FR 2717188 A1 19950915 FR 9408680 A 19940707 PROCEDE DE RECUPERATION DE METAUX DE VALEUR D'UN CATALYSEUR USAGE La présente invention concerne un procédé de récupération de métaux de valeur d'un catalyseur usagé ou de catalyseurs usagés comportant de façon prédominante de l'alumine.5 Les catalyseurs comprenant un métal actif, tel que du molybdène, du nickel, et du cobalt, sur un support de catalyseur fait d'alumine ou d'alumine contenant une petite quantité de silice sont généralement utilisés dans le domaine industriel en chimie organique. Ces types de catalyseurs sont10 particulièrement utilisés comme des catalyseurs d'hydrodésulfurisation dans le raffinage du pétrole. Cependant, l'activité catalytique de ces catalyseurs pendant leur application à l'hydrodésulfurisation du pétrole est peu à peu altérée par des métaux lourds tels que le vanadium et le nickel qui sont apportés aux catalyseurs par le pétrole. En conséquence, après une utilisation d'une durée prédéterminée, on doit se débarrasser de ces catalyseurs. Lesdits catalyseurs usages sont produits de cette façon. Cependant, par de nombreux aspects, il est problématique de se débarrasser de ces catalyseurs usages. On a constaté que la récupération des métaux de valeur desdits catalyseurs usages était très importante, non seulement du point de vue de la protection de l'environnement, mais aussi du point de vue de la conservation et de la réutilisation des ressources.25 En conséquence, divers procédés et méthodes ont été proposés jusqu'à présent pour chercher des solutions au problème mentionné ci-dessus, et une partie de ceux-ci ont déjà été mis en pratique. Les méthodes connues pour récupérer des métaux de valeur de catalyseurs usagés proposées jusqu'à présent peuvent être classifiées en deux catégories: les unes tendent à récupérer seulement le vanadium et le molybdène des catalyseurs usagés,5 et les autres tendent à récupérer non seulement le vanadium et le molybdène, mais encore le nickel et le cobalt. Les méthodes appartenant à la première catégorie comprennent celles divulguées dans les brevets US NO 4.087.510 et JP-A-47-31892 (le terme "JP-A-" tel qu'utilisé ici correspond à des demandes de brevet japonais rendues publiques). Par exemple, le procédé divulgué dans le brevet US N 4.087.510 comporte l'addition de soude caustique ou de carbonate de sodium au catalyseur usagé pour le calciner en sorte de convertir le vanadium et le molybdène présents dans15 le catalyseur usagé en sels de sodium solubles dans l'eau, le lessivage avec de l'eau des sels de sodium solubles dans l'eau ainsi formés et la séparation et la récupération du vanadium et du molybdène à partir liquide de lessivage. Le procédé divulgué dans le document JP-A-47-31892 comporte la20 soumission d'un catalyseur usagé à une calcination oxydante, puis une autre calcination du catalyseur usagé ainsi calciné avec addition de soude caustique ou de carbonate de sodium, le lessivage du catalyseur usagé calciné avec de l'eau et la séparation et la récupération du vanadium et du molybdène à25 partir du liquide d'extraction. Les deux procédés mentionnés ci-dessus comprennent une calcination à haute température du catalyseur usagé. Ce traitement permet au nickel et au cobalt de former un oxyde complexe avec l'aluminium dans le support, ou permet à30 l'alumine lui-même de subir une transformation structurelle de r - A1203 à & - A1203 (corindon). L'alumine structurée du type corindon est extrêmement stable contre les acides et les alcalis; ainsi, après une transformation structurelle, il arrive que le vanadium et le molybdène soient35 sélectivement lessivés dans le liquide de lessivage des catalyseurs usagés ainsi calcinés. En conséquence, le procédé ci-dessus peut être décrit comme ideal pour la récupération sélective du vanadium et du molybdène, cependant, il est infructueux du point de vue de la récupération de tous les40 métaux de valeur des catalyseurs usages. Dans le sens des récentes demandes pour conserver les ressources naturelles, de nombreuses propositions ont été faites pour récupérer, à partir des catalyseurs usagés, des métaux de valeur tels que le nickel et le cobalt en plus du 5 vanadium et du molybdène, parmi lesquelles les propositions faites par les documents JP-A-47-21387, JP-A-54-107801 ou JP- A-54-73998, chacun divulguant un procédé pour récupérer des métaux de valeur à partir de catalyseurs usagés. En ce sens, le document JP-A-4721387 divulgue un procédé comportant la10 soumission du catalyseur à une calcination oxydante pour en enlever les matières organiques, le soufre ou similaires, et ensuite le lessivage par utilisation d'eau ammoniacale de métaux de valeur tels que le vanadium, le molybdène, le nickel et le cobalt, à partir du catalyseur usagé, sous15 pression atmosphérique ou en dépression. Le document JP-A-54- 107801 divulgue un procédé qui comporte la soumission du catalyseur usagé à une calcination oxydante à une température allant de 300 C à 1000 C, l'addition de chlore gazeux au catalyseur usagé ainsi calciné pour chlorurer les métaux de20 valeur tels que le vanadium, le molybdène, le nickel et le cobalt dans le catalyseur usagé, et le lessivage et la récupération des métaux de valeur chlorés. Le document JP-A- 51-73998 divulgue un procédé qui comporte la calcination du catalyseur usagé dans une atmosphère de- vapeur pour enlever les matières organiques du catalyseur usage, et le lessivage, par utilisation d'acide hautement concentre, des métaux de valeur tels que le vanadium, le molybdène, le nickel et le cobalt à partir du catalyseur usagé. Cependant, chacun de ces procédés de l'art antérieur tels que mentionnés ci-dessus procure une proportion d'extraction insuffisante de nickel ou de cobalt, et également une dissolution insuffisante du contenu d'alumine, de sorte que cela peut aboutir à l'obtention d'une solution d'aluminium contenant du vanadium, du molybdène, du nickel et35 du cobalt comme liquide de lessivage. Dans la récupération de vanadium, de molybdène, de nickel et de cobalt d'une telle solution d'alumine telle que mentionnée ci- dessus, le contenu d'aluminium dans la solution peut gêner le processus d'extraction ou de récupération, et le contenu insuffisant et 4 la proportion insuffisante d'extraction des métaux peut également conduire à une récupération inefficace. Par conséquent, on peut dire qu'il n'y a eu aucune proposition de procédé de récupération efficace à une échelle industrielle des métaux de valeur tels que le vanadium, le molybdène, le nickel et le cobalt à partir des catalyseurs usagés. A la lumière des circonstances mentionnées précédemment, la présente invention propose une solution aux problèmes concernant la récupération des métaux de valeurs à partir des catalyseurs usagés. En conséquence, un objet de la présente invention est de proposer un procédé nouveau et efficace pour récupérer des métaux de valeur à partir de catalyseurs usages.15 Dans le but d'atteindre