FR 2453906 A1 19801107 FR 7909374 A 19790412 Dans les procédés classiques d'obtention de plomb métallique à partir de concentrés, les méthodes classiques consistaient à traiter des concentrés de sulfure de plomb dans un four par soufflage. Cependant, les processus pyrométallurgiques présentent de nombreux désavantages et inconvénients. Le principal de ces désavantages réside dans le fait que le procédé conduit à quelques problèmes majeurs de pollution tels que la génération d'oxyde de soufre ainsi que des fumees importantes. Les fumées renferment des composés qui peuvent être cancérigènes et qui contiennent du plomb, du cadmium, etc. En conséquence il est nécessaire de fournir des procédés plus surs et améliorés d'obtention de métaux tels que le plomb, sous forme métallique ou élémentaire, méthodes qui ne contribuent pas à la pollution de l'air ou qui fonctionnent dans des conditions de sécurité accrues. Les techniques de fusion du plomb mentionnées ci-dessus consistent en un frittage par grillage d'un concentré de sulfure de plomb permettant d'éliminer une majeure partie du soufre, puis par fusion dans un four à soufflage pour obtenir le plomb métallique. Afin de surmonter les problèmes de pollution, il est nécessaire de développer de nouveaux procédés d'obtention du plomb qui soient compétitifs, en remplacement des techniques de fusion classiques. Des travaux antérieurs dans le domaine hydrométallurgique ont conduit à développer une voie de traitement non aqueuse dans laquelle des concentrés de sulfure de plomb sont chlorés à des températures superieures à 3000C pour produire du chlorure de plomb et du soufre vola tilisé. Cependant, la chloration à ces températures élevées favorise la formation de chlorures volatils d'éléments contaminants tels que le fer, le magnésium, l'aluminium, le silicium, le zinc, ainsi que du soufre élémentaire, qui peuvent être présents dans le concentré de sulfure de plomb.D'autres procédes hydrométallurgiques ont été développés et comprennent l'utilisation de sulfate ferrique comme agent de lixiviation. Dans ces procédés, le sulfure de plomb est sulfaté pour former du sulfate de plomb. Cette étape est ensuite suivie d'une carbonatation du sulfate de plomb pour former du carbonate de plomb et ensuite le carbonate de plomb est soumis à une dissolution dans de l'acide hydrofluorosilicique, à des fins d'électrolyse du plomb métallique. Encore un autre procédé hydrométallurgique qui s'est développé pour la récupêration du plomb est fondé sur l'utilisation d'un milieu de chlorure ferrique. Ce procédé met en oeuvre une étape de lixiviation grâce à laquelle le sulfure de plomb est converti en chlorure de plomb et ensuite soumis à des étapes de solubilisation, cristallisation et électrolyse. La technique antérieure qui décrit un certain nombre de procédés de récupération du plomb, ou d'autres métaux, est illustrée par le brevet US 607287 dans lequel des minerais de sulfure sont chlorés à une température qui est suffisamment élevée pour provoquer la volatilisation de certains chlorures métalliques ainsi que pour former des chlorures de soufre gazeux. Cependant, dans un tel procédé il n'est pas nécessaire d'ajouter de la chaleur en raison de la nature exothermique de la réaction, mais afin de produire du soufre élémen- taire et de réduire la conversion des métaux impurs, la température doit être réglée. Le produit chloré est ensuite lixivié à l'eau conduisant en pratique rapidement à 1 t obtention d'un système de lixiviation à base de chlorures contenant tous les chlorures métalliques solubles à un haut degré.L'eau dans ce cas est une solution d'épuration dont le but est d'éliminer les chlorures volatils et les chlorures de soufre du courant de gaz qui s'échappe. Ceci en conséquence n'est pas un procédé de lavage mais au contraire est un procédé de lixiviation dans lequel tous les chlorures métalliques qui ont été pratiquement convertis sont lixiviés, laissant de ce fait un résidu de soufre et uniquement une faible quantité de sulfures n'ayant pas réagi. Cette solution de lixiviation agit comme étape de récupération métallique essentielle, alors, ainsi que cela sera expliqué plus en détails ci-après, l'étape de lavage selon la présente invention a pour but principal, l'élimination d'une faible quantité de métaux indésirables qui ont été uniquement légèrement convertis.En outre, en raison de la température élevée de chloration du procédé décrit dans ce brevet, il s'agit par nécessité d'une étape de chloration non sélective. Le brevet US 1 346 642 decrit un procédé de séparation de plomb et de zinc par utilisation d'une action différentielle d'acide chlorhydrique fort dans un