobalt. Selon un mode de réalisation de l'invention, le moyen de récupération de cobalt comprend une étape d'extraction par solvant, suivie d'une étape de précipitation comportant la formation d'un sel de cobalt insoluble. La présente invention ne sera décrite qu'à titre d'exemple dans ce qui suit en se référant à un de ses modes de réalisation et aux dessins annexés, sur lesquels30 la Figure 1 représente un schéma de principe d'un procédé destiné à lixivier un métal cible ou une pluralité de métaux cibles à partir d'un minerai conformément à la présente invention. Dans la suite du texte on décrit un procédé de lixiviation de cobalt à partir d'un minerai de cobalt oxydé non latéritique selon un mode de réalisation de la présente invention. Un minerai oxydé de cuivre-cobalt sert de base pour cette divulgation. Le minerai 10 est concassé et broyé selon les besoins avant l'ajout d'une solution de prétraitement chimique 12 comprenant du sulfite de sodium à un pH de 2, le volume de la solution de prétraitement chimique y ajouté étant aussi faible que possible, par exemple d'environ 250 mL/kg. La concentration du sulfite de sodium est choisie de sorte que tout le cobalt trivalent dans le minerai soit réduit en cobalt divalent. Chaque minerai aura de différents taux de cobalt trivalent, l'ajout optimal de réducteur devant être déterminé pour chaque minerai. Si aucun réducteur n'est ajouté, la dissolution du cobalt est considérablement réduite. Après l'application de la solution de prétraitement chimique, on laisse reposer, 14, le mélange pendant 12 heures. Chaque combinaison de minerai et de solution de prétraitement chimique nécessitera différents temps de repos, le temps de repos optimal devant être déterminé pour chaque minerai. Après le repos, le minerai est ajouté à un volume de solution de lixiviation 16 ammoniacale de carbonate d'ammonium suffisant pour former une pulpe contenant 400g de minerai prétraité chimiquement par litre de solution de lixiviation. Chaque combinaison de minerai prétraité chimiquement et de solution de lixiviation va nécessiter une différente densité de la pulpe, un différent temps de séjour, une différente composition de la solution de lixiviation et une différente concentration. La densité optimale de la pulpe, le temps de séjour, la composition et concentration de la solution de lixiviation doivent tous être déterminés pour chaque minerai. Une fois le minerai lixivié, on fait passer la pulpe vers une étape 18 de séparation solide-liquide. Les solides 20 appauvris en cuivre et cobalt sont rejetés alors que la solution métallifère 22 procède à la séparation 24. La solution métallifère est mise en contact avec du Cyanex 272 dissous dans du kérosène; le cobalt est transféré vers la phase organique, qu'on laisse décanter et qui est ensuite séparée. La phase organique est mise en contact séparément avec de l'acide sulfurique à un pH de 2 et le cobalt est transféré vers la phase aqueuse de laquelle il peut être récupéré par précipitation, par exemple, ou par électroextraction. La matière organique 26 appauvrie en cobalt est recyclée vers l'étape de chargement de cobalt. Dans un autre mode de réalisation de l'invention (non représenté) dans lequel du cuivre est présent lui aussi, le processus d'extraction par solvant comprend une extraction à grande échelle en utilisant du LIX841, suivie d'une séparation séquentielle du cobalt (et de l'ammoniac), et puis du cuivre. EXEMPLES Dans le premier groupe d'exemples, on a utilisé un minerai de cuivre-cobalt oxydé non latéritique, dont les concentrations de métal dans la matière introduite dans l'installation [head grades] sont 5,14% de Cu et 0,64% de Co. Le cuivre a été présent en tant que malachite facilement lixiviable; la minéralogie du cobalt n'a pas été déterminée, mais a probablement été présente en tant que hétérogénite (CoOOH). EXEMPLE 1 On a prétraité chimiquement des échantillons de minerai en y ajoutant une variété de différentes solutions tout juste suffisante pour mouiller la surface du minerai et on a laissé reposer les pâtes ainsi obtenues pendant 24 heures. AAC û 20 g/L de carbonate d'ammonium + 20 g/L d'ammoniac libre; AMM û 70 g/L d'ammoniac libre; SAC û 40 g/L de carbonate d'ammonium + 70 g/L d'ammoniac libre. Après 24 heures on a ajouté une solution d'AAC afin d'obtenir une densité de la pulpe de 10 g/L. La solution a été mise en agitation pendant 24 heures; une fois cette période écoulée, la solution a été analysée pour déterminer la teneur en cuivre et en cobalt. Les résultats sont présentés dans la Figure 2. 