FR 2501720 A1 19820917 FR 8121827 A 19811120 250 1720 La présente invention concerne un procédé de réduction sélective de métaux lourds à partir d'une matière sensiblement oxydée en grains fins. Il est connu de réduire une matière oxydée ferreuse en grains fins dans un four en chauffant cette matière au moyen d'un gaz réducteur amené à l'état de plasma, le fer brut étant évacué à la par- tie basse du four et le laitier étant évacué à un ni- veau plus élevé. Du coke est admis par le sommet du four et les gaz brûlés évacués sont utilisés pour le séchage et la réduction préliminaire de la matière oxydée introduite. La matière en grains fins conte- nant de l'oxyde de fer est insufflée dans le plasma et dans le lit de fusion de coke o la réduction est exécutée à l'aide du réducteur ajouté,de charbon et de coke. Ensuite, le métal et le laitier descendent à l'état fondu au-dessous du plasma et constituent une couche de métal et une couche de laitier liquide supérieure, les couches étant évacuées séparément. Lors de la réduction du fer, la zone de réduction se trouve à une température de 1.700 à 2.000'C. Le procédé normal pour élaborer le cuivre à partir d'un minerai sulfuré contenant du cuivre et du fer, par exemple la pyrite de cuivre qui est le minerai de cuivre le plus important, consiste dans la fusion préliminaire du minerai brut, éventuelle- ment après un grillage partiel préalable, de manière à obtenir, d'une part, une phase de sulfure en fusion appelée matte contenant tout le cuivre et une frac- tion du fer et, d'autre part, une phase de silicate en fusion appelée scorie contenant la gangue de même qu' une fraction du fer du minerai de cuivre. La matte est ensuite séparée de la. scorie et par une oxydation prudente au moyen d'oxygène atmosphérique dans un four appelé convertisseur, tout le fer qu'el- le contient est transféré à une nouvelle scorie et son soufre est converti en dioxyde de soufre, ce 250 1720 qui donne du cuivre métallique appelé cuivre blister. Celui-ci est raffiné par fusion en vue de l'élimination de sensiblement toutes les impuretés métalliques, à l'exception des métaux précieux qui ne peuvent être éliminés que par raffinage électro- lytique. Ce procédé connu expose à certains incon- vénients. L'un des inconvénients est l'élimination du soufre qui est exécutée par stades et au cours d'un procédé qui est fort irrégulier en ce qui concerne la durée et qui, d'une part constitue une source de pollution et, d'autre part, rend l'utilisa- tion du dioxyde de soufre plus difficile pour la production de l'acide sulfurique. Un autre inconvé- niant apparaît lorsque les opérations sont menées, comme dans la plupart des usines à cuivre modernes, sur de la matte ayant une teneur en cuivre relative- ment élevée parce que la teneur en cuivre atteinte dans la scorie est tellement élevée que celle-ci doit être soumise à un traitement particulier. Enfin, il convient de mentionner que beaucoup de minerais cuprifères ont souvent une teneur considérable en zinc qui est normalement perdu dans la scorie. - Les indications données ci-dessus à propos des minerais cuprifères sulfurés sont applicables aussi aux concentrés sulfurés mixtes. La pyrite de fer est fréquemment trouvée dans les gisements en même temps que d'autres sulfures métalliques, en particu- lier la blende de zinc, la pyrite de cuivre et la galène. Souvent, le minerai doit être-concas- sé et broyé de manière que les différents minéraux constituent des particules distinctes et puissent ensuite être séparées par flottation à l'échelle in- dustrielle, mais bien souvent les minéraux métalli- fères de base ont une texture dont le grain est tel- lement fin qu'il n'est pas possible d'obtenir les différentes fractions métallifères avec des rende- ments satisfaisants; néanmoins, il reste possible de séparer la majeure partie de la pyrite de fer et de collecter les métaux recherchés dans un concentré dit mixte. Un tel concentré a d'habitude une compo- sition de l'ordre de grandeur: 1 à 4% de Cu, 2 à 6% de Pb, 15 à 25% de Zn et de plus d'importantes te- neurs en métaux précieux. Il n'existe actuellement pas d'usines métallurgiques traitant de tels concen- trés et ceux-ci