système de lixiviation aqueux. Dans ce procédé, qui est un procédé de chloration par voie humide, l'action est réalisée à une température d'environ 1000C, l'acide chlorhydrique convertissant les sulfures, à l'exception du zinc, en chlore et le soufre en sulfure d'hydrogène gazeux. Ce traitement est loin d'être aussi sélectif que l'étape d'halogénation sèche selon le procédé de la présente invention, étant donné que le traitement acide par voie humide produit une grande quantité de chlorure de zinc soluble. En outre, le soufre ne reste pas sous forme d'un solide inoffensif dans ce procédé.Le chlorure de plomb et le sulfure de zinc n'ayant pas réagi sont ensuite séparés de la solution contenant les impuretés de chlorures métalliques solubles, telles que le fer et le cuivre. Un lavage à l'eau est utilisé pour éliminer la liqueur de lixiviation à base d'acide chlorhydrique entrainéedans les solides de lixiviation de départ et est combiné avec la solution de lixiviation acide afin de former les séries suivantes de lavage. En conséquence, ce lavage à l'eau froide devient en fait la solution de lixiviation lors du recyclage et, ainsi que cela a été mentionné ci-dessus, elle contient une quantité relativement importante d'impuretés. Dans la mesure où cette étape de lavage est une étape de déplacement pour éliminer la totalité de l'acide chlorhydrique libre, elle n'a pas pour but d'éliminer les impuretés métalliques en elles-mêmes, mais plutôt d'éliminer la solution qui continuerait autrement à lixivier les impuretés. Un autre brevet qui est relatif à un procédé de récupération de métaux à partir d'un minerai sulfuré est le brevet US 1 943 340. Ce brevet concerne un grillage en deux étapes de concentrés de zinc dans lequel la première étape consiste en une sulfatation du concentré et la seconde étape en une chloration. Le zinc est éliminé après chaque étape de grillage, cependant, il n'y a aucune étape de lavage décrite dans ce brevet. De même le brevet US 3 961 941 est relatif à un procédé de préparation de plomb et d'argent métallique à partir des sulfures correspondants. Ce brevet décrit un procédé de lixiviation en deux étapes à l'aide de saumure et d'une solution de lixiviation ferrique, pour des concentrés de plomb et est un procédé de conversion par voie humide à base de chlorure ferrique, de sulfure de plomb en-chlorure de plomb. La seule étape de lavage qui est décrite dans ce brevet implique l'utilisation de ladite étape pour éliminer par lavage les chlorures des queues du procédé avant que ces queues ne soient envoyées au rebut. Contrairement à tous ces procédés de la technique antérieure, on pourra constater dans la description ci-après que le plomb métallique peut être obtenu sous forme d'une feuille plus pure,d'une manière simple et économique, par une série d'étapes qui sont décrites ci-après en détail. La présente invention est relative à un procédé hydrométallurgique de récupération de plomb. Elle concerne plus particulièrement un procédé amélioré d'obtention de plomb à partir de sources du con centrés de sulfure de plomb, grâce auquel des réactions secondaires indésirables sont réduites au minimum, permettant de ce fait de récupérer au dernier stade du procédé le plomb métallique dans un état relativement plus pur que celui qu'il était antérieurement possible d'obtenir. Ainsi que cela a été précédemment discuté, le plomb peut etre récupéré par un procédé électrolytique dans lequel l'électrolyse est réalisée sous forme de sels fondus. Cependant le plomb se trouve à l'état fondu et doit être coulé sous forme d'une plaque avant une utilisation ultérieure.Un désavantage inhérent à l'utilisation des procédés électrochimiques de récupération de la technique antérieure réside également dans le fait qu'il est nécessaire d'utiliser des cellules à diaphragme et que le plomb qui est récupéré se trouve sous la forme d'une poudre qui doit ensuite être fondue en lingots pour être plus facilement manipulable. Par opposition à ces différents problèmes, les avantages qui peuvent être obtenus par utilisation du procédé de la présente invention résident dans le fait que le plomb obtenu est sous la forme d'une feuille à la cathode, et dans un état cohérent et dense. En outre un autre avantage que l'on obtient par extraction par voie électrochimique de plomb à partir d'acide hydrofluorosilicique,réside dans le fait que tout bismuth pouvant encore être présent comme impureté est éliminé, permettant de ce fait la récupération du plomb dans un état plus pur. La présente invention a pour but de fournir un procédé amélioré de production de plomb métallique. Un autre but de ce procédé est de fournir un procédé