10 La Figure 2 montre le degré de dissolution du cuivre et du cobalt pour chaque prétraitement chimique. Les trois jeux de données les plus à droite concernent une dissolution sans prétraitement chimique préalable. De cela, il découle que la dissolution du cuivre n'est pas touchée par le prétraitement chimique vu que 15 presque toutes les exécutions atteignent >80% de dissolution. Toutefois, la dissolution du cobalt dépend fortement du prétraitement chimique, les deux prétraitements chimiques les plus efficaces étant ceux qui contiennent les réducteurs sulfate de fer (II) et sulfite de sodium saturé, dont la valeur de pH a été ajustée à 2 en utilisant de l'acide sulfurique. L'inefficacité du prétraitement 20 chimique à l'acide non-réductif se montre par le faible taux de récupération à partir de 1M HCI. Le prétraitement chimique oxydatif (NaCIO) s'est révélé inefficace. EXEMPLE 2 25 On a prétraité chimiquement des échantillons de minerai en y ajoutant une solution tout juste suffisante pour mouiller la surface du minerai et on a laissé reposer les pâtes ainsi obtenues pendant 24 heures. En tant que solutions on a utilisé du sulfite de sodium saturé et cette solution a été ajustée à un pH plus faible en utilisant de l'acide sulfurique. 30 Après 24 heures on a ajouté une solution d'AAC afin d'obtenir une densité de la pulpe de 10 g/L. La solution a été mise en agitation pendant 24 heures; une fois cette période écoulée, la solution a été analysée pour déterminer la teneur en cuivre et en cobalt. La Figure 3 montre, pourvu que le pH initial de la solution de prétraitement chimique soit 5 ou inférieur à 5, que le prétraitement chimique est efficace pour améliorer la solubilité du cobalt. Comme auparavant, les conditions de prétraitement chimique n'ont eu aucun effet sur la récupération du cuivre. EXEMPLE 3 On a prétraité chimiquement des échantillons de minerai en y ajoutant une solution de sulfite de sodium saturé, ajustée à un pH de 2 en utilisant de l'acide sulfurique, tout juste suffisante pour mouiller la surface du minerai; on a laissé reposer les pâtes ainsi obtenues pendant une période allant jusqu'à 24 heures. Après le temps requis, on a ajouté une solution d'AAC afin d'obtenir une densité de la pulpe de 10 g/L. La solution a été mise en agitation pendant 24 heures; une fois cette période écoulée, la solution a été analysée pour déterminer la teneur en cuivre et en cobalt. La Figure 4 montre qu'un temps de repos de 5 minutes a été suffisant pour que se produise la réaction chimique améliorant la dissolution du cobalt. Le temps de repos n'a eu aucun effet sur la récupération du cuivre. EXEMPLE 4 ù temps de lixiviation On a prétraité chimiquement des échantillons de minerai en y ajoutant 13mL de solution de sulfite de sodium saturé, ajustée à un pH de 2 en utilisant de l'acide sulfurique pour une quantité de 50,0g de minerai. Après 24 heures de repos, le minerai prétraité chimiquement a été ajouté à 500,0 mL d'AAC. On a pris périodiquement des échantillons de solution et on les a analysés pour déterminer leur teneur en cuivre et en cobalt. La Figure 5 montre le degré de lixiviation dans le temps. Il est clair que la dissolution du cobalt se produit très rapidement, 84% étant dissous dans 30 minutes. La dissolution du cuivre s'est montrée quelque peu plus lente, nécessitant 2 heures pour atteindre une dissolution de 80%. Après 24 heures, >95% des deux métaux était dissous en solution. EXEMPLE 5 Comme exposé précédemment, un des avantages clé de la lixiviation ammoniacale selon l'invention par rapport aux systèmes de lixiviation sur base d'acide de la technique antérieure est la propreté de la solution de lixiviation. La solution de lixiviation finale obtenue à partir de l'Exemple 4 a été analysée pour déterminer la présence de métaux