doivent être utilisés en même temps que les minerais normaux pour les usines à cuivre, à plomb et à zinc en vue de la récupération de la quan- tité totale des métaux des scories, crasses et au- tres sous-produits. Ainsi, un concentré de zinc peut être recueilli par conduite du slag-fuming au départ de laitiers et scories provenant d'usines à plomb et à cuivre, le cuivre peut être récupéré des crasses du raffi- nage du plomb et le plomb peut être élaboré à partir des résidus de lixiviation des usines à zinc. Néanmoins, tous ces procédés ne donnent que des concentrés de métaux autres que le métal principal et la récupération du métal de ces concen- trés est à peu près aussi onéreuse que l'isolement à partir du concentré de minerai. La volatilisation à partir du laitier appelée slag- fuming est un procédé relativement courant pour la récupération du zinc et du plomb contenus dans les scories et laitiers pro- venant des usines à cuivre et à plomb. Du charbon pulvérisé et une quantité d'air insuffisante sont insufflés dans le laitier en fusion, de manière que le zinc et le plomb soient extraits par réduction et forment une vapeur métallique qui est brûlée et forme ainsi une fine poussière d' oxydes dans les gaz sortants. Après purification, on obtient un mélange d'oxyde de zinc et d'oxyde de plomb, outre un cer- tain nombre d'autres impuretés, comme des oxydes d'étain et de bismuth, de même que. des fluorures et chlorures, ainsi que du soufre sous forme de sulfate. 2 50 1 7 2 0 Le procédé ordinaire de récupération du métal est basé sur l'opération appelée clinkérisa- tion.au cours de laquelle l'oxyde mixte est soumis à une légère réduction à une température d'environ 1.250'C o le plomb et la plupart des impuretés sont réduits et vaporisés à. partir du mélange d'oxydes dans un four rotatif. On obtient ainsi un oxyde de zinc alourdi mais qui est à peu près pur, un clinker enri- chi en chaud et une poussière dite poussière de plomb qui est composée sensiblement de sulfate de plomb, ainsi que des impuretés. Le clinker doit être traité dans une usine à zinc, normalement par lixivation et électrolyse, tandis que la poussière de plomb est combinée avec l'alimentation normale d'une usine à plomb. Le ferro-nickel est un alliage comprenant à 35% de nickel et du fer pour le reste, qui est utilisé comme véhicule du nickel dans l'élaboration des aciers inoxydables et autres aciers spéciaux. Le ferro-nickel est produit en substance de la même façon que la fonte électrique par réduction d'un minerai fritté et éventuellement réduit au préalable, au moyen de coke dans un four à électrodes. Du fait que le minerai présente habituellement un rapport du fer au nickel supérieur à celui désiré pour le ferro-nickel final, il est souvent nécessaire de produire par soufflage au convertisseur un laitier qui contient une certaine fraction du fer produit par réduction. Pour la production d'un ferro-chrome à -70% de chorme, il faut utiliser un minerai de chromite ayant un rapport Cr:Fe élevé qui est avan- tageusement d'environ 3. Un tel minerai de chrome est relativement rare et beaucoup plus onéreux qu'un minerai présentant un rapport inférieur, de l'ordre de 1,8. Il est par conséquent intéressant de concentrer de manière simple un minerai à bas rap- 250 1 720 port. Certains procédés ont été proposés et sont d'ordinaire basés sur la production de fer spongieux à partir de chromite et sur l'élimination du fer métallique, mais ces procédés sont relative- ment compliqués et écologiquement nuisibles. Parfois, le vanadium est en gisement avec la magnétite, mais souvent à des teneurs tellement faibles, à savoir d'environ 1%, que l'élaboration du vanadium par granulation de la magnétite avec de la soude, puis isolement du vanadate résultant par lixiviation, est onéreuse. En outre, la qualité des granules après lixiviation est tellement médiocre qu'il estdifficilede les vendre comme granules métallurgiques. La Demanderesse a découvert avec surprise qu'il est possible, conformément à l'invention, de supprimer les inconvénients et insuffisances ci- dessus. Dans le procédé décrit initialement, la matière sensiblement oxydée est insufflée dans un four en même