hydrométallurgique de production de plomb métallique relativement pur, sous forme de feuilles, en utilisant des- concentrés de sulfure de plomb comme source contenant du plomb. Selon un mode de réalisation, la présente invention réside dans un procédé de production de plomb à partir d'une source contenant du plomb, qui comprend les étapes suivantes : exposition de la source contenant du plomb à un traitement d'activation ou de séchage, halogénation de la source de plomb traitée, lixiviation de la source de plomb halogénée à l'aide de saumure , filtration de la solution lixiviée pour séparer la gangue de l'halogénure de plomb soluble, cristallisation de l'halogénure de plomb, et récupération du plomb métallique, caractérisé en ce qu'il consiste à convertir l'halogénure de plomb cristallisé en carbonate de plomb par un traitement avec du gaz carbonique, à solubiliser le carbonate de plomb dans l'acide hydrofluorosilicique et à soumettre le fluorosilicate de plomb à une extraction par voie électrochimique pour former du plomb métallique. Un mode de réalisation spécifique de la présente invention réside plus particulièrement dans un procédé de production de plomb à partir d'une source de plomb,qui comprend les étapes suivantes : exposition de la source de plomb à un traitement d'activation à une température d'environ 3000 à 6000C, chloration de la source de plomb activée par du chlore gazeux à des températures d'environ 800 à 1200C, lixiviation de la source halogénée à une température d'environ 800 à 1200C à l'aide d'une solution de chlorure de sodium, filtration de la solution lixiviee pour séparer la gangue du chlorure de plomb soluble, cristallisation du chlorure de plomb à température réduite, conversion du chlorure de plomb en carbonate de plomb dans un système de chlorure neutre par traitement à l'aide de gaz carbonique, solubilisation du carbonate de plomb résultant dans l'acide hydrofluorosilicique, traitement du fluorosilicate de plomb dans des conditions d' & ctrolyse qui comprennent une tension d'environ 2,5 à 4,0 volts et une densité de courant d'environ 100 à 400 ampères/m2 et récupération du plomb métallique résultant. D'autres buts et modes de réalisation de la présente invention seront décrits de façon détaillée ci-après. Comme exposé précédemment, la présente invention est relative à une amélioration d'un procédé hydrométallurgique de production de plomb métallique dans lequel le plomb est récupéré sous forme de feuilles. La charge qui peut être utilisée dans le procédé selon la présente invention comprend une source de sulfure de plomb, soit sous la forme de concentrés de flotiation, soit de minerais bruts qui sont riches en sulfures de plomb, bien qu'il entre également dans le cadre de l'invention qu'une certaine teneur en plomb puisse être présente sous la forme de carbonate ou d'oxyde de plomb.Dans un mode de réalisation de l'invention, la source de plomb peut être activée avant l'étape d'halogénation, cette activation étant réalisée par chauffage de la source de plomb à une température d'environ 3000 à 6000C, ou plus, dans un appareil approprié tel qu'un four. Le grillage précédent est de préférence réalisé dans une atmosphère inerte ou réductrice; des exemples d'atmosphère inerte qui peut être utilisée, comprenant l'azote, I'hélium, l'argon, etc., bien que l'atmosphère réductrice puisse être fournie par l'introduction d'hydrogène ou d'un mé lange d'hydrogène et de gaz carbonique dans la zone de grillage. D'une façon générale, la source de plomb est activée par le traitement thermique à la température précédemment mentionnée pendant une période de temps qui peut aller d'environ 5 minutes jusqu'à 60 minutes ou plus. La vitesse du gaz qui fournit l'atmosphère inerte ou réductrice peut être relativement faible par nature et n'impose comme uniques conditions que d'être suffisamment rapide pour purger les matériaux volatils du minerai au fur et à mesure qu'ils sont formés et suffisante pour maintenir l'atmosphère inerte ou réductrice désirée, empêchant de ce fait toutescondition oxydantes qui pourraient se former et qui affecteraient de façon défavorable l'halogénation ultérieure de la source de plomb. En variante pour cette étape du procédé de la présente invention, la charge d'alimentation peut être uniquement soumise à une opération de séchage afin d'éliminer toute eau qui peut être présente dans cette charge d'alimentation, ceci dans le but que le matériau à traiter reste à l'etat fluide au cours des opérations de traitement et ne s'agglomère pas, ce qui nécessiterait un traitement, dans l'appareil qui est utilisé pour la mise en oeuvre du procédé.Un autre avantagé de l'opération de séchage