habituellement présents dans ces minerais. L'analyse est présentée dans le tableau ci-dessous, les données étant indiquées en mg/L (parties par million). Le taux élevé de sodium est dû à l'emploi de sulfite de sodium dans la solution de prétraitement chimique. Fe Mg Mn Na V Y Zn 1,5 7,8 9,6 3100 0,4 0,3 1,2 Les éléments suivants ont tous été au-dessous des limites de détection: Ag, Al, Ba, Bi, Ca, Cd, Cr, K, Li, Mo, Ni, P, Pb, Sr, Ti et Zr. Surtout, les taux des métaux entraînant des problèmes dans les installations de lixiviation à l'acide, notamment le Fe, Mn, Ca et Zn, sont extrêmement faibles. A ces taux-là, les métaux n'exigeront pas d'opérations unitaires spécifiques pour leur élimination, la solution pouvant passer directement à un procédé de séparation et de récupération du cobalt et du cuivre. Comme l'homme de l'art le comprendra, cela représente un clair avantage de l'invention par rapport aux procédés de la technique antérieure. EXEMPLE 6 On a prétraité chimiquement des échantillons de minerai en utilisant des solutions contenant des concentrations croissantes soit de sulfite de sodium soit de sulfate der fer (II), les deux ajustés à un pH de 2. On a utilisé un minerai de cuivre - cobalt, dont les concentrations de métal dans la matière introduite dans l'installation [head grades] étaient 5,14% de Cu et 0,64% de Co. Le cuivre a été présent en tant que malachite facilement lixiviable; la minéralogie du cobalt n'a pas été déterminée, mais a probablement été présente en tant que hétérogénite (CoOOH). Des volumes égaux de solution ont été ajoutés à des masses égales de minerai afin de produire de différentes doses des deux agents de prétraitement chimique. Après un temps de repos de 24 heures, on a ajouté de l'AAC; on a laissé progresser la lixiviation pendant 24 heures. Les solutions ont été séparées et analysées pour déterminer leur teneur en cuivre et en cobalt. La Figure 6 montre que l'agent de prétraitement chimique exerce un effet légèrement adverse sur la récupération du cuivre, le taux de récupération de >95% pour un minerai non prétraité chimiquement diminuant à -90% en présence de sulfite de sodium et à 80-85% en présence de sulfate de fer (II). L'effet sur le cobalt s'est révélé plus dramatique avec une dissolution qui augmente de 80% lorsqu'on a utilisé, comme prétraitement chimique, >=2 moles de sulfite de sodium par mole de Co dans le minerai. La solution de sulfate de fer (II) a manifesté un plus grand effet à des rapports molaires plus faibles, même si un rapport molaire de -2 a été nécessaire pour obtenir une récupération de -80%; à un rapport supérieur à 4 moles de Fe/moles de Co, la récupération a diminué et à 8:1 n'a été que légèrement mieux qu'un minerai non prétraité chimiquement. Il est clair que trop de sulfate de fer (II) exerce un effet adverse sur la récupération du cobalt. Indépendamment de toute théorie, on croît qu'une concentration élevée en fer (II) provoquera la précipitation de phases de fer-cobalt qui sont insolubles dans la solution AAC de lixiviation. Dans les Exemples 7 - 10 on a utilisé un minerai cuivre-cobalt oxydé non latéritique contenant aussi une petite quantité de nickel, les concentrations de métal dans la matière introduite dans l'installation [head grades] étant 2,51 % de Cu, 0,223% de Co et 0,098% de Ni. Le cuivre était présent principalement en tant que malachite; la minéralogie du cobalt n'a pas été déterminée, mais a probablement été présente en tant que hétérogénite (CoOOH). EXEMPLE 7 On a prétraité chimiquement des échantillons de minerai en y ajoutant une variété de différentes solutions tout juste suffisante pour mouiller la surface du minerai, on a laissé reposer les pâtes ainsi obtenues pendant 24 heures. AAC ù 20 g/L de carbonate d'ammonium + 20 g/L d'ammoniac libre; AMM ù 70 g/L d'ammoniac libre; SAC ù 40 g/L de carbonate d'ammonium + 70 g/L d'ammoniac libre. Après 24 heures on a ajouté une solution d'AAC afin d'obtenir une densité de la pulpe de 10 g/L. La solution a été mise en agitation pendant 24 heures; une fois cette période écoulée, la solution a été analysée pour déterminer la teneur en cuivre, en cobalt et en nickel. Les résultats sont présentés