temps que la quantité d'agent réducteur nécessaire pour une sélectivité intéressante et de l'énergie thermique est apportée simultanément à l'aide d'un gaz chauffé dans un générateur de plasma, la température étant ajustée à une valeur qui cor- respond au potentiel d'oxygène auquel les métaux dé- sirés sont transformés en une phase particulière pouvant être isolée à l'état de métal en fusion, de vapeur métallique, de speiss ou de matte et à laquelle les autres métaux font partie d'une phase de laitier et peuvent être isolés à l'état de lai- tier en fusion. Suivant une forme de réalisation préférée de l'invention, la réduction est exécutée dans une cuve remplie de coke. Le coke en présence ne parti- cipe à la réduction que dans une mesure limitée. Suivant une autre forme de réalisation pré- férée de l'invention, les métaux volatils faisant 250 1720 partie de la matière oxydée sont extraits du four à l'état de vapeur métallique qui est condensée et col- lectée sous forme de métal en fusion. Avantageusement, le courant de matière insufflé dans le four est dirigé de manière qu'il soit sensiblement amené à venir en contact avec la phase fondue formée dans la partie inférieure du four. Suivant une autre forme de réalisation pré- férée de l'invention, la quantité de fer faisant par- tie de la matière oxydée est scorifiée et retenue à l'état d'oxyde pendant la réduction du reste de la matière. Suivant une autre forme de réalisation pré- férée de l'invention, la matière oxydée est soumise à un grillage préliminaire au cours duquel le soufre éventuellement en présence est éliminé. Suivant une autre forme de réalisation pré- férée de l'invention, une matière oxydée sensiblement exempte de soufre est introduite sous forme de pous- sière, un agent réducteur étant admis en quantité correspondant à 75 - 90% de la quantité stoechiomé- trique pour la réduction. Suivant une autre forme de réalisation pré- férée de l'invention, la température pendant la ré- duction s'élève au maximum jusqu'à 1.350'C. Les inconvénients décrits ci-dessus de l'é- laboration du cuivre à partir de matières premières sulfurées peuvent être évités en conformité avec l'invention. En premier lieu, tout le soufre est éli- miné par un grillagedit à mort;celui-ci est exécuté de manière continue et établit une concentration élevée et régulière en dioxyde de soufre dans les gaz brûlés, de sorte que l'utilisation du dioxyde de soufre est facilitée et que les inconvénients écolo- giques sont atténués. La matière grillée obtenue est insufflée en même temps qu'une certaine quantité de charbon pulvérisé et de formateur de laitier dans un four à chauffage par plasma. La quantité de char- bon pulvérisé et les autres conditions du procédé de fusion sont choisies de manière que tout le cuivre, mais une fraction seulement du fer soient réduits dans le four en une phase métallique fondue appelée cuivre noir parce qu'après solidification, elle prend une coloration noire en raison de la présence d'oxyde de fer à la surface extérieure. La quantité princi- pale de fer, de même que l'ensemble de la gangue constituent un laitier qui a une teneur très faible en cuivre parce qu'il se trouve à l'équilibre avec du fer métallique dans le cuivre noir. Le zinc de la matière première est chassé par réduction et forme de la vapeur de zinc qui s'élève en même temps que les gaz usés à travers la cuve du four et qui est condensée en zinc métallique liquide lorsque les gaz sortants sont refroidis. De la sorte, il est donc devenu possible d'éviter les inconvénients propres à l'élaboration tradition- nelle du cuivre à partir de matières premières sul- furées. Un inconvénient évident est que de l'éner- gie électrique doit être apportée pour la fusion réduci- trice, mais, comme il ressort des résultats des essais de fusion détaillés ci-après, cette quantité d'éner- gie est du même ordre de grandeur que celle néces- saire pour fondre du minerai de cuivre broyé au four électrique. En outre, un concentré mixte peut être traité conformément à l'invention, le concentré mix- te étant initialement grillé pour l'élimination de sensiblement tout le soufre, seule la quantité néces- saire pour la formation de la