réside dans le fait qu'un dégagement d'eau ne se produira pas au cours de l'étape ultérieure d'halogénation dans une mesure telle qu'il soit suffisant pour former des quantités significatives d'halogénuresdthydrogène tels que le chlorure d'hydrogène, le bromure d'hydrogène, etc., ou d'autres produits défavorables qui pourraient affecter les paramètres physiques ou chimiques du procédé. Le séchage de la charge d'alimentation peut être réalisé à des températures élevées allant de 1000 à 1500C environ pendant une période de temps suffisante pour réduire la teneur en eau de la charge à une valeur inférieure à 2%. A la suite de l'activation précédente du concentré ou après achèvement du séchage de la charge et de la réduction de sa teneur en eau, la source de plomb est ensuite soumise à une étape d'halogénation au cours de laquelle le concentré est soumis à l'action d'un agent d'halogénation tel que le chlore gazeux, le fluor gazeux, le brome, etc., à une température d'environ 800 à 1200C, pendant une période de temps qui est suffisante pour permettre la conversion du sulfure de plomb en halogénure de plomb désiré , cette étape d'halogénation étant de préférence réalisée dans une atmosphère sèche. Le terme "atmosphère sèche" désignant une atmosphère dans laquelle la teneur en eau à la fois de l'atmosphère et de la charge d'alimentation n'est pas supérieure à environ 0,5%.Le traitement du sulfure de plomb à l'aide de l'agent d'halogénation est réalisé par exemple par agitation, mélange, secouage, ou par tout autre moyen connu dans la technique, de façon que le sulfure de plomb soit mis en contact avec l'agent d'halogénation. Le mélange résultant de soufre élémen- taire,qui a été formé au cours de l'étape de chloration,avec l'halo génure de plomb, tel que par exemple le chlorure de plomb, le bromure de plomb ou le fluorure de plomb, est ensuite soumis à uneétape de lixiviation.Cette étape est réalisée en traitant le mélange résultant avec une solution de saumure à une température élevée, habituellement de l'ordre de 80 à 1200C environ, cette solution de saumure comprenant, de façon classique, une solution de chlorure de sodium aqueuse contenant d'environ 20 à 35% en poids de chlorure de sodium. La lixiviation du mélange a lieu habituellement pendant une période de temps qui peut aller d'environ 0,5 à 2 heures environ, ou plus, le temps de séjour étant tel qu'il soit suffisant pour dissoudre l'halogénure de plomb précédent. Après achèvement de l'étape de lixiviation, la solution est filtrée alors que la température de la solution est maintenue à une valeur élevée d'environ 800 à 1200C , afin de maintenir l'halogénure de plomb sous une forme soluble. I1 entre également dans le cadre de la présente invention que la séparation de l'halogénure de plomb soluble et du soufre élémentaire qui est sous forme solide, puisse être réalisée par flottation et décantation, ce qui, après décantation des résidus solides, permet d'éliminer le liquide par des moyens classiques tels que la décantation, etc. Le soufre solide et le résidu qui contient de la gangue, des sulfures n'ayant pas réagi d'impuretés métalliques tels que le sulfure de zinc, de cuivre, d'argent et de fer, peuvent être soumis à un traitement de récupération.Par exemple, le soufre élémentaire peut être récupéré par un procédé de flottation par moussage dans lequel le soufre flotte de façon préférentielle. En outre, une étape d'épuration pour éliminer plus complètement le soufre du reste du résidu peut également être réalisée en présence d'un promoteur de flottation tel que des composés organiques facilement disponibles, par exemple du kérosène. Le matériau traité est ensuite transféré dans une cellule de flottation, un agent de moussage est ajouté, on initie l'aération, et la mousse portant le soufre est éliminée de la cellule. Un procédé utilisable en variante pour la sépa ration et la récupération du soufre, consiste à traiter le résidu à l'aide de sulfure d'ammonium aqueux,dans lequel le polysulfure d'ammonium qui se forme permet la récupération de soufre élémentaire sous une forme cristalline.Si on le désire, les impuretés présentes dans le concentré de sulfure de plomb peuvent également être récupérées par des moyens classiques qui comprennent la cyanuration du résidu dans une opération de lixiviation, afin de récuperer l'argent ou d'autres métaux précieux. Le filtrat qui contient l'halogénure de plomb soluble est ensuite envoyé dans une zone de cristallisation. Dans la mesure ou la température est un facteur important pour la solubilité de l'halogénure de plomb, la source d'halogénure de plomb soluble est maintenue à température élevée, de préférence