l'objectif tel que mentionné ci- dessus, la présente invention propose un procédé pour récupérer les métaux de valeur à partir d'un catalyseur usagé ou de catalyseurs usagés, ledit procédé comportant les étapes suivantes:20 a) calcination du catalyseur usagé à une température allant de 400 C à 1000 C pour obtenir un produit calciné; b) dissolution du produit calciné par de l'acide sulfurique en présence d'un catalyseur métallique soluble pour préparer une solution réductrice; -25 c) séparation et récupération du maximum d'aluminium, à partir de la solution réductrice, sous forme de sulfate d'aluminium, ladite solution réductrice étant pré-traitée, si nécessaire, pour enlever le contenu en fer de celle-ci; d) après séparation et récupération de l'aluminium, séparation et récupération du molybdène à partir de la solution réductrice sous forme de molybdate par une méthode d'extraction par solvant; e) après séparation et récupération du molybdène, séparation et récupération du vanadium, à partir de la solution réductrice, sous forme de vanadate par la méthode d'extraction par solvant; f) après séparation et récupération du vanadium, séparation et récupération du nickel et du cobalt à partir de la solution réductrice sous forme d'un hydroxyde. La figure 1 est un organigramme des étapes d'un procédé conforme à la présente invention. Plus précisément, la présente invention vise un procédé pour séparer et récupérer les métaux de valeur à partir d'un catalyseur usagé ou de catalyseurs usagés comportant de manière prédominante de l'alumine, ledit procédé comportant les étapes suivantes: soumission du catalyseur usagé, si nécessaire, à un traitement de déshuilage pour enlever le contenu en huile de ce dernier; calcination du catalyseur10 usagé ainsi traité pour obtenir un produit calciné; dissolution du produit calciné par de l'acide sulfurique en présence d'un catalyseur métallique soluble pour obtenir une solution réductrice; mise en présence de la solution réductrice ainsi obtenue avec du sulfate d'hydrogène gazeux15 pour enlever le contenu en fer dans la solution réductrice en convertissant le contenu en fer en sulfite de fer; puis addition d'ammoniac à la solution réductrice pour précipiter l'aluminium contenu dans la solution réductrice sous forme d'un sulfate d'ammonium- aluminium [(NH4)2S04.20 A12(S04)3.24H20] (alun ammoniacal) qui est un composé composite cristallin présentant une excellente filtrabilité; séparation et récupération de l'aluminium ainsi précipité; et après achèvement de la récupération de l'aluminium à partir de la solution réductrice, séparation et récupération25 du molybdène, du vanadium, du nickel et du cobalt successivement à partir de la solution réductrice. Pour récupérer le molybdène à partir de la solution réductrice, après achèvement de la récupération d'aluminium, une phase organique comportant un agent prédéterminé30 extracteur de molybdène est en contact avec la solution réductrice pour séparer l'une de l'autre une phase organique contenant du molybdène et une solution résiduelle, de laquelle le molybdène a été extrait. Puis, une solution alcaline est utilisée pour extraire de manière inverse le35 molybdène de la phase organique le contenant, obtenant ainsi une solution de molybdate et une phase organique pour extraire un molybdène régénéré. Ensuite, le molybdène est récupéré à partir de la solution de molybdate. La phase organique d'extraction d'un molybdène régénéré est40 réutilisable à des fins d'extraction du molybdène. Pour 6 récupérer le vanadium, une phase organique comportant un agent prédéterminé d'extraction de vanadium est en contact avec la solution résiduelle à partir de laquelle le molybdène a été extrait, pour séparer l'une de l'autre une phase5 organique contenant du vanadium et une phase résiduelle, à partir de laquelle le vanadium a été extrait. Puis, un acide minéral est utilisé pour extraire de manière inverse le vanadium de la phase organique le contenant, obtenant ainsi une solution contenant du vanadium et une phase organique10 pour extraire un vanadium régénéré. Ensuite, le vanadium est récupéré à partir de la solution le contenant. La phase organique d'extraction d'un vanadium régénéré est réutilisable à des fins d'extraction du vanadium. Pour récupérer le nickel et le cobalt, une solution alcaline caustique est ajoutée à la solution résiduelle à partir de laquelle le vanadium a été récupéré pour ajuster de façon appropriée le pH de la solution résiduelle, séparant et récupérant ainsi le nickel et le cobalt dans la solution résiduelle sous forme d'un hydroxyde. La solution résiduelle20 est en contact avec une résine de chélatage comprenant une combinaison d'un groupe échangeur iminodiacétate et un groupe aminocarboxylate, en sorte qu'une faible quantité de nickel et de cobalt restant dans la solution résiduelle puisse être absorbée dans la résine de chélatage et ensuite libérée à25 partir de la solution résiduelle par l'utilisation d'acide sulfurique. La solution résiduelle libre ainsi obtenue peut être réutilisée pour l'étape de dissolution réductrice mentionnée précédemment. Le mode de réalisation préféré de la présente invention est décrit dans la suite en fonction des étapes mentionnées précédemment. (1) L'étape de dissolution du produit calciné comporte la dissolution du produit calciné à une température de 70 C ou davantage, préférablement à une température allant de 80 C35 à 90 C, en utilisant au moins un métal choisi dans le groupe comprenant l'aluminium, le nickel et le cobalt, de préférence l'aluminium, comme catalyseur de dissolution. la solution réductrice est obtenue de cette manière. (2) L'étape de séparation et de récupération de l'aluminium comprend, si nécessaire, l'apport de sulfure 7 d'hydrogène gazeux en contact avec la solution réductrice pour permettre au fer de précipiter sous forme de sulfure de fer. Puis, parmi le groupe comprenant le gaz ammoniac, l'eau ammoniacale, le sulfure d'ammonium et le carbonate5 d'ammonium, au moins l'un est rajouté dans la solution résiduelle obtenue après séparation du sulfure de fer à partir de la solution, précipitant ainsi l'aluminium sous forme de sulfate d'aluminium ammonium cristallin (alun ammoniacal). Les précipités contenant l'aluminium ainsi10 préparés sont séparés et récupérés à partir de la solution, et la solution résiduelle est utilisée comme solution de départ pour l'extraction du molybdène. (3) L'étape de séparation et de récupération du molybdène comporte le maintien de la valeur du pH de la solution de départ mentionnée ci- dessus pour extraire le molybdène dans une plage allant de 0 à 4, et la séparation de la solution en une phase organique contenant le molybdène et une solution résiduelle après extraction du molybdène. Cette étape est effectuée par l'addition d'une phase organique contenant un agent d'extraction constitué par au moins l'une des amines secondaires de la formule générale R1-NH-R2 dans laquelle