matte étant conservée. Ensuite, les autres constituants volatils, comme l'arsenic, sont chassés par grillage. La matière grillée est alors fondue de la même façon que celle indi- quée ci-dessus à propos de la matière grillée 250 1720 obtenue à partir du concentré de cuivre. Comme le zinc est le plus abondant des métaux de base, le four à cuve chauffé par plasma est de préférence raccordé à un condenseur à zinc, dans lequel le zinc réduit est recueilli. Le cuivre et une fraction du fer forment la matte, mais le plomb constitue une phase métallique fondue particulière qui est distinc- te de la matte. La réduction est exécutée sélecti- vement, de sorte que la fraction prépondérante du fer, de même que les constituants de la gangue se col- lectent dans le laitier. Parmi les métaux précieux, l'or s'incorpore principalement à la matte de cuivre, tandis que l'argent est collecté principalement dans le plomb. Par conséquent, en une seule opération, des produits métalliques utiles sont élaborés à partir du concentré mixte grillé, à savoir la matte de cuivre à partir de laquelle le cuivre métallique est aisé- ment élaboré, le plomb d'oeuvre prêt pour le raffi- nage ainsi que le zinc, lesquels produits sont pra- tiquement propres à la vente. Les métaux précieux sont isolés du cuivre et du plomb suivant les procé- dés connus. L'application de l'invention constitue un procédé de traitement simplifié pour traiter les oxydes mixtes. Dans ce cas toutefois, les impuretés telles que chlorures et fluorures doivent être d'a- bord éliminées, ce qui est exécuté de la manière la plus aisée par formation d'un clinker dit léger, au cours de laquelle les oxydes mixtes sont traités dans un four rotatif à environ l.1500C avec une très fai- ble réduction qui chasse les halogènes et le soufre, tandis que le plomb et les autres métaux subsistent dans le clinker léger. Le clinker léger est avantageusement réduit dans un four à cuve chauffé par plasma. On recueille dans le condenseur directement,un courant de zinc, 250 1720 tandis qu'à la partie inférieure, on recueille le plomb, lequel contient en solution l'étain, le bis- muth et d'autres métaux moins volatils que le zinc. Il est avantageux de traiter suivant le même procédé, d'autres produits intermédiaires conte- nant du zinc et du plomb, dont le fer qui en fait partie reste à l'état non réduit dans le laitier fi- nal. Comme exemples de telles matières, il convient de mentionner les poussières de convertisseur pro- lo venant du convertissage de la matte, les poussières de plomb provenant des fours à cuve pour le plomb, ainsi que les scories et laitiers contenant du zinc et du plomb. Il est également plus efficace d'uti- liser les laitiers qui sont actuellement soumis au slag-fuming directement pour l'isolement du zinc et du plomb sous la forme des métaux dans un four à cuve chauffé par plasma. En appliquant la présente invention à la production du ferro-nickel, il est possible, par une réduction sélective, de produire directement l'al- liage désiré. Dans ce cas, le minerai est réduit au préalable en un ou deux stades au moyen du monoxy- de de carbone et de l'hydrogène du gaz du four et la matière ayant subi la réduction préliminaire et les formateurs de laitier sont insufflés ensemble avec une quantité déterminée de charbon pulvérisé dans un four à cuve chauffé par plasma en vue d'extraire, par réduction, tout le nickel et la quantité de fer désirée en fonction de la qualité que doit avoir le ferro-nickel, tandis que le reste du fer ainsi que les constituants de la gangue sont incorporés au laitier. En plus de l'avantage ci-dessusqui est d'établir une teneur appropriée en nickel, on béné- ficie aussi des avantages suivants: A. le minerai ne doit pas être fritté; B. la réduction est exécutée sensiblement au moyen de charbon et non de coke. Conformément à l'invention, on exécute une réduction sélective d'une fraction convenable du fer hors d'un minerai à bas rapport en exécutant le traitement dans un four à cuve chauffé par plasma. Le minerai de chromitequi est avec avantage en grains f ins, est soumis utilement à une réduction pré- liminaire, comme indiqué ci-dessus, à l'aide des gaz usés riches