dans la Figure 7. Tel qu'on peut le voir, les échantillons prétraités chimiquement dans du sulfate de fer (II) et du sulfite de sodium, ajustés à un pH de 2, se sont montrés les plus efficaces pour améliorer la récupération du cobalt. Le prétraitement chimique à l'acide n'a pas été efficace, comme le montrent les récupérations plus faibles des échantillons prétraités chimiquement dans 200 g/L de H2SO4 et 1M HCI. Indépendamment de toute théorie, ces deux réactifs sont des agents réducteurs et agissent sur le cobalt (III) présent pour le convertir en cobalt (II). Le cobalt (III) est insoluble alors que le cobalt (II) est facilement soluble dans la solution AAC lixiviante. Le degré de lixiviation du nickel a lui aussi changé avec le prétraitement chimique utilisé. L'acide fort s'est montré le plus efficace, mais les prétraitements chimiques réducteurs ont également augmenté la dissolution du nickel, mais pas autant que dans le cas du cobalt. Indépendamment de toute théorie, le nickel se trouve dans une ou plusieurs phases minérales différentes de celles du cobalt, dont une ou plusieurs, mais pas toutes se prêtent à une réduction libérant le nickel dans la solution. L'acide fort s'appuierait sur son faible pH pour effectuer une dissolution dans une phase contenant du nickel. EXEMPLE 8 On a prétraité chimiquement d'autres échantillons pendant 24 heures en utilisant du sulfite de sodium saturé, ajusté à un pH de 2. Puis on les a lixiviés dans de l'AAC pendant une période allant jusqu'à 24 heures. La Figure 8 montre que la lixiviation du cobalt s'est produite très rapidement, le degré maximal de dissolution ayant été achevé dans une heure. La lixiviation du cuivre s'est produite quelque peu plus lentement et semble continuer au-delà de 24 heures. La quantité de nickel lixiviée était plus faible, ce qui indique que le prétraitement chimique réducteur n'a pas exercé un effet efficace sur toutes les phases nickélifères. EXEMPLE 9 On a prétraité chimiquement des échantillons de minerai en y ajoutant une solution de sulfite de sodium saturé, ajustée à un pH de 2 en utilisant de l'acide sulfurique tout juste suffisante pour mouiller la surface du minerai; on a laissé reposer les pâtes ainsi obtenues pendant une période allant jusqu'à 24 heures. Au bout du temps requis, on a ajouté une solution d'AAC afin d'obtenir une densité de la pulpe de 10 g/L. La solution a été mise en agitation pendant 24 heures; une fois cette période écoulée, la solution a été analysée pour déterminer sa teneur en cuivre et en cobalt. La Figure 9 montre qu'un temps de repos de cinq minutes a été suffisant pour augmenter la récupération du cobalt de EXEMPLE 10 Comme précédemment cité, on a utilisé, dans le deuxième groupe d'exemples, un minerai de cuivre-cobalt non latéritique contenant aussi une petite quantité de nickel, les concentrations de métal dans la matière introduite dans l'installation [head grades] étant 2,51% de Cu, 0,223% de Co et 0,098% de Ni. Le cuivre a été présent principalement en tant que malachite; la minéralogie du cobalt n'a pas été déterminée, mais a probablement été présente en tant que hétérogénite (CoOOH). On a prétraité chimiquement des échantillons de minerai en utilisant des solutions contenant des concentrations croissantes soit de sulfite de sodium soit du sulfate de fer (II), les deux ajustés à un pH de 2. Des volumes égaux de solution ont été ajoutés à des masses égales de minerai afin de produire de différentes masses [doses?] des deux agents de prétraitement chimique. On a ajouté de l'AAC après un temps de repos de 24 heures; on a laissé progresser la lixiviation pendant 24 heures. Les solutions ont été séparées et analysées pour déterminer leur teneur en cuivre et en cobalt. La Figure 10 montre le degré de dissolution métallique après prétraitement chimique dans du sulfite de sodium (SO2) ou du sulfate de fer (II) (Fe). Comme dans tous les autres exemples utilisant ce minerai, la récupération du cuivre n'est pas affectée par l'agent de prétraitement chimique. La récupération du nickel a augmenté au fur et à mesure que la quantité stoechiométrique du réducteur a augmenté, mais semblait limitée à 17:1; dépassé ce