d'environ 100 à 1050C, jusqu'à ce qu'elle soit introduite dans la zone de cristallisation. La zone de cristallisation est de préférence maintenue à une température inférieure aux températures de lixiviation et de séparation et de préférence d'environ 600C à la température ambiante (20-25 C) ou moins, ce qui induit une cristallisation de l'halogénure de plomb soluble en raison de la chute de température.Si des températures inférieures à la température ambiante sont nécessaires, les températures inférieures peuvent être maintenues par l'utilisation d'un refroidissement extérieur tel qu'un bain de glace, des serpentins de refroidissement, ou d'autres échangeurs de chaleur. L'halogénure de plomb ainsi cristallisé est récupéré dans la zone de cristallisation et séparé de la solution de lixiviation épuisée, cette dernière, Si on le souhaite, étant recyclée dans l'étape de lixiviation pour une utilisation ultérieure dans cette zone. L'halogénure de plomb cristallisé, séparé, est ensuite envoyé dans une zone de carbonatation dans laquelle l'halogénure de plomb est traité à l'aide de gaz carbonique pour former du carbonate de plomb. Dans le mode préferé de l'invention, la conversion de l'halogénure de plomb en carbonate de plomb est réalisée dans un systeme neutre aqueux à base de chlorures. La conversion de l'halogénure de plomb en carbonate de plomb peut être réalisée à une température d'environ 5 à 950C, pendant une période de temps allant d'environ 0,1 à 4 heures ou plus.A la fin de ce temps de réaction, le carbonate de plomb relativement pur qui s'est formé est ensuite envoyé de la zonede carbonatation dans une zone de dissolution dans laquelle il est traité avec de. l'acide hydrofluorosili cique afin de solubiliser le plomb sous forme de fluorosilicate de plomb. La dissolution du carbonate de plomb pour former le fluorosilicate de plomb conduit à la libération de gaz carbonique qui est ensuite recyclé dans la zonede carbonatation pour une utilisation ultérieure.Le traitement du carbonate de plomb avec l'acide hydrofluorosilicique aqueux, dans lequel l'acide hydro fluoroslr.cique est présent en une quantité d'environ 5 à 30% en poids, est réalisé à une température d'environ 1Q à lQ0 C. Après achèvement de la formationdufluorosilicate de plomb, il est envoyé dans une cellule d'extraction électrochimique dans laquelle le composé est soumis à une réaction d'extraction électrochimique utilisant des anodes et des cathodes classiques constituées de graphite, titane, platine, etc. L'extraction électrochimique du fluorosilicate de plomb est réalisée dans des conditions d'électrolyse dont les paramètres utilisés comprennent une tension d'environ 2,5 à 4 volts, des densités de courant d'environ 100 à 400 Ampères /m2.L'extraction électrochimique du fluorosilicate de plomb conduit à l'obtention de plomb métallique sous forme de feuilles sur les cathodes, ces feuilles étant denses et de nature cohérente. L'acide fluorosilicique qui est formé au cours de la réaction d'électrolyse peut être recyclé vers la zone de dissolution afin d'y être réutilisé comme agent de dissolution. La présente invention sera décrite ci-après en référence à la Figure unique qui illustre un diagramme d'écoulement simplifié du procédé de la présente invention. Divers appareillages usuels tels que vannes, refroidisseurs, condenseurs, pompes, dispositifs de réglage, etc. ont été éliminés comme n'étant pas essentiels à la compréhension complète de la présente invention. L'illustration de ces dispositifs, ainsi que d'autres accessoires essentiels, seront mieux compris à la description de la Figure nique. En se référant à la Figure unique, une charge d'alimentation de plomb contenant des concentrés est introduite par la conduite 1 dans une zone d'halogénation 2, la charge ayant été préalablement soit activée,soit séchée dans un appareil qui n'est pas représenté. Dans la zone d'halogénation 2, la source de plomb est mise en contact avec un agent d'halogénation tel que du chlore, du fluor du brome sous forme gazeuse (désigné par X2), qui est introduit par une conduite 3 dans la zone d'halogénation 2. Ainsi que cela sera décrit après, l'agent d'halogénation est recyclé d'une étape ultérieure du procédé. En outre, si un agent d'halogénation d'appoint ou supplémentaire est nécessaire, il est introduit dans la conduite 3 par la conduite d'alimentation d'appoint 4. L'halogénation de la source de plomb en halogénure de plomb est réalisée à une température d'environ 80 à 1200C dans une atmosphère sèche. Dans la zone d'halogénation 2, le traitement de la source de plomb par l'agent d'halogénation est réalisé par agitation, mélange, secouage, fluidisation, etc., de