en monoxyde de carbone et en hydrogène et la matière ayant subi la réduction préliminaire, additionnée de chaux et éventuellement d'autres for- mateurs de laitier, est insufflée en même temps qu'une quantité pesée de charbon pulvérisé dans un *four de fusion chauffé par plasma o une fraction déterminée au préalable du fer du-minerai de chro- mite est extraite par réduction et forme un fer brut utile, tandis que tout le chrome et le reste du fer de même que la chaux ajoutée forment une phase de laitier en fusion de la composition FeO.Cr 203 et CaO.Fe203. Ce laitier liquide peut être amené direc- tement dans un four électrique ordinaire pour l'éla- boration du ferro-chrome.- On bénéficie, outre de la concentration, des avantages suivants: A. l'excès de fer dans le minerai à bas rapport peut être utilisé comme fer brut primaire; B. aucun frittage ni aucune agglomération du minerai ne sont nécessaires; - C. du charbon peut être utilisé comme agent réducteur principal. La présente invention mettant en jeu la réduction sélective dans un four chauffé par plasma est applicable à la concentration du vanadium et of- fre une variante intéressante pour la mise en valeur du vanadium. Fondamentalement, le procédé appliqué est le même que pour la concentration du minerai de chrome. La magnétitequi est avec avantage en grains fins,est soumise utilement à une réduction préliminaire, comme indiqué ci-dessus, au moyen du monoxyde de carbone et de l'hydrogène contenus dans les gaz usés du four. Le minerai ayant subi la réduc- tion préliminaire, additionné d'un formateur de lai- tier, est insufflé en même temps qu'une quantité me- surée de charbon pulvérisé dans un four à cuve chauf- fé par plasma,dans lequel la fraction principale du fer, mais non le vanadium, est extraite par réduction pour former du fer brut utile. Le reste du fer, de même que tout le vanadium constituent un laitier qui est amené à un four approprié classique pour la réduction complète, de manière à donner un fer brut riche en vanadium. De manière classique, ce fer peut être oxydé prudemment de manière à donner nais- sance à un laitier riche en vanadium qui est un pro- duit commerçable et qui peut être utilisé pour l'é- laboration du ferro-vanadium ou pour la production de l'acide vanadique. Les autres avantages offerts par ce procédé sont sensiblement les mêmes que ceux indiqués à pro- pos du traitement du minerai de chromite. L'invention estdécrite plus en détail ci- après avec référence aux expériences suivantes. Expérience 1 Fusion réductrice de pyrite de cuivre grillée On traite de la pyrite de cuivre broyée ayant la composition suivante: Cu 28 % sous forme de CuFeS2 Zn 3 % sous forme de ZnS Pb 1 % sous forme de PbS. FeS2 2 % SiO2 6,2 % CaO 5,4 % Après grillage à mort, on ottient un mine- rai grillé de la composition suivante: 250 1720 Cu 31,3 % Fe 28,2 % Zn 3,3 % Pb 1,1% S 0,2 % SiO 6,9 % CaO 6,0 % On mélange le minerai grillé avec du sable siliceux pur et du charbon pulvérisé contenant à l'a- nalyse 75% de carbone, 10% d'hydrogène et 15% de cen- dres, en ajoutant 147 parties de sable siliceux et 7,1 parties de charbon pulvérisé à 100 parties du - minerai grillé. On insuffle ce mélange dans un four à cuve chauffé par plasma pour obtenir un cuivre noir de la composition suivante: Cu 93,3 % Fe 2,7 % Pb 2,7 % S 0,7 % On obtient, en outre, un laitier de la composition suivante: Fe 44,3 % Zn 0,9 % Pb 0,3 % Cu 0,2 % SiO2 33,0 % CaO 9,3 % Le rendement en cuivre dans le cuivre noir est de 99,5%. On utilise 236 kg de charbon et 49 kg de coke par tonne de cuivre. Pour un rendement de 80% du brûleur à plas- ma, la consommation d'énergie électrique s'élève à 958 kWh/tonne de cuivre, tandis qu'on recueille simultanément 97 kg de zinc. Sur base de 1 tonne de minerai de cuivre broyé, on consomme 66 kg de char- bon e.t 14 kg de coke et au total 567 kWh d'énergie 250 1 720 électrique. On injecte le mélange suivant un angle de à 700 et de préférence de 55 par rapport à la surface du bain. La température de la matte s'élève à environ 1.200 C et celle du laitier à environ 1.300 C. Expérience 2 Fusion réductrice d'un concentré mixte grillé Le concentré a la composition suivante: Cu 2 % Pb 4% Zn 20 % Fe 20 % As 1 % SiO2 15 % CaO + MgO 13 % Après grillage, le concentré grillé a la composition suivante: Cu 2,2 % Pb 4,5 % Zn 22,4 % Fe 22,4 % S 1,1% * SiO2 16,8 % CaO + MgO 14,6 % On ajoute 9,4 parties de sable siliceux et , 1% de charbon pulvérisé à 100 parties de concentré grillé et on insuffle le mélange dans un four à cuve chauffé par plasma, suivant un angle de 50 par rap- port à la surface du bain. On obtient les produits suivants: Matte 33 % Cu (soutirée à 1.150 C) 42 % Fe 8 % Pb 17 % S ,. Plomb métallique 97 % Pb 2 % Cu 1% s Zinc 99,5 % Zn Laitier 32,1 % Fe 42,9 % SiO2 23,8 % CaO 0,2 % Cu 0,4 % Pb 0,7 % Zn Le rendement en cuivre dans la matte s'élè- ve à 95%. Le rendement en plomb dans le plombmétalli- que s'élève à 94%. Le rendement en zinc dans le courant de zinc s'élève à 97%. On consomme 45 kg de charbon et 9,5 kg de coke par tonne de concentré mixte. Pour un rende- ment de 80% dans le préchauffeur à plasma, la consom- mation d'énergie électrique est de 797 kWh/tonne de minerai broyé. Le rendement par tonne de minerai broyé est de 194 kg de zinc, de 19 kg de cuivre dans la matte et de 38 kg de plomb dans le plomb d'oeuvre. Expérience 3 Traitement d'un oxyde mixte L'oxyde mixte a la composition suivante: avant formation après formation du clinker du clinker léger léger ZnO 58 % 68 % PbO 23 % 27 % SnO2 2 % 2,5 % Bi203 2 % 2,5 % 2- 13 % C1- et F4 Cl1 et F % /Q On exécute la réduction du clinker léger après addition de 75,6 kg de charbon par tonne d'oxy- de mixte. On obtient un alliage de plomb qu'on sou- ture à 850 C et qui a la composition suivante: 85,9 % Pb 6,0 % Sn 7,3 % Bi 0,8% S outre du zinc d'un titre de plus de 99% en Zn. 10. Pour un rendement de 80% du brûleur à plasma, la consommation d'énergie électrique est de 978 kWh/tonne d'oxyde mixte. Expérience 4 Elaboration d'un ferro-nickel à partir d'un minerai de latérite On exécute l'expérience sur un minerai de latérite ayant la composition suivante: Minerai Minerai après réduction préliminaire Fe 50, 01 % 67,0 % Ni 1,OO %. 1,34 % Co 0,06 % 0,08 % Cr 2,40 % 3,2 % Mn 5,2 % 7, 0 % A1203 5,2 % 7,0 % CaO 2,0 % 2,7 % MgO 1,0 % 1,34 % Sio2 4,9 % 6,6 % On mélange le minerai ayant subi la réduc- tion préliminaire en quantité de 100 parties avec 22 parties de silice et 8 parties de charbon pulve- risé et on fond l'ensemble dans un four à cuve chauf- fé par plasma. On recueille un métal et un laitier ayant les compositions suivantes: Ferro-nickel Laitier (soutiré à 1.550 C) (soutiré à 1.600 C) Ni 20 % Fe 49,3 % Fe 79 % Sio2 22,5 % Co 1% Cr 2,6 % Sans grandes dépenses supplémentaires, on peut poursuivre la réduction du laitier en fusion pour obtenir du fer brut. On consomme au total 522 kWh d'énergie électrique par tonne de latérite pour la production de 50 kg de ferro-nickel, soit 52.200 kWh/tonne de nickel. Expérience 5 Enrichissement d'un minerai de chrome à bas rap- port La matière première est un minerai de chrome ayant la composition suivante: Fe 23,6 % Cr 42,5 % SiO2 7,7 % le rapport étant donc de 1,8. Le projet est d'extraire, par réduction, suffisamment de fer pour que le rapport du résidu, à savoir lelaitier, s'élève à 3,0. Après avoir broyé le minerai, on le mélange en quantité de 100 parties avec 23 parties de chaux vive et 16 parties de charbon pulvérisé. Pendant la fusion dans un four à cuve chauffé par plasma, on obtient du fer brut ainsi qu'un laitier ayant les compositions suivantes: Fer brut 96,6 kg Laitier 1.102 kg (soutiré à 1.575 C) (soutiré à 1.650 C) Fe 98,3 % Fe 12, 8 X Cr 1,1 % Cr 38,5 % C 0,6 % CaO 20,6 6 SiO2 6,8 % La consommation d'énergie électrique est au total de 800 kWh/tonne de minerai de chromite. Expérience 6 Concentration du vanadium de la magnétite On exécute le traitement sur un concentré de magnétite vanadifère ayant la composition sui- vante: 94,7 % Fe 1,0% V 4,3 % SiO2 100 % Après réduction préliminaire jusqu'au sta- de FeO, on soumet le concentré à la fusion réductrice dans un four à cuve chauffé par plasma en ajoutant parties de charbon pulvérisé à 100 parties de minerai ayant subi la réduction préliminaire. Aucune addition de formateur de laitier n'est nécessaire. On obtient le fer brut et le laitier