rapport, on a enregistré une récupération de cobalt plus faible. Indépendamment de toute théorie, le sulfite de sodium est un réducteur plus puissant que les ions fer (II), pouvant ainsi réduire des phases que le fer (II) n'arrive pas à réduire. Cela laisse supposer que le cobalt est présent en deux phases, dont l'une qui contient environ 70% du cobalt, est réductible par les deux réducteurs alors que la deuxième phase n'est réductible que par le sulfite de sodium. La baisse apparente en récupération de cobalt dans la solution de sulfate de fer (II) la plus concentrée peut être due à la précipitation d'une phase mixte fer-cobalt laquelle n'est pas soluble dans la solution AAC de lixiviation utilisée. Indépendamment de toute théorie, une comparaison de ces données avec celles de l'Exemple 6 révèle que ce minerai a besoin d'un rapport stoechiométrique sensiblement plus élevé entre le réducteur (par exemple ions fer (II) ou ions sulfite) et le cobalt. Comme l'homme de l'art le comprendra, le rapport stoechiométrique entre le réducteur et le cobalt dépend de plusieurs facteurs, y inclus la distribution du cobalt au sein du minerai, la/les phase(s) dans laquelle/lesquelles le cobalt est présent et la présence d'autres phases réductibles ne renfermant pas de cobalt. EXEMPLE 11 On a prétraité chimiquement deux composants de minerais latéritiques, la limonite (1,3% de Ni et 0,3% de Co) et le saprolite (1,8% de Ni et 0,1% de Co) en y ajoutant une solution tout juste suffisante pour mouiller la surface du minerai; on a laissé reposer les mélanges ainsi obtenus pendant 24 heures. Les solutions testées étaient 100 g/L de sulfite de sodium, ajustées à un pH de 2, 4 et 6. A titre de comparaison, on a également testé un prétraitement chimique en utilisant 200 g/L d'acide sulfurique. Après 24 heures, on a ajouté une solution comprenant 20 g/L de carbonate d'ammonium + 20 g/L d'ammoniac libre pour obtenir une densité de la pulpe de 40 g/L. La solution a été mise en agitation pendant 24 heures; cette période écoulée on a analysé la solution pour déterminer sa teneur en nickel. La Figure 11 montre la dissolution du nickel pour les solutions de prétraitement chimique testées. Il est clair qu'aucun des minerais prétraités chimiquement testés n'a produit une amélioration de la récupération du nickel exemplifiée pour les minerais non latéritiques. Le prétraitement chimique à l'acide sulfurique fort s'est révélé le plus efficace parmi les quatre prétraitements chimiques montrés; la récupération est cependant restée inférieure à 10%. Il est clair que le prétraitement chimique réductif est inefficace pour les minerais latéritiques. EXEMPLE 12 Un minerai de cuivre-cobalt non latéritique comprenant de la malachite et un minéral de cobalt supposé être de l'hétérogénite ont produit des concentrations de métal dans la matière introduite dans l'installation [head grades], obtenues par digestion à l'eau régale, de 26,4% de Cu et 2,46% de Co. On a broyé finement ce minerai et prétraité chimiquement des échantillons en utilisant des dosages croissants de sulfite de sodium. La concentration de la solution de prétraitement chimique est restée constante à 100g/L alors que la masse de minerai par volume a été augmentée de 100g/L à 2000g/L. On a prétraité chimiquement les échantillons pendant 24 heures; une fois cette période écoulée on a ajouté une solution de carbonate d'ammonium ammoniacale pour obtenir une densité de la pulpe d'environ 40%. On a continué la lixiviation pendant 24 heures, moment auquel on a séparé les matières solides et analysé la solution. Tel qu'on peut le voir sur la Figure 12, la récupération du cuivre n'est généralement pas affectée par l'utilisation de sulfite de sodium, alors que la récupération du cobalt dépend très fortement du sulfite de sodium. Le rapport molaire entre le Na2SO3 et le cobalt dans le minerai peut être converti en rapport massique en multipliant le rapport molaire donné sur l'axe x par 2.15. Une comparaison de ces données avec celles figurant dans la Figure 6 montre que ce minerai, par rapport au minerai précédent, exige un rapport quelque peu plus élevé entre le sulfite de sodium et le cobalt pour effectuer une récupération élevée. Indépendamment de toute théorie, on croît que cela est en raison de la présence de minéraux contenant d'autres espèces réductibles dans ce minerai particulier. La teneur supplémentaire en espèces réductibles a pour résultat la consommation augmentée de sulfite de sodium. Revendications1. Procédé de lixiviation de cobalt à partir d'un minerai de cobalt non latéritique, ledit procédé comprenant les étapes consistant à : - prétraiter chimiquement le minerai de cobalt oxydé non latéritique devant être lixivié par l'application d'une solution aqueuse d'un agent réduisant le cobalt, sélectionné dans le groupe formé par les sels de fer (II), les sels de sulfite, le dioxyde de soufre et leurs combinaisons; à une pression comprise entre environ la pression atmosphérique et environ 5 fois la pression atmosphérique, à une température comprise entre environ 5°C et environ 65°C; le pH de la solution aqueuse de l'agent réduisant le cobalt étant compris entre environ 1,0 et 10,0, et les volumes relatifs de la solution aqueuse de l'agent réduisant le cobalt et du minerai de cobalt oxydé non latéritique devant être lixivié étant tels que la combinaison de la solution aqueuse de l'agent réduisant le cobalt et du minerai de cobalt oxydé non latéritique devant être lixivié forme un mélange avec une teneur en solides qui n'est pas inférieure à environ 100 g/L de la solution aqueuse; - maintenir en contact la solution aqueuse de l'agent réduisant le cobalt avec le cobalt oxydé non latéritique; et - lixivier le minerai prétraité chimiquement à une pression comprise entre environ la pression atmosphérique et environ 5 fois la pression atmosphérique, à une température comprise entre environ 5°C et environ 65°C, par l'application d'une solution de carbonate d'ammonium renfermant de l'ammoniac libre, produisant ainsi une solution-mère de lixiviation; puis - faire passer la solution-mère de lixiviation ainsi obtenue vers un moyen de récupération de cobalt. 2. Procédé selon la revendication 1, caractérisé par le fait que l'étape de lixiviation du minerai prétraité chimiquement à une pression comprise entre environ la pression atmosphérique et environ 5 fois la pressionatmosphérique, à une température comprise entre environ 5 °C et environ 65 °C, par application d'une solution de lixiviation de manière à produire une solution mère de lixiviation comprend l'étape consistant à : lixivier le minerai prétraité chimiquement à une pression comprise entre environ la pression atmosphérique et environ 5 fois la pression atmosphérique, à une température comprise entre environ 5 °C et environ 65 °C, par application d'une solution de lixiviation, de manière à produire une solution mère de lixiviation dans laquelle au moins 20 0/0 du cobalt initialement présent dans le minerai de cobalt oxydé est dissous. 3. Procédé selon la revendication 1 ou 2, caractérisé par le fait que le mélange formé par la combinaison de la solution aqueuse de l'agent réduisant le cobalt et du minerai de cobalt oxydé non latéritique devant être lixivié présente une teneur en matières solides non inférieure à environ 100 g/L. 4. Procédé selon la revendication 1 ou 2, caractérisé par le fait que le mélange formé par la combinaison de la solution aqueuse de l'agent réduisant le cobalt et du minerai de cobalt oxydé non latéritique devant être lixivié présente une teneur en matières solides non inférieure à environ 5000 g/L. 5. Procédé selon la revendication 1 ou 2, caractérisé par le fait que le mélange formé par la combinaison de la solution aqueuse de l'agent réduisant le cobalt et du minerai de cobalt oxydé non latéritique devant être lixivié présente une teneur en matières solides non inférieure à environ 20000 g/L. 6. Procédé selon la revendication 1 ou 2, caractérisé par le fait que le mélange formé par la combinaison de la solution aqueuse de l'agent réduisant le cobalt et du minerai de cobalt oxydé non latéritique devant être lixivié présente une teneur en matières solides non inférieure à environ 10000 g/L. 7. Procédé selon la revendication 1 ou 2, caractérisé par le fait que le mélange formé par la combinaison de la solution aqueuse de l'agent réduisant le cobalt et du minerai de cobalt oxydé non latéritique devant être lixivié présente une teneur en matières solides comprise entre environ 100 g/L et environ 40000 g/L. 8. Procédé selon l'une quelconque des revendications précédentes, caractérisé par le fait que le minerai de cobalt oxydé non latéritique est sélectionné dans le groupe formé par les dépôts sédimentaires hydrothermaux (y compris ceux liés aux strates), les dépôts volcanogènes hydrothermaux, les dépôts d'uranium polymétallique ou les dépôts de skarns. 