les groupes R1 et R2 sont des groupes alkyls comportant de 12 à 13 atomes de carbone, de préférence une N- dodécényl(trialkylméthyl)amine et/Ou une N-25 lauryl(trialkylméthyl)amine, et au moins un diluant choisi parmi les hydrocarbures aromatiques et les hydrocarbures paraffiniques suivant une proportion en poids de l'agent d'extraction par rapport au diluant de 2/98 à 20/80; et extraction inverse du molybdène en utilisant une solution30 alcaline. Cette extraction inverse est de préférence effectuée en utilisant une solution alkaline caustique avec une concentration allant de 0,5 à 5 mol/litre, ou une eau ammoniacale avec une concentration de 0,5 mol/litre. (4) L'étape de séparation et de récupération du vanadium comporte le réglage de la valeur de pH de la solution de départ pour l'extraction du molybdène dans une plage de 1 à 4; l'extraction du vanadium à partir de la solution résiduelle obtenue après récupération du molybdène en une phase organique d'extraction du vanadium, en utilisant une40 phase organique contenant du mono-2-éthylhexyl 2-éthylhexyl- 8 sulfonate comme agent extracteur et au moins un diluant choisi parmi les hydrocarbures aromatiques et les hydrocarbures paraf f iniques suivant une proportion en poids de l'agent extracteur par rapport au diluant de 20/80 à 70/305; et extraction inverse du vanadium sous forme de sulfate de vanadium ou de chlorure de vanadium par l'addition d'une solution d'acide minéral d'acide sulfurique ou d'acide chlorhydrique comme agent extracteur inverse dans ladite phase organique. L'extraction inverse du vanadium est de10 préférence effectuée en utilisant une solution d'acide minéral avec une concentration de 0,05 à 2 mol/litre. (5) L'étape de séparation et de récupération du nickel et du cobalt comporte l'addition d'alkali caustique dans le résidu d'extraction du vanadium avant de séparer et de15 récupérer le nickel et le cobalt sous forme de précipités d'hydroxydes. Le type d'alcali caustique, la valeur du pH, et les autres conditions pour effectuer cette étape peuvent être déterminées conformément aux conditions connues pour fabriquer des hydroxydes. Le nickel et le cobalt qui restent20 à l'état de traces dans la solution résiduelle après l'étape de récupération précédente peuvent être récupérés en portant la solution résiduelle en contact avec une résine de chélatage du type combinée comprenant un type de groupe d'échange iminodiacétate et un type de groupe d'échange25 aminocarboxylate pour adsorber le nickel et le cobalt qui sont présents sous forme de traces dans la solution résiduelle à un SV compris entre 10 et 20: et la dissolution et l'élution du nickel et du cobalt adsorbés à un SV similaire en utilisant de 5 à 20 % en poids d'acide30 sulfurique. L'éluant résultant est réutilisé dans l'étape d'obtention de la solution réductrice décrite précédemment. Le résidu d'adsorption obtenu après récupération du nickel et du cobalt, chacun à l'état de traces dans ce dernier, est envoyé à l'étape de traitement des eaux usées.35 Le résidu d'adsorption est soumis à un traitement de neutralisation et similaire dans cette étape, et évacué ensuite sous forme de solution usée. Le procédé conforme à la présente invention est décrit plus en détail ci-dessous. Le catalyseur usagé auquel le procédé de la présente invention est appliqué est un catalyseur comportant de façon prédominante de l'alumine. Le catalyseur usagé contient dans la plupart des cas de l'huile, dépendant des conditions dans 5 lesquelles il a été utilisé ou des conditions dans lesquelles il a été déchargé de l'appareil de réaction. Si le catalyseur contient de l'huile en grande quantité, en particulier, il s'est révélé extrêmement difficile de contrôler la température pendant l'étape de calcination du catalyseur10 usagé qui est décrite ci-après. En conséquence, il est nécessaire de diminuer le contenu d'huile de manière suffisante pour qu'essentiellement aucun problème ne puisse arriver pendant l'étape de calcination. Le composant d'huile peut être enlevé en employant le procédé de nettoyage pour15 catalyseurs usages utilisant un solvant organique volatile de faible poids moléculaire, ou en chauffant le solvant usagé sous une atmosphère neutre ou non-oxydante pour vaporiser le composant d'huile. Les étapes du procédé conforme à la présente invention pour séparer et récupérer des métaux de valeur à partir d'un catalyseur usagé sont chacune décrites ci-dessous avec plus de détails. (1) ETAPE DE CALCINATION Le procédé conforme à la présente invention comporte la calcination du catalyseur usagé dans une plage de température allant de 400 C à 1000 C; éventuellement, si nécessaire, après soumission du catalyseur usagé au traitement de déshuilage décrit ci-dessus. L'objet principal de l'étape de calcination est d'enlever le contenu en carbone et de changer30 la forme des métaux de valeur en oxydes. Evidemment, l'étape de calcination présente des avantages supplémentaires tels que l'enlèvement des composants d'huile et de soufre présents en petites quantités dans le catalyseur usage, et l'oxydation du soufre en acide sulfurique.35 L'étape de calcination doit être effectuée à une température de 400 C ou davantage. Si le catalyseur usagé devait être calciné à une température inférieure à 400 C, le taux de réaction d'oxydation des métaux de valeur, des composés soufrés, etc..., devient trop bas et la réaction40 nécessite beaucoup trop de temps avant son achèvement. Une réaction trop lente n'est pas favorable du point de vue économique. Le catalyseur usagé doit être calciné à une température inférieure à 1000C. Si la calcination était effectuée à une température supérieure à 1000C, le taux 5 d'oxydation des composés carbonés, des composés soufrés, et similaires, augmenterait et la réaction d'oxydation tendrait à se dérouler de manière plus sûre. Cependant, avec l'élévation de la température de calcination, la quantité de produits oxydés (tels que ceux de molybdènes) qui subissent10 la volatilisation augmente et une grande proportion de métaux de valeur tend à former des oxydes complexes avec l'alumine. Ces effets ne sont pas favorables. En fait, un oxyde complexe qui résulte d'un métal de valeur et d'alumine subit la dissolution avec un taux de dissolution faible qui n'est pas15 intéressant dans l'étape suivante de dissolution. (2) ETAPE DE DISSOLUTION REDUCTRICE Dans le procédé conforme à la présente invention, le produit calciné du catalyseur usagé est dissous dans de l'acide sulfurique en utilisant un catalyseur métallique pour20 accélérer la dissolution. Le pH de la solution de dissolution doit être ajusté à une valeur de 4 ou moins. Si la valeur du pH de la solution était de 4 ou plus, l'alumine contenue dans le produit calciné subirait une hydrolyse et formerait des précipités d'hydroxyde d'aluminium dans' la solution. Si la25 valeur du pH de la solution était prise trop basse, on devrait utiliser un acide en grande quantité, ce qui est infaisable du point de vue économique. De plus, une valeur du pH de la solution excessivement basse n'est pas intéressante parce qu'un alcali doit être ajouté dans l'étape ultérieure30 d'extraction du molybdène pour contrôler la valeur du pH. Les métaux à utiliser comme catalyseur de dissolution comprenent l'aluminium, l'étain, le cuivre, le nickel, le cobalt, et le magnésium. Etant donné que l'aluminium, le nickel, le cobalt, et les métaux analogues, sont récupérés35 dans le procédé conforme à la présente invention, le métal à utiliser comme catalyseur est de préférence choisi dans le groupe comprenant l'aluminium, le nickel et le cobalt. Parmi ces derniers, on préférera particulièrement comme métal catalyseur, l'aluminium, de coût peu élevé et facilement40 disponible. A strictement parler, la température de dissolution dépend de la concentration d'acide sulfurique à utiliser dans la dissolution, cependant, elle est généralement dans une plage allant de 70 C à 100 C. Si la température de5 dissolution était inférieure à 70 C, il en résulterait une dissolution insuffisante. Si la température de dissolution était supérieure à 100 C, le taux de dissolution du produit calciné augmenterait certainement, cependant, le métal à ajouter comme catalyseur de dissolution serait également10 consommé en grande quantité. La consommation du catalyseur métallique ne diminue pas seulement l'avantage économique, mais également affecte les conditions environnementales pendant l'opération et nécessite l'utilisation d'un matériau résistant pour l'appareillage.15 La température de dissolution peut être maintenue dans la plage mentionnée précédemment en tirant avantage de la chaleur de dilution lors de la dilution de l'acide sulfurique utilisé dans la dissolution. Par exemple, la chaleur désirée pour maintenir la température de la solution dans une plage20 prédéterminée peut être assurée par la dilution d'acide sulfurique concentré à 98% pour obtenir une solution d'acide de concentration déterminée. En général, un liquide de dissolution réducteur homogène peut être obtenu de cette manière en environ 40 minutes par la dissolution du produit25 calciné. Bien qu'il n'y ait pas d'impératif particulier pour effectuer l'étape de dissolution, il serait préférable, dans le but d'effectuer efficacement la dissolution des métaux de valeur et de l'alumine dans le catalyseur usagé calciné,30 d'utiliser un bain de réaction du type à contre-courant ou à courant parallèle pour obtenir de façon continue ou discontinue la solution réductrice ou un bain de réaction avec agitateur. Le procédé conforme à la présente invention peut comporter une étape d'enlèvement d'éléments, tels que le fer, le cuivre, et l'arsenic, qui sont contenus à l'état de traces dans la solution de dissolution, sous forme de précipités de sulfures, en envoyant un gaz de sulfure d'hydrogène dans ladite solution de dissolution réductrice à l'achèvement de40 l'étape de dissolution réductrice. Cette étape diminue la 12 charge de l'étape d'extraction de solvant décrite ci-dessous. Le fer, le cuivre, l'arsenic, et analogues, peuvent être enlevés sous forme de sulfures en utilisant un gaz de sulfure d'hydrogène conformément à la technologie connue dont on ne5 donnera pas de détails ici. (3) ETAPE D'ENLEVEMENT DE L'ALUMINIUM La solution de dissolution réductrice ainsi obtenue est généralement utilisée, telle quelle, comme solution de départ pour en enlever l'aluminium. L'élément aluminium dans la10 solution de dissolution réductrice est présent sous forme de sulfate d'aluminium [A12(SO4)3]. De l'ammoniac est ajouté pour précipiter une grande partie de l'aluminium sous forme de sulfate d'aluminium ammonium (alun ammoniacal) afin de séparer et récupérer l'aluminium de la solution. La15 température de la solution de dissolution réductrice est de préférence maintenue dans une plage allant de 80 C à 90"C avant l'adjonction d'ammoniac, et est abaissée immédiatement après l'addition. La température de la solution de dissolution réductrice est ajustée de cette manière pour20 utiliser la différence de solubilité de l'alun ammoniacal. La solubilité de l'alun ammoniacal décroît à une température d'environ 50 C ou en dessous, et les cristaux d'alun ammoniacal précipitent rapidement en atteignant cette température. Les cristaux d'alun ammoniacal obtenus de cette25 manière sont de grande pureté puisque des impuretés ne peuvent pas facilement être incluses dans le cristal, et ainsi, ils peuvent être aisément récupérés par filtration. L'ammoniac à utiliser dans cette étape est de préférence au moins l'un des produits du groupe comprenant le sulfate30 d'ammonium, le gaz ammoniac, le carbonate d'ammonium, et l'eau ammoniacale. La réaction se déroule efficacement conformément à la formule suivante: A12(SO4)3 + (NH4)2SO4 + 24H20 = (NH4)2S04.A12(S04)3.24H20 (1) A12(SO4)3 + 2NH3 + H2SO4 + 24H20 = 2 [NH4Al(SO4)2.12H20] (2)35 La solution résiduelle obtenue après séparation et récupération de l'alun ammoniacal peut être utilisée, telle quelle, comme solution de départ dans l'étape suivante d'extraction du molybdène de celle-ci. (4) ETAPE DE RECUPERATION DU MOLYBDENE (4-1) EXTRACTION DU MOLYBDENE La solution de départ pour en extraire le molybdène contient en général le molybdène sous la forme d'ions hexavalents. Le pH de la solution de départ pour en extraire le mobyldène est maintenu à une valeur propre dans une plage5 allant de 0 à 4. Si la valeur du pH était prise trop basse, l'efficacité d'extraction tendrait à être affaiblie. Si la valeur du pH était prise trop haute, le vanadium et l'aluminium résiduel présents dans la solution de départ subiraient une hydrolyse pour former des précipités10 d'hydroxyde. Aussi longtemps que la valeur du pH de la solution est maintenue dans la plage mentionnée précédemment, aucun phénomène défavorable, tel que la génération d'une troisième phase ou d'impuretés, ne survient durant la séparation liquide-liquide.15 Le molybdène est extrait en utilisant une solution d'extraction organique comportant un mélange de 2/98 à 20/80 (en poids) d'un agent d'extraction et d'un diluant. Plus particulièrement, l'agent d'extraction est une amine secondaire de formule générale R1-NH-R2 (o R1 et R2 sont20 chacun un groupe alkyl comportant de 12 à 13 atomes de carbones), et le diluant est au moins l'un des hydrocarbures du groupe comprenant les hydrocarbures aromatiques et les hydrocarbures paraffiniques. Une amine secondaire est utilisée comme agent extracteur parce qu'elle permet25 l'extraction du molybdène sans générer de troisième phase ou d'impuretés. Plus précisément, l'utilisation de N- dodécényl(trialkyl-méthyl)amine et/ou de N- lauryl(trialkylméthyl)amine comme amine secondaire est préférée pour une extraction plus efficace. Le diluant à30 utiliser dans le procédé conforme à la présente invention doit être un hydrocarbure tel que spécifié plus haut. Ces hydrocarbures particuliers peuvent aisément dissoudre les agents d'extraction recommandés plus haut et présentent une excellente séparabilité de phase par rapport à la solution de35 départ dont est extrait le molybdène. Le taux de mélange de l'agent extracteur et du diluant pour la solution d'extraction organique est pris dans la plage précisée plus haut. Si la quantité d'agent extracteur était trop petite, l'efficacité d'extraction serait réduite en altérant40 l'avantage économique; si l'agent d'extraction était contenu 14 dans une proportion excessivement importante, d'autre part, la phase organique après extraction augmenterait excessivement la viscosité de celle-ci et nécessiterait une durée plus longue pour la phase de séparation. Dans ce5 dernier cas, le procédé ne peut être mis en oeuvre économiquement. (4-2) EXTRACTION INVERSE DU MOLYBDENE Après extraction du molybdène à partir de la solution de départ, le molybdène est récupéré de la phase organique par extraction inverse en utilisant une solution alcaline aqueuse telle qu'une solution d'alcalis caustiques aqueux ou de l'eau ammoniacale. Dans le cas de l'utilisation d'une solution d'alcalis caustiques aqueux comme solution alcaline aqueuse, la concentration de celle-ci est de préférence prise dans une15 plage allant de 0,5 à 5 mol/litre. L'extraction inverse peut être effectuée avec une bonne efficacité en maintenant la concentration dans cette plage, et néanmoins, la viscosité de la solution peut être maintenue dans une plage favorable. Dans le cas de l'utilisation d'eau ammoniacale, la20 concentration est de préférence de 0,5 mol/litre ou davantage. La concentration de l'eau ammoniacale dans ce cas peut être choisie à une valeur considérablement haute, parce que le molybdate d'ammonium qui est généré dans la solution d'extraction inverse demeure dans ce' cas dans un état25 favorable dans la cuve de réaction sans être incorporé dans la phase organique. Le type d'alcali à utiliser dans l'extraction inverse peut être choisi en fonction de la forme du molybdate à récupérer finalement; si du molybdate de sodium est à récupérer, une solution d'hydroxyde de sodium30 est utilisée dans l'étape d'extraction inverse. Si du molybdate d'ammonium est désiré dans le produit final, de l'eau ammoniacale peut être favorablement utilisée. La solution résiduelle, après extraction du molybdène hors de la solution sous forme d'un molybdate, est utilisée comme solution de départ pour en extraire le vanadium. (5) RECUPERATION DU VANADIUM (5-1) EXTRACTION DU VANADIUM EN UTILISANT UNE SOLUTION D'EXTRACTION ORGANIOUE La solution de départ pour en extraire le vanadium contient en général le vanadium sous forme d'ions tétravalents. Le pH de la solution de départ pour en extraire le vanadium est maintenue à une valeur propre dans une plage allant de 0 à 4. Si la valeur du pH était prise trop basse, l'efficacité d'extraction tendrait à être altérée. Si la5 valeur de pH était prise trop haute, en revanche, l'aluminium résiduel dans la solution de départ subirait une hydrolyse pour former des précipités d'hydroxydes. Aussi longtemps que la valeur du pH de la solution est maintenue dans la plage précédemment mentionnée, aucun phénomène défavorable, tel que10 la génération d'une troisième phase ou d'impuretés, ne survient pendant la séparation liquide-liquide. En général, le pH de la solution de départ pour extraire le vanadium peut être maintenu à une valeur prédéterminée en ajustant le contenu en acide pendant l'extraction réductrice.15 En conséquence, aucun maintien spécial de la valeur du pH n'est nécessaire dans ce cas. Le vanadium est extrait en utilisant une solution d'extraction organique comprenant un mélange de 20/80 à 70/30 (en poids) d'agent d'extraction et de diluant. L'agent d'extraction recommandé est du mono-2-éthylhexyl 2- éthylhexylphosphonate, et le diluant est au moins l'un des hydrocarbures du groupe comprenant les hydrocarbures aromatiques et les hydrocarbures du type paraffinique. Un tel agent d'extraction est recommandé parce qu'il permet25 l'extraction du vanadium. Le diluant à utiliser dans le procédé conforme à la présente invention doit être un hydrocarbure tel que précisé plus haut. Ces hydrocarbures peuvent aisément dissoudre les agents d'extraction recommandés plus haut et présentent une excellente30 séparabilité de phase par rapport à la solution de départ pour extraire le vanadium. Le taux de mélange de l'agent d'extraction et du diluant pour la solution d'extraction organique est choisi dans la plage choisie plus haut. Si la quantité d'agent d'extraction était trop petite, l'efficacité35 d'extraction serait réduite en altérant l'avantage économique; si l'agent d'extraction était contenu dans une proportion excessivement importante, en revanche, la phase organique après extraction augmenterait excessivement la viscosité de celui-ci et nécessiterait une plus longue durée40 pour la phase de séparation. De plus, la présence d'un agent 16 d'extraction en trop grande quantité peut contenir de façon défavorable des impuretés. {5- 2) EXTRACTION INVERSE DU VANADIUM Après extraction du vanadium de la solution de départ, le vanadium est récupéré à partir de la phase organique par extraction inverse en utilisant un acide minéral tel que de l'acide sulfurique et de l'acide chlorhydrique. La concentration de la solution d'acide minéral est de préférence prise dans une plage allant de 0,05 à 2 mol/litre.10 L'extraction inverse peut être effectuée avec une bonne efficacité en maintenant la concentration dans cette plage, et néanmoins, la viscosité de la solution peut être maintenue dans une plage favorable. Les moyens pour réaliser le contact liquide-liquide ne sont pas particulièrement limités, et les15 appareils d'extraction liquide-liquide connus, tels qu'une colonne, un mélangeur-agitateur, et un extracteur à centrifugation, peuvent être utilisés. L'extraction par solvant du vanadium peut être effectuée de façon continue en utilisant l'un quelconque de ces appareils.20 Le résidu obtenu après extraction du vanadium contient du nickel et du cobalt en quantités importantes, et il peut être utilisé comme solution de départ pour en récupérer le nickel et le cobalt. (6) RECUPERATION DU NICKEL ET DU COBALT Le nickel et le cobalt peuvent séparés et récupérés, à partir de la solution résiduelle obtenue après extraction du vanadium, en maintenant la valeur du pH de la solution en utilisant une solution alcaline telle que de la soude caustique. De cette manière, le nickel et le cobalt peuvent30 être obtenus sous forme de précipités d'hydroxydes. Après récupération du nickel et du cobalt à partir de la solution, chacun sous forme d'hydroxydes, le résidu de solution contient encore du nickel et du cobalt sous forme de traces. Si nécessaire, ces métaux présents à l'état de traces35 peuvent être enlevés par adsorption de ces derniers avec une résine comportant un groupe d'échange iminodiacétate et une résine comportant un groupe d'échange aminocarboxylate. En