sorte que la totalité de la source de plomb telle que le sulfure de plomb, soit mise en contact avec l'agent d'halogénation. Le mélange résultant de soufre élémentaire et d'halogénure de plomb est ensuite envoyé par la conduite 5, de préférence dans une zone de lavage, non représentée, dans laquelle il est mis en contact avec un courant entrant d'eau, ce qui a pour résultat de séparer et d'éliminer des quantités secondaires d'impuretés chlorées telles que des halogénures métalliques solubles comme par exemple le chlorure ferrique, le chlorure de cuivre, le chlorure de zinc, le chlorure de cadmium, etc., de l'halogénure de plomb solide.Après élimination de ces impuretés, les matières solides comprenant le soufre élémentaire et l'halogénure sont introduites dans une zone de lixiviation à la saumure. Dans la zone 6 de lixiviation à la saumure, le produit solide est traité à l'aide d'une solution de saumure aqueuse contenant d'environ 20 à 35% en poids de chlorure de sodium. La lixiviation du mélange est également réalisée à des températures élevées d'environ 80 à 1200C. Dans le mode de réalisation préféré de l'invention, le pH de la solution de lixiviation à la saumure est maintenu entre environ 2 et 8 au cours de l'étape de lixiviation, par addition d'une solution caustique telle que de l'hydroxyde de sodium, de l'hydroxyde de potassium, etc., ou un hydracide halogéné tel que l'acide chlorhydrique,si nécessaire, par l'intermédiaire de la conduite 7.Après achèvement de l'étape de lixiviation, le mélange est envoyé par une conduite 8 dans une zone de séparation 9 dans laquelle la solution d'halogénure de plomb soluble qui résulte de l'étape de lixiviation à la saumure, est séparée du soufre élémentaire ainsi que de toutes impuretés sous forme de gangue solide , les matières solides étant éliminées par la conduite 10. La séparation de la solution d'halogénure de plomb soluble et du soufre solide peut être réalisée par filtration ou par flottation et décantation, ce qui permet, après décantation du résidu solide contenant le soufre élémentaire et/ou les impuretés, d'éliminer le liquide par des moyens classiques tels que la décantation, la filtration etc. La solution d'halogénure de plomb soluble tel que le chlorure de plomb, est récupérée de la zone de séparation 9 par la conduite 11 et envoyée dans la zone de cristallisation 12. Dans la mesure où la température est un facteur important pour la solubilité des halogénures de plomb, la solution d'halogénure de plomb soluble est maintenue à une température élevée de préférence d'environ 100 à 1050C avant d'être envoyée dans la zone de cristallisation 12. La zone de cristallisation 12 est maintenue à une température inférieure à celle des zones de séparation et de lixiviation, de préférence inférieure à environ 600C. Lors du refroidissement, l'halogénure de plomb précipite sous forme de cristaux. Après cristallisation de l'halogénure de plomb,la liqueur de lixiviation épuisée est éliminée de la zone-de cristallisation 12,par une conduite 13 et recyclée au moyen de cette conduite 13 dans la zone 6 de lixiviation à la saumure pour une utilisation ultérieure.Les cristaux d'halogénure de plomb solide sont soutirés de la zone de cristallisation 12 par une conduite 14 et envoyés dans une zone de carbonatation 15 dans laquelle les cristaux sont traités avec du gaz carbonique, le gaz carbonique étant envoyé dans cette zone de carbonatation 15 par une conduite 16. Comme une quantité supplémentaire de gaz carbonique est nécessaire comme complément ou pour le démarrage, elle est chargée par la conduite 17 dans la conduite 16 et ensuite dans la zone de carbonatation 15. La conversion de l'halogénure de plomb en carbonate de plomb est réalisée de préférence dans une solution aqueuse ou de saumure propre qui agit comme système neutre de chlorure. La conversion de l'halogénure de plomb en carbonate de plomb conduit à la formation d'un hydrohalogénure (désigné par HX) qui est éliminé de la zone de carbonatation 15 par la conduite 18 et envoyé dans la zone de conversion d'halogénure 19, dans laquelle l'hydrohalogénure est converti en halogène, l'hydrogène résultant de la conversion de cet hydrohalogénure en halogène étant soutiré de la zone de conversion de l'halogénure 19 par la conduite 20.Si on le souhaite l'agent d'halogénation comprend un hydrohalogénure plutôt qu'un halogène, la zone de conversion d'halogénure pouvant être évitée au moyen d'un by-pass suivant la conduite 21 et l'hydrohalogénure etant ensuite envoyé par la conduite 3 dans la zone d'halogénation 2. Après formation du carbonate de plomb dans la zone de carbonatation15, le carbonate de plomb