9. Procédé selon l'une quelconque des revendications précédentes, caractérisé par le fait que le minerai de cobalt oxydé non latéritique présente une teneur en cobalt dépassant toute teneur en nickel. 10. Procédé selon l'une quelconque des revendications précédentes, caractérisé par le fait que l'étape de prétraitement chimique du minerai de cobalt oxydé a lieu à une température comprise entre 10°C et 50°C. 11. Procédé selon l'une quelconque des revendications précédentes, caractérisé par le fait que l'étape de prétraitement chimique du minerai de cobalt oxydé a lieu à température ambiante. 12. Procédé selon l'une quelconque des revendications précédentes, caractérisé par le fait que l'étape de lixiviation du minerai prétraité chimiquement a lieu à une température comprise entre 10°C et 50°C. 13. Procédé selon l'une quelconque des revendications précédentes, caractérisé par le fait que l'étape de lixiviation du minerai prétraité chimiquement a lieu à température ambiante. 14. Procédé selon l'une quelconque des revendications précédentes, caractérisé par le fait que l'étape de prétraitement chimique du minerai de cobalt oxydé non latéritique a lieu à pression atmosphérique. 15. Procédé selon l'une quelconque des revendications précédentes, caractérisé par le fait que l'étape de lixiviation du minerai de cobalt oxydé non latéritique a lieu à pression atmosphérique. 16. Procédé selon l'une quelconque des revendications précédentes, caractérisé par le fait que l'étape consistant à prétraiter chimiquement le minerai de cobalt oxydé non latéritique devant être lixivié par l'application d'une solution aqueuse d'un agent réduisant le cobalt sélectionné dans le groupe formé par les sels de fer (II), les sels de sulfite, le dioxyde de soufre et leurs combinaisons; à une pression comprise entre environ la pression atmosphérique et environ 5 fois la pression atmosphérique, à une température comprise entre environ 5°C et environ 65°C, comprend, plus spécifiquement, l'étape consistant à prétraiter chimiquement le minerai de cobalt oxydé non latéritique devant être lixivié par l'application d'une solution aqueuse d'un agent réduisant le cobalt sélectionné dans le groupe formé par les sels de fer (II), les sels de sulfite, le dioxyde de soufre et leurs combinaisons, à une pression comprise entre environ la pression atmosphérique et environ 5 fois la pression atmosphérique, à une température comprise entre environ 5°C et environ 65°C par l'application d'une solution aqueuse d'une quantité d'agent réduisant le cobalt correspondant à une plage comprise entre 0,2 et 20,0 fois la quantité présente dans le minerai de cobalt oxydé, sur une base stoechiométrique. 17. Procédé selon la revendication 16, caractérisé par le fait que la quantité de l'agent réduisant le cobalt est comprise entre environ 0,5 et 10,0 fois la quantité de cobalt présente dans le minerai de cobalt oxydé, sur une base stoechiométrique. 18. Procédé selon la revendication 16, caractérisé par le fait que la quantité de l'agent réduisant le cobalt est comprise entre environ 0,5 et 3,0 fois la quantité de cobalt présente dans le minerai de cobalt oxydé, sur une base stoechiométrique. 19. Procédé selon l'une quelconque des revendications précédentes, caractérisé par le fait que la concentration en carbonate d'ammonium de la solution de carbonate d'ammonium renfermant de l'ammoniac libre suffit pour empêcher l'abaissement du pH au-dessous de 8 pendant l'étape de lixiviation du minerai prétraité chimiquement à pression atmosphérique par l'application d'une solution de carbonate d'ammonium renfermant de l'ammoniac libre, produisant une solution mère de lixiviation.