FR 3140379 A1 20240405 FR 2209969 A 20220930 L’invention concerne un procédé de récupération des terres rares et du sulfate de calcium compris dans un phosphogypse (P 0 ) comprenant les étapes suivantes : (a) lavage et broyage du phosphogypse (P 0 ) de sorte à obtenir un phosphogypse broyé (P 1 ), (b) lixiviation à plusieurs étages du phosphogypse broyé (P 1 ) par une solution saline (S 0 ), de sorte à obtenir une première solution enrichie en sulfate et en calcium (S 1 ) et des insolubles enrichis en terres rares (P 2, P 3 ), (c) lixiviation à plusieurs étages des insolubles enrichis en terres rares (P 2 , P 3 ) par une solution acide (S 0 '), de sorte à obtenir une deuxième solution enrichie en sels de terres rares (S 2 ) et un solide appauvri en terres rares (P 4 ), (d) évaporation de la première solution enrichie en sulfate et en calcium (S 1 ), de sorte à obtenir du sulfate de calcium solide (P 5 ) et un filtrat riche en sels (S 3 ). Figure pour l’abrégé : figure 1 Procédé de récupération des terres rares et du sulfate de calcium contenus dans un phosphogypse L’invention concerne un procédé de récupération des terres rares et du sulfate de calcium compris dans un phