FR 2131824 A1 19721117 FR 7110926 A 19710329 La présente invention concerne un procédé de traitement hydromêtallurgique de minerais oxydés de nickel pour en extraire ce métal, ainsi que d'autres valeurs commercialement intéressantes, comme le cobalt, qui lui sont généralement associées au sein de tels minerais. On connait de nombreux procédés pour le traitement de tels concentrés de minerais de nickel. Mais ces procédés connus n'ont généralement trait qu'à l'une des étapes de la longue chaîne d'opérations qui conduit à un métal de haute pureté, c'est-à-dire contenant plus de 99,958 de nickel. Or, un grand nombre de possibilités est offert pour chacune de ces étapes, ce qui multiplie presqulà l'infini le nombre de voies possibles, de sorte que même les spécialistes en la matière ne peuvent determiner laquelle de ces voies est la plus rentable sur le plan industriel. L'un des buts de la présente invention est donc de proposer un procédé complet de production de nickel de haute pureté à partir de minerais oxydés de ce metal qui permette un prix de revient inférieur a celui obtenu au moyen des procédes connus, tant en ce qui concerne les investissements qu'en ce qui a trait aux frais d'exploitation. Un autre but de la présente invention est d'offrir aux spécialistes un choix entre les innombrables voies de traitement possibles, de manière à mettre à leur disposition une solution technologique optimale. Un but supplémentaire est un procédé du genre décrit cidessus qui puisse être étendu aisément à une exploitation industrielle. Selon l'invention, ces buts, et d'autres qui apparaitront par la suite, comme par exemple la récupération du cobalt contenu dans le produit de départ, sont atteints au moyen d'un procédé du type décrit ci-dessus qui comprend, en succession, les étapes suivantes a) lixiviation sulfurique du minerai et neutralisation de la solution de lixiviation jusqu'à un pH compris entre 3,5 et 4 environ; b) précipitation d'un hydroxyde de nickel au sein de ladite solution de lixiviation par addition d'un agent précipitant, puis filtration du précipité obtenu; c) redissolution dudit précipité dans un léger excès d'acide sulfurique, puis élimination du résidu d'attaque; d) purification par échange liquide-liquide de la solution sulfurique produite au moyen d'une phase organique contenant de l'acide di (2-éthylhexyl) phosphorique et élution de cette phase organique;; e) purification par échange liquide-liquide de la solution produite au moyen d'une phase organique contenant un thiocyanate de sulfonium et élution de cette phase organique avec récupération du cobalt; f) pyrohydrolyse de la solution ainsi purifiée avec formation d'oxyde de nickel; g) réduction de cet oxyde de nickel. De préférence, la précipitation de l'étape b) est réalisée au moyen d'oxyde de magnésium ou de calcium ou de carbonate de sodium. Pour l'économie du procédé, il est avantageux de recueillir le gaz sulfureux produit lors de ltétape f) de pyrohydrolyse et de l'utiliser pour la synthèse d'acide sulfurique. Cet acide est alors recyclé au niveau de l'étape d) de purification pour régénérer l'acide di(2-éthylhexyl)phosphorique et, s'il en reste, au niveau de l'étape c) de dissolution sélective pour traiter de nouvelles quantités de précipité. De même, la solution resultant de l'étape b) de précipitation peut être traitée de manière classique en vue de la récupération de l'agent précipitant et/ou de l'acide sulfurique qu'elle contient. La description qui va suivre n'a aucun caractère limitatif et elle est simplement destinée à faire comprendre comment la présente invention peut être mise en pratique. Elle doit être lue en regard de la figure annexée qui représente de manière schématique les diverses étapes du procédé selon l'invention. En soumettant une tonne de latérite à une lixiviation sulfurique, on obtient une solution de sulfates contenant les quantités suivantes d'éléments métalliques - Ni : 12,0 kg - Co : 1,3 kg - Fe : 0,04 kg - Al : 0,22 kg - Cu : 0,075 kg - Zn : 0,46 kg - Mn : 5,47 kg - Mg : 4,98 kg Après neutralisation de cette solution 1 jusqu'à ce que son pH devienne de l'ordre de 3,5 à 4, on lui ajoute de la magnésie contenant 13,85 kg de MgO pur. Cette opération 2 suivie d'un filtrage 3 fournit d'une part une solution 4 de sulfate de magnésium à un pH de l'ordre de 7 à 8 contenant 0,58 kg de manganèse et 64,60 kg de Sirs04, soit 13,05 kg de magnésium-métal.Ceci signifie que 4,7 kg de ce métal ont été extraits de la solution initiale 1, compte tenu des 8,35 kg de magnésium introduits en 2 sous la forme de 13,85 kg de MgO. Il va de soi que l'on peut traiter cette solution 4 de manière classique pour recupérer de la magnésie et de l'acide sulfurique qui sont respectivement utilisés pour l'opération 2 de précipitation et pour la lixiviation de nouvelles quantités de minerai. Ce recyclage nTa pas été indiqué sur la figure. La filtration 3 fournit, d'autre part, un précipité 5 que l'on redissout en 6 au moyen de 33,0 kg d'acide sulfurique, cette quantité étant rapportée au produit pur. Une filtration 7 élimine le résidu d'attaque 8 qui contient, toujours pour une tonne de minerai de départ, 0,039 kg de fer, 0,547 kg de manganèse, 0,037 kg de magnésium et 0,159 kg d'aluminium. La solution résultante dont le pH est voisin de 3 est pu rifiée en 9 par échange liquide-liquide au moyen d'une phase organique contenant de l'acide di(2-éthylhexyl)phosphorique. Après élution 10 de cette phase organique, on recueille en 11 la totalité du zinc et du cuivre contenus dans la solution de départ 1, soit 0,46 kg et 0,075 kg respectivement, ainsi que le reste du fer , du manganèse et de l'aluminium qui n'avait pas été éliminé lors de la filtration 7 et, en outre,O,05 kg de cobalt. La solution ainsi partiellement purifiée est ensuite traitée en 12, également par échange liquide-liquide, mais au moyen d'une phase organique contenant un thiocyanate de sulfonium comme décrit dans la demande de brevet français NO 70-25.258 déposée le 8 juillet 1970 par la Demanderesse. Par élution 13 de cette phase organique, on recueille en 14 sous forme de sulfate 1,25 kg de ùo- balt, ce qui correspond à un rendement d'extraction égal à 96,2% pour ce dernier métal. Quant à la solution ainsi purifiée 15, on la soumet en 16 à une atomisation et à une déshydratation, puis en 17 à une décomposition à une température comprise entre 9000et 10000C environ. On transforme ainsi le sulfate de nickel contenu dans la solution 15 en oxyde de nickel NiO que l'on réduit en 18 au moyen d'hydrogène pour obtenir 11,46 kg de nickel 19 d'une pureté de 99,95%. Cette production correspond à un rendement d'extraction voisin de 95,5%. Le rendement global en nickel, compte tenu du métal recueilli en 14, est de l'ordre de 98%. Le gaz sulfureux produit lors de l'opération de décomposition 17 est introduit dans une installation 20 de synthèse d'acide sulfurique. L'acide ainsi produit est utilisé, d'une part, pour la régénération de l'acide di(2-éthylhexyl)phosphorique usé lors de l'opération 9 et, d'autre part, s'il en reste, pour la dissolution 6 de nouvelles quantités du précipité 5. I1 serait aisé au spécialiste d'adapter les données numériques ci-dessus au cas où la précipitation 2 aurait lieu au moyen de carbonate de sodium Na2C03 ou de chaux éteinte. REVENDICATIONS 10) Procédé pour la production de nickel de haute pureté à partir de minerais oxydés, caractérisé par le fait qu'il comprend, en succession, les étapes suivantes a) lixiviation sulfurique du minerai et neutralisation de la solution de lixiviation jusqu'à un pH compris entre 3,5 et 4 environ; b) précipitation d'un hydroxyde de nickel-au sein de ladite solution par addition d'un agent précipitant, puis filtration du précipite obtenu; c) redissolution dudit précipite dans un léger excès d'acide sulfurique, puis élimination du résidu d'attaque; d) purification par échange liquide-liquide de la solution sulfurique produite au moyen d'une phase organique contenant de l'acide di(2-éthylhexyl)phosphorique et élution de cette phase organique;; e) purification par échange liquide-liquide de la solution produite au moyen d'une phase organique contenant un thiocyanate de sulfonium et élution de cette phase organique avec récupération du cobalt; f) pyrohydrolyse de la solution ainsi purifiée avec formation d'oxyde de nickel; g) réduction de cet oxyde de nickel. 20) Procédé selon la revendication 1, caractérisé par le fait que ledit agent précipitant est de la magnesie. 30) Procédé selon la revendication 1, caractérisé par le fait que ledit agent précipitant est de la chaux fraîchement éteinte. 40) Procéde selon la revendication 1, caractérisé par le fait que ledit agent précipitant est du carbonate de sodium. 5 ) Procédé selon les revendications 2,3 et 4, caractérisé par le fait que le gaz sulfureux dégagé dans l'étape f) de pyrohydrolyse est utilisé a la synthise d'acide sulfurique, ce dernier ê- tant recyclé au niveau de l'étape c) pour une redissolution de nouvelles quantités dudit précipité et/ou au niveau de l'étape d) pour la régénération de l'acide di (2-éthylhexyl) phosphorique. 60) Procédé selon les revendications 2,3 et 4, caractérisé par le fait que la solution résultant de ladite étape b) de précipita tion est traitée en Vue de ta recuPéretion de l'agent precipitaniet ou de 1 aclde sulturlque qu elle contlent.