est soutiré par la conduite 22 et envoyé dans une zone de dissolution 23, dans laquelle le carbonate de plomb est mis en contact avec de l'acide hydrofluorosilicique. Après formation du fluorosilicate de plomb, le composé est soutiré de la zone de dissolution 23 par la conduite 24 et envoyé dans une zone d'électrolyse 25, cette zone d'électrolyse comprenant une cellule d'électrolyse classique ou d'électroraffinage. Le gaz carbonique qui se forme au cours de l'étape de dissolution est soutiré par la conduite 16 et recyclé dans la zone de carbonatation 15.Dans la zone d'électrolyse 25 le fluorosilicate de plomb est soumis à un procédé d'extraction par voie électrochimique qui permet la formation de plomb métallique sur la cathode.L'acide hydrofluorosilique qui est régénéré au cours du procédé d'électrolyse, est soutiré de la zone 25 d'electrolyse,par une conduite 26,afin d'être recyclé dans la zone de dissolution 23. L'acide fluorosilicique de départ ou tout acide fluorosilicique d'appoint qui est nécessaire peut, si on 1è désire, être ajouté dans la conduite 26 au moyen d'une conduite 27. Bien que la discussion précédente ait été réalisée en référence à un procédé de fonctionnement en continu, il entre également dans le cadre de la présente invention que la récupération du plomb metallique à partir d'une source de plomb telle qu'un minerai ou un concentré de sulfure de plomb, puisse également être réalisée dans un fonctionnement du type en discontinu. Lorsque ce type d'opération est réalisé, une quantité de la charge d'alimentation est activée par traitement thermique dans la gamme de températures indiquée précédemment ou est séchée en la plçant dans un appareil de séchage tel qu'un four et en soumettant la charge à une étape de séchage à une température dans la gamme indiquée précédemment. Après achèvement du traitement précédent , la charge est ensuite placée dans un appareil approprié dans lequel elle est soumise à l'action d'un agent d'halogénation. Dans la mesure où l'halogénation du sulfure de plomb est exothermique, la chaleur de réaction qui se dégage doit être réglée dans la gamme désirée des températures de fonctionnement de 80 à 1200C. Après achèvement de la conversion du sulfure de plomb en halogénure désiré, le produit halogéné est ensuite lavé à l'eau pour dissoudre tout halogénure métallique soluble,autre que le plomb,qui peut être présent sous forme d'impuretés dans la charge d'alimentation. Le produit solide lavé à l'eau est séparé de la solution de lavage par des moyens classique tels que filtration, décantation, etc., et soumis à l'action d'une solution de lixiviation à la saumure, dans un autre appareil, afin de solubiliser l'halogénure de plomb. Après agitation ou mélange intime de la solution pendant une période de temps prédéterminée qui est suffisante pour dissoudre l'ha logénure de plclsb, sous une gamme de pH de la solution d'environ 2 à 8,par addition d'une quantité réglée de solution caustique ou acide,l'étape de lixiviation de la saumure étant réalisée àune température élevée d'environ 80 à environ I200C, l'halogénure de plomb soluble est séparé du soufre élémentaire et de la gangue et ensuite récupéré par des moyens classiques. En laissant la solution refroidir à une température plus faible, de préférence inférieure à 600C environ, la solution de saumure est séparée des cristaux d'halogénure de plomb solide est éliminée.Les cristaux d'halogénure de plomb récupérés sont ensuite placés dans un appareil pressurisé et soumis à l'action de gaz carbonique afin de convertir l'halogénure de plomb en carbonate de plomb. Le carbonate de plomb ainsi formé est ensuite envoyé dans un appareil de dissolution tel qu'une cuve etc., et traité avec de l'acide hydrofluorosilicique pour dissoudre le carbonate de plomb et former du fluorosilicate de plomb. La solution de fluorosilicate de plomb est ensuite envoyée dans une cellule électrolytique qui contient des électrodes à base de graphite, de titane, de platine, etc., et soumise à un procédé d'extraction par voie éiectrochimique qui permet la récupération de plomb sur la cathode sous forme d'une feuille cohérente dense. L'exemple suivant est donné à titre d'illustration du procédé de la présente invention. EXEMPLE 1 Une charge de sulfure de plomb est placée dans un four qui est chauffé à une température de 1100C, pendant une période de 3 heures. Après cette opération, la charge est ensuite placée dans un réacteur muni de moyens de mise en rotation, d'entrée de gaz, de moyens de chauffage comprenant une lampe de chauffage réglable. Les moyens de rotation sont conçus de façon telle qu'on puisse maintenir une rotation constante du réacteur afin d'agiter la charge, alors que la lampe de chauffage peut être réglée pour fournir une température constante dans le réacteur. Du chlore gazeux est ensuite introduit dans le réacteur,en une quantité qui est fonction de la réaction de chloration. La température du réacteur est maintenue dans une gamme d'environ 90 à 950C en réglant l'entrée de chlore gazeux ainsi qu'en fournissant de la chaleur au moyen de la lampe de chauffage externe. La réaction est poursuivie pendant 3 heures environ, période à l'issue de 2 laquelle le concentré est lavé à l'eau avec 400 cm d'eau à température ambiante. L'eau est ensuite séparée du mélange solide de réaction et ce dernier est placé dans une solution de saumure qui contient 25% de chlorure de sodium.La lixiviation du produit est réalisée à une température de 1000C, alors qu'on maintient le pH de la solution à 6. Après agitation de la suspension pendant une période d'une demi-heure, la suspension est filtrée en mainte nant la température de la solution à 100"C. Le filtrat qui contient le chlorure de plomb soluble est envoyé dans un cristallisoir qui est maintenu à la température ambiante. La chute de température dans le cristallisoir permet la précipitation du chlorure de plomb sous forme de cristaux de chlorure de plomb. Le chlorure de plomb cristallisé est ensuite introduit dans une solution de saumure fraîche et traité avec du gaz carbonique. Le carbonate de plomb qui précipite de la solution est récupéré par filtration et ajouté à 750 cm3 d'acide fluorosilicique, l'ad dition du carbonate de plomb à l'acide étant réalisée à tempéra ture ambiante. Le carbonate de plomb dissous dans l'acide forme un fluorosilicate de plomb et après obtention de la solution, des essais d'extraction par voie électrochimique aqueuse sont réalisés. L'extraction par voie électrochimique est réalisée dans une cellule d'électrolyse classique utilisant des anodes et cathodes de graphitetles zones d'électrodes efficaces étant de 25,8 cm2. Les résultats de ces essais sont exposés au tableau I ci-dessous. TABlEAU I Essai Temps Pb théori- Pb réel Efficacité Ten- Pe Canscan- Densité de (H) que (g) (g) du courant(%) sion rage matin courant d'énergie (A/m2) ]cwh/kg 1 1 3,86 4,05 104,9 3,6 1,0 0,89 388 2 2 5,79 5,70 98,4 3,0 0,5 0,79 194 Dans les deux essais réalisés, la feuille de plomb est facilement éliminée de la cathode et il est évident à la lecture du tableau ci-dessus qu'il est possible d'obtenir du plomb sous forme pure, par un procédé d eXtraCtiOn par voie électrochimique qui peut être opposé aux méthodes usuelles d'électrolyse de sels fondus ayant été antérieurement utilisées pour obtenir le plomb. - BEVENDICATIONS 1.- Procédé de production de plomb à partir d'une source de plomb qui comprend les étapes suivantes (a) exposition de la source de plomb à un traitement d'activation ou de séchage; (b) halogénation de la source de plomb traitée; (c) lixiviation de la source de plomb halogénée à l'aide de saumure; (d) filtration de la solution lixiviée pour séparer la gangue de l'halogénure de plomb soluble; (e) cristallisation de I'halogénure de plomb, et (f) récupération du plomb métallique, caractérisé en ce qu'il consiste à convertir l'halogénure de plomb cristallisé en carbonate de plomb,par traitement à l'aide de gaz carbonique, à solubiliser le carbonate dans de l'acide hydrofluorosilicique et à soumettre le fluorosilicate de plomb à un procédé d'extraction par voie électrochimique pour former du plomb métallique. 2.- Procédé selon la revendication I, caractérisé en ce que le traitement d'activation est réalisé à une température d'environ 300 à 6000C. 3.- Procédé selon la revendication 1, caractérisé en ce que l'halogénation de la source de plomb est réalisée en traitant cette dernière à l'aide d'un agent d'halogénation gazeux. 4.- Procédé selon la revendication 3, caractérisé en ce que l'agent d'halogénation gazeux est du chlore gazeux. 5.- Procédé selon la revendication-3, caractérisé en ce que l'halogénation est réalisée à une température d'environ 80 à 120"C. 6.- Procédé selon la revendication 1, caractérisé en ce que la source de plomb halogénée est lixiviée à une température d'environ 80 à 1200C à l'aide d'une solution de chlorure de sodium. 7.- Procédé selon la revendication 1, caractérisé en ce que la conversion de l'halogénure de plomb en carbonate de plomb est réalisée dans un système neutre de chlorure ou un système aqueux 8.- Procédé selon la revendication 1, caractérisé en ce que l'extraction par voie électrochimique est réalisée dans des conditions d'électrolyse qui comprennent une tension d'environ 2,5 à 4 volts et une densité de courant d'environ 100 à 400 A/m2.