ci- apres: Fer brut Laitier (soutiré à 1.450'C) (soutiré à 1.500 C) 98,2 % Fe 65,9 % FeO 0,08 % V 10,2 % V205 1,7 % C 23,9 % SiO2 Le rendement en vanadium du laitier est de 95%. Après fusion réductrice du laitier, il est possible.d'obtenir un ferro-vanadium brut contenant environ 10% de vanadium,à partir duquel on peut pro- duire par oxygénation prudente un laitier vanadifère commerçable. Il est possible aussi d'extraire le vanadium par lixiviation du premier laitier après frit- tage avec de la soude. Pour un rendement de 80% du brûleur à pla ma, on consomme 93 kg de charbon et 799 kWh pour la fusion par tonne de magnétite broyée. Dans toutes les formes de réalisation, il est d'application générale que l'angle sous lequel la matière est insufflée vers la surface du bain soit de 30 à 70 et de préférence d'environ 50 . En rè- gle générale, la quantité d'énergie consommée est de kWh/m3 normal de gaz du plasma. 2 50 1 7 2 0 R E V E N D I C A T I O N S 1.- Procédé pour extraire sélectivement par réduction les métaux lourds d'une matière sensi- blement oxydée en grains fins, caractérisé en ce qu'on insuffle la matière oxydée dans un four en mê- me temps qu'une quantité d'un agent réducteur néces- saire pour obtenir une sélectivité désiréeen appor- tant simultanément de l'énergie thermique au moyen d'un gaz chauffé dans un générateur de plasma, la température étant réglée à une valeur qui correspond au potentiel d'oxygène auquel les métaux désirés sont transformés en une phase particulière isolable sous forme de métal en fusion, de vapeur métallique,de speiss ou de matte et à laquelle les autres métaux entrent dans une phase de laitier et peuvent être isolés à l'état de laitier en fu-- sion. 2.- Procédé suivant la revendication 1, caractérisé en ce qu'on exécute la réduction dans un four à cuve rempli de coke, le coke en présence ne participant sensiblement pas à la réduction. 3.- Procédé suivant la revendication 1, caractérisé en ce que le courant de matière insuf- flée est dirigé de manière à venir sensiblement en contact avec la phase fondue formée dans la partie inférieure du four. 4.- Procédé suivant l'une quelconque des revendications 1 à 3, caractérisé en ce que les mé- taux volatils faisant partie de la matière oxydée sont extraits du four à l'état de vapeur métallique qui est condensée et recueillie sous forme de métal en fusion. 5.- Procédé suivant l'une quelconque des revendications 1 à 4, caractérisé en ce que le fer faisant partie de la matière oxydée est scorifié et retenu à l'état d'oxyde pendant la réduction du reste de la matière. 250 1720 6.- Procédé suivant l'une quelconque des revendications 1 à 5, caractérisé en ce que la matiè- re oxydée est soumise à un grillage préliminaire aux fins d'éliminer le soufre qu'elle contient. 7.- Procédé suivant l'une quelconque des revendications 1 à 6, caractérisé en ce qu'une ma- tière oxydée sensiblement exempte de soufre est in- troduite par insufflation sous forme de poussière, l'agent réducteur étant admis en quantité correspon- dant à 70 - 90% de la quantité stoechiométrique pour la réduction. 8.- Procédé suivant l'une quelconque des revendications i à 7, caractérisé en ce que la tem- pérature pendant la réduction s'élève au maximum à l.3500C. 9.- Procédé suivant l'une quelconque des revendications 1 à 8, caractérisé en ce que la ma- tière oxydée est un minerai de cuivre brut contenant la quantité de soufre nécessaire pour la formation de la matte. 10.- Procédé suivant l'une quelconque des revendications 1 à 8, caractérisé en ce que la ma- tière oxydée est un concentré sulfuré mixte grillé. il.- Procédé suivant l'une quelconque des revendications 1 à 8, caractérisé en ce que la ma- tière oxydée est un oxyde mixte obtenu par conduite du slag-fuming. 12.- Procédé suivant l'une quelconque des revendications 1 à 8, caractérisé en ce que la ma- tière oxydée est un minerai de ferro-nickel. 13.- Procédé suivant l'une quelconque des revendications 1 à 8, caractérisé en ce que la ma- tière oxydée est un minerai de-chromrite à bas rap- port. 14.- Procédé suivant l'une quelconque des revendications l à 8, caractérisé en ce que la ma- tière oxydée est une magnétite vanadifère.