mettant le résidu de solution en contact avec ces résines, chaque résine peut être mise en contact individuellement avec 17 le résidu de solution, ou peut être mélangée et ensuite mise en contact avec le résidu de solution. Dans le procédé conforme à la présente invention, la résine comportant un groupe d'échange iminodiacétate pour séparer et récupérer le nickel et le cobalt à l'état de traces est capable d'adsorber sélectivement les atomes des métaux de valeur présents dans le catalyseur usagé sous forme d'ions bivalents tels que Ni2+, Co2+, Fe2+, Cu2+ et vo2+. La résine comportant un groupe d'échange aminocarboxylate est10 capable d'adsorber sélectivement les atomes des métaux de valeur sous forme d'ions autres que les ions bivalents, tels que Mo6+, V5+, et Fe3+. De plus, les éléments de métaux de valeur adsorbés peuvent être facilement élués de la résine en utilisant un acide. L'acide utilisé pour l'élution peut être15 réutilisé dans l'étape de dissolution réductrice du catalyseur usagé, et la résine de chélatage, une fois soumise au traitement d'élution, peut être utilisée de façon répétée par reproduction. Ainsi, l'utilisation de cette résine présente un avantage économique.20 L'adsorption et la désorption de ces métaux sont de préférence effectués dans une plage allant de SV10 à SV20, et le traitement de désorption est de préférence effectué en utilisant une solution d'acide sulfurique à une concentration allant de 5 à 20% en poids. L'adsorption et la désorption25 peuvent être effectués avec une grande efficacité en respectant ces conditions. Les autres conditions peuvent être déterminées conformément aux usages. Comme décrit précédemment, le procédé selon la présente invention permet la récupération du molybdène et du vanadium, chacun sous forme de sels, à partir des métaux de valeur inclus dans le catalyseur usagé. Il permet également de récupérer le nickel et le cobalt sous forme d'hydroxydes. Il permet également la récupération d'aluminium sous forme d'alun ammoniacal. Le procédé selon la présente invention est35 économique, parce que les produits récupérés peuvent être utilisés efficacement, tels quels, comme métaux de départ dans leurs domaines industriels respectifs. La figure 1 est l'organigramme représentant les étapes d'un procédé conforme à la présente invention. La présente invention est illustrée avec plus de détails en référence aux exemples non limitatifs ci-dessous. Il faut comprendre, cependant, que la présente invention n'est pas limitée à ces exemples. Le contenu exprimé dans la suite en5 pourcentage signifie "% en poids" sauf s'il est exprimé autrement. EXEMPLE 1 (1) ETAPE DE CALCINATION Un catalyseur de désulfurisation usagé comportant un support d'alumine, et précédemment soumis à un traitement de déshuilage, a été mélangé avec un catalyseur formé de cuivre, et le mélange a été chargé dans un four rotatif du type à chauffage externe pour effectuer une calcination à une température de 550 C pendant une durée de 2 heures. Ainsi, on15 a obtenu un produit calciné contenant 3,15 % de Ni; 1,22 % de Co; 5,81 % de Mo; 7,80 % de V; 1,06 % de S; 2,89 % de Cu; 0,55 % de Fe; 30,8 % d'Al et 0,11 % de C. (2) ETAPE DE DISSOLUTION Une portion de 140 g du produit calciné ci-dessus a été chargée avec 1 g d'aluminium (des morceaux de boîtes d'aluminium usagées) en tant que métal catalyseur, dans une cellule de dissolution équipée d'un mélangeur- agitateur rotatif, et ont été dissous sous chauffage dans 456ml d'une solution d'acide sulfurique à 10%. Pendant la dissolution,25 toute la solution a été maintenue à une température de 90 C et mélangée avec une vitesse de 300 tours/minute pendant l'introduction de dioxyde de carbone gazeux. Jusqu'à la fin de la dissolution, de l'eau a été ajoutée pour obtenir en tout 1000 ml d'une solution de dissolution réductrice. La30 solution de dissolution réductrice ainsi obtenue présentait un pH de 1,5 et un potentiel redox standard (Ag/AgCl) de 157 mV. La composition de la solution comportait les éléments suivants (en g/litre): Ni: 4,4; Co: 1,7; Mo: 8,1; V: 11,1; Cu: 4,0;35 Fe: 0,7; A1: 43,6. (3) SEPARATION ET RECUPERATION DE L'ALUMINIUM Du sulfure d'hydrogène a été passé à travers la solution de dissolution précédente, et le sulfure ainsi généré a été soumis à une séparation liquide-solide pour obtenir une boue40 de sulfure. La solution récupérée après la séparation 19 liquide-solide contenait 0,41 g/litre de cuivre et moins de 0,01 g/litre de fer. La solution ainsi récupérée a été chauffée à une température de 80 C, et du sulfate d'ammonium a été ajouté pour maintenir le pH de la solution dans une plage allant de 2 à 3. La solution a été ensuite refroidie pour récupérer l'alun ammoniacal par une séparation liquide- solide. Le précipité d'alun ammoniacal a été rincé en utilisant de l'eau froide. Le résidu de solution obtenu après récupération de10 l'aluminium et le liquide de rinçage utilisé dans le rinçage du précipité ont été mélangés pour obtenir la solution de départ pour en extraire le molybdène. La solution de départ pour extraire le molybdène présentait un pH de 4,0 et un potentiel rédox standard (Ag/AgCl) de -73mV. De plus, la15 solution contenait les éléments suivants (en g/litre): Ni: 6,1; Co: 2,4; Mo: 10,9; V: 16,4; Al: 5,1; Cu: 0,61; Fe: moins de 0,01. La boue de sulfure ainsi obtenue était aisément réutilisable comme matériau de départ pour la fusion du cuivre. De plus, l'alun ammoniacal était approprié à l'utilisation comme matériau pour produire de l'aluminium à haute pureté (alumine sans sodium). (4) SEPARATION ET RECUPERATION DU MOLYBDENE (4-1) EXTRACTION DU MOLYBDENE Le pH de la solution de départ pour l'extraction du molybdène ainsi obtenue a été ajusté par adjonction d'acide sulfurique pour être dans une plage allant de 2 à 3. Une solution de xylène contenant 5 % d'un N-lauryl(trialkylméthyl)amine a été utilisée comme phase organique pour l'extraction du molybdène. La solution de départ pour l'extraction du molybdène et la phase organique pour l'extraction du molybdène ont été mélangées dans une proportion de 1/1, et le mélange a été agité pendant 5 minutes pour extraire le molybdène dans la phase organique.35 La solution résiduelle après extraction contenait du molybdène avec une concentration inférieure à 0,01 g/litre. Le résidu de solution ainsi obtenu a été utilisé comme solution de départ pour l'extraction du vanadium. (4-2) EXTRACTION INVERSE DU MOLYBDENE Une eau ammoniacale de 2 mol/litre a été ajoutée dans la phase organique obtenue après l'extraction du molybdène pour récupérer le molybdène sous forme de molybdate d'ammonium par extraction inverse. La phase organique a été régénérée pour5 une nouvelle utilisation comme phase organique pour l'extraction du molybdène. (5) SEPARATION ET RECUPERATION DU VANADIUM (5-1) EXTRACTION DU VANADIUM Une solution de xylène contenant 50 % de mono-2- éthylhexyl 2-éthylhexylphosphonate est utilisé comme phase organique pour l'extraction du vanadium. la solution de départ pour l'extraction du vanadium et la phase organique pour l'extraction du vanadium ont été mélangées dans une proportion de 1/1, et le mélange a été agité pendant 515 minutes pour extraire le vanadium dans la phase organique. Le résidu de solution après l'extraction contenait du vanadium à une concentration inférieure à 0,02 g/litre. Le résidu de solution ainsi obtenu a été utilisé comme solution de départ pour l'extraction du nickel et du cobalt.20 (5-2) EXTRACTION INVERSE DU VANADIUM Une solution d'acide sulfurique à 5 % a été ajoutée dans la phase organique obtenue après l'extraction du vanadium pour récupérer le vanadium sous forme de sulfate de vanadium par extraction inverse. La phase organique a été régénérée25 pour une nouvelle utilisation comme phase organique pour l'extraction du vanadium. (6) RECUPERATION DU NICKEL ET DU COBALT Le pH de la solution de départ pour l'extraction du nickel et du cobalt ainsi obtenue a été ajusté par l'adjonction d'une solution de soude caustique pour être dans une plage allant de 7 à 10. Le produit résultant a été soumis à une séparation liquide-solide pour récupérer les hydroxydes générés par l'addition de la solution de soude caustique. La solution résiduelle ainsi obtenue après la séparation35 liquide-solide contenait les éléments suivants (en g/litre): Mo: moins de 0,01; V: moins de 0,01; Fe: moins de 0,01; Cu: 0,41; Ni: 0,04; Co: 0,44; Al: 0,57 La boue d'hydroxyde ainsi obtenue était aisément utilisable comme matériau de départ pour la fusion du nickel. On peut remarquer des paragraphes précédents que le résidu de solution obtenu après la séparation liquide-solide contient du nickel et du cobalt sous forme de traces. Ainsi, le résidu de solution a été passé à travers une colonne à5 garnissage munie d'une résine de chélatage du type H comprenant un lit mélangé d'une résine comprenant un groupe d'échange iminodiacétate et une résine comprenant un groupe d'échange aminocarboxylate (un lit mélangé constitué d'un Sumichélate MC30 et d'un Sumichélate MC75 du commerce;10 produits par la société Sumitomo Chemical Co., Ltd) à SV15 pour enlever ces éléments traces par adsorption. La solution résultante contenait les éléments suivants (en g/litre): Ni: moins de 0,001; Co: moins de 0,001 Mo: moins de 0,001; V: moins de 0,00115 Cu: moins de 0,001; Fe: moins de 0,001; Al: 0,04 La solution a été soumise à un traitement résiduaire en tant que solution usagée. Ensuite, une solution d'acide sulfurique à 10% a été ajoutée à la résine échangeuse de chélatage contenant les éléments traces tels que le nickel et20 le cobalt pour éluer les éléments traces. Les éléments adsorbés ont été complètement élués. EXEMPLE 2 Les métaux de valeur ont été séparés et récupérés de la même manière que dans le procédé décrit dans l'exemple 1, excepté l'utilisation d'une quantité équimolaire d'eau ammoniacale à la place du sulfate d'ammonium utilisé dans l'étape (3) de l'exemple 1 pour séparer et récupérer l'aluminium. On a obtenu des cristaux de sulfate d'aluminium ammonium. Les cristaux ainsi obtenus ont été séparés de la30 solution pour obtenir une solution de départ à utiliser pour l'extraction du molybdène. La solution de départ pour l'extraction du molybdène présentait un pH de 4,0 et un potentiel redox standard (Ag/AgCl) de - 75 mV. De plus, la solution contenait les éléments suivants (en g/litre):35 Ni: 6,2; Co: 2,4; Mo: 10,3; V: 16, 4; Al: 6,3; Cu: 0,68; Fe: moins de 0,01. La solution a été soumise à la séparation et à la récupération du molybdène, du vanadium, du nickel, et du cobalt, approximativement de la même manière que celle de 22 l'exemple 1 pour séparer complètement les éléments mentionnés précédemment. La solution usagée déchargée après l'étape finale contenait les éléments suivants (en g/litre) Ni: moins de 0,001; Co: moins de 0,001 Mo: moins de 0,001; V: moins de 0, 001 Cu: moins de 0,001; Fe: moins de 0,001; Al: 0,12. EXEMPLE 3 Les métaux de valeur ont été séparés et récupérés de la même manière que dans le procédé décrit dans l'exemple 1, excepté l'utilisation, dans l'étape (4-1) de l'exemple 2 pour l'extraction du molybdène en séparant et récupérant le molybdène, de Ndodécényl(trialkylméthyl)amine à la place de N- lauryl(trialkyméthyl)amine comme agent extracteur de la15 solution d'extraction organique. Un résultat similaire à celui obtenu dans l'exemple 1 a été obtenu. On peut constater des résultats des exemples que le procédé selon la présente invention permet une séparation et une récupération efficace de presque tous les métaux de20 valeur présents dans le catalyseur usage. En outre, des tests ont été effectués pour confirmer la faisabilité de l'utilisation répétée des phases organiques régénérées dans chacune des étapes d'extraction inverse du molybdène et du vanadium, de la réutilisation du liquide25 d'élution de la résine échangeuse de chélatage dans l'étape de dissolution réductrice, et de la réutilisation de la solution introduite dans la résine de chélatage au cours de la séparation et de la récupération de l'aluminium. On n'a trouvé aucun problème dans les tests, et toutes les solutions30 utilisées énumérées ci-dessus, c'est à dire, les phases organiques régénérées pour utilisation dans l'extraction inverse, le liquide d'élution de la résine échangeuse de chélatage, et la solution introduite dans la résine de chélatage, peuvent être mises en oeuvre de manière répétée.35 Cela veut dire que tous les produits chimiques peuvent être utilisés dans la séparation sans aucune perte. Ceci permet d'économiser des étapes du procédé et l'énergie humaine nécessaire au traitement résiduaire et réduit également la pollution. De plus, des états de séparation de phases40 favorables sans génération de "clads" et de troisièmes phases 23 ont été observés dans chacune des étapes d'extraction. Il a été également confirmé que le produit calciné était toujours complètement dissous dans l'étape de dissolution réductrice. Comme indiqué plus haut, les métaux de valeur peuvent être à peu prés complètement séparés et récupérés du catalyseur usagé par le procédé conforme à la présente invention. Le procédé conforme à la présente invention est de grande valeur du point de vue industriel, parce qu'il est basé sur un système fermé qui évite la pollution de10 l'environnement. Bien que l'invention ait été décrite en détails et en référence à des modes particuliers de réalisation de celle- ci, il est très clair à un homme de métier que de nombreux changements et modifications peuvent être apportés sans15 s'éloigner de l'esprit et de l'étendue de ladite invention. R E V E N D I C A T I 0 M S REVENDICATIONS =+=+=+=+=+=+=+=+=+=+=+=+=+= 1. Procédé de récupération de métaux de valeur d'un catalyseur usagé ou de catalyseurs usagés comportant de façon prédominante de l'alumine, comprenant les étapes de: a) calcination du catalyseur usagé à une température de 4000C à 1000 c pour former un produit calciné; b) dissolution du produit calciné par de l'acide sulfurique en présence d'un catalyseur métallique soluble pour préparer une solution réductrice; c) séparation et récupération de l'aluminium sous forme de sulfate d'aluminium ammonium à partir de la solution réductrice, la solution réductrice à partir de laquelle l'aluminium a été séparé étant prise comme solution résiduelle pour en extraire le molybdène. d) extraction du molybdène à partir de la solution résiduelle telle que mentionnée à l'étape précédente (c), par une méthode d'extraction par solvant et récupération du molybdène extrait sous forme d'un molybdate, la solution réductrice à partir de laquelle le molybdène a été récupéré étant prise comme solution résiduelle pour en extraire le vanadium; e) extraction du vanadium de la solution résiduelle telle que mentionnée à l'étape précédente (d), par une méthode d'extraction par solvant et récupération du vanadium extrait sous forme d'un vanadate, la solution réductrice à25 partir de laquelle le vanadium a été récupéré étant prise comme solution résiduelle pour en récupérer le nickel et le cobalt; et f) récupération du nickel et du cobalt respectivement sous forme d'un hydroxyde à partir de la solution résiduelle telle que mentionnée dans l'étape précédente (e). 2. Procédé de récupération de métaux de valeur à partir d'un catalyseur usagé selon la revendication 1, dans lequel ladite étape (a) comporte la calcination dudit catalyseur usagé après soumission dudit catalyseur à un traitement de35 déshuilage. 3. Procédé de récupération de métaux de valeur à partir d'un catalyseur usagé selon la revendication 1, dans lequel ladite étape (b) comporte la dissolution dudit produit calciné à une température de 70 C ou davantage sous une atmosphère non oxydante en utilisant, comme catalyseur de dissolution, au moins un métal choisi dans le groupe comprenant l'aluminium, le nickel et le cobalt.5 4. Procédé de récupération de métaux de valeur à partir d'un catalyseur usagé selon la revendication 1, dans lequel ladite dissolution est effectuée dans une plage de température de 80 C à 90 C. 5. Procédé de récupération de métaux de valeur à partir d'un catalyseur usagé selon la revendication 1, dans lequel ladite étape (c) comporte la précipitation de sulfate d'aluminium ammonium à partir de la solution réductrice par adjonction dans ladite solution réductrice d'au moins un produit choisi dans le groupe comprenant une solution de15 sulfate d'ammonium, du gaz ammoniac, de l'eau ammoniacale, et une solution de carbonate d'ammonium. 6. Procédé de récupération de métaux de valeur à partir d'un catalyseur usagé selon la revendication 1, dans lequel ladite étape (c) comporte la soumission de ladite solution20 réductrice à un traitement pour en enlever le fer. 7. Procédé de récupération de métaux de valeur à partir d'un catalyseur usagé selon la revendication 1, dans lequel l'extraction par solvant dans ladite étape (d) comporte: * le maintien de la valeur du pH de la solution de départ pour l'extraction du molybdène dans une plage de 0 à 4; * l'extraction du molybdène, à partir de la solution résiduelle obtenue après séparation et récupération de l'aluminium dans une phase organique d'extraction du30 molybdène, en utilisant une phase organique comprenant un agent extracteur et un diluant dans une proportion en poids de l'agent extracteur par rapport au diluant de 5/95 à 20/80, ledit agent extracteur étant au moins un produit choisi parmi les amines secondaires de formule générale R1-NH-R2, dans35 laquelle les groupes R1 et R2 sont chacun un groupe alkyl comprenant de 12 à 13 atomes de carbone, et ledit diluant étant au moins un produit choisi parmi les hydrocarbures aromatiques et les hydrocarbures paraffiniques; et * l'extraction inverse du molybdène sous forme d'un molybdate alcalin ou d'un molybdate d'ammonium dans ladite 26 phase organique par adjonction d'une solution d'alcali caustique ou d'une eau ammoniacale comme agent d'extraction inverse. 8. Procédé de récupération de métaux de valeur à partir d'un catalyseur usagé selon la revendication 7, dans lequel ledit agent extracteur du molybdène est au moins un produit choisi dans le groupe comprenant une N-dodécényl(trialkyl- méthyl)amine et une N-lauryl(trialkylméthyl)amine. 9. Procédé de récupération de métaux de valeur à partir d'un catalyseur usagé selon la revendication 7, dans lequel ladite solution d'extraction inverse est choisie dans le groupe comprenant une solution d'alcali caustique de concentration entre 0,5 à 5 mol/litre et une eau ammoniacale de concentration de 0,5 mol/litre ou davantage.15 10. Procédé de récupération de métaux de valeur à partir d'un catalyseur usagé selon la revendication 1, dans lequel l'extraction par solvant dans ladite étape (e) consiste: * à fixer la valeur du pH de la solution de départ pour l'extraction du molybdène dans une plage de 1 à 4; * à extraire le vanadium, à partir de ladite solution résiduelle obtenue après récupération du molybdène dans une phase organique d'extraction du vanadium, en utilisant une phase organique contenant du mono-2-éthylhexyl 2- éthylhexylsulfonate comme agent extracteur et au moins un diluant choisi parmi les hydrocarbures aromatiques et les hydrocarbures paraffiniques avec une proportion en poids de l'agent d'extraction par rapport au diluant entre 20/80 et 70/30; et * à extraire de manière inverse le vanadium sous forme de sulfate de vanadium ou de chlorure de vanadium par adjonction dans ladite phase organique d'une solution d'acide minéral, d'acide sulfurique ou d'acide chlorhydrique comme agent d'extraction inverse. 11. Procédé de récupération de métaux de valeur à partir d'un catalyseur usagé selon la revendication 10, dans lequel ladite extraction inverse du vanadium est effectuée en utilisant une solution d'acide minéral avec une concentration de 0,05 à 2 mol/litre. 12. Procédé de récupération de métaux de valeur à partir d'un catalyseur usagé selon la revendication 1, dans lequel 27 la séparation et la récupération du nickel et du cobalt dans ladite étape (f) comporte: * la séparation du nickel et du cobalt dans la solution résiduelle, chacun sous forme d'hydroxydes individuels; * la mise en contact de la solution résiduelle, après le traitement de séparation, avec une résine de chélatage pour adsorber le nickel et le cobalt qui sont présents sous forme de traces dans la solution résiduelle; et * l'immersion de ladite résine dans de l'acide sulfurique pour obtenir le nickel et le cobalt sous forme de sulfate de nickel et de sulfate de cobalt par élution à partir de ladite résine. 13. Procédé de récupération de métaux de valeur à partir d'un catalyseur usagé selon la revendication 12, dans lequel une résine du type à groupe échangeur iminodiacétate, et une résine du type à groupe échangeur aminocarboxylate sont utilisées comme résine de chélatage à des fins d'utilisation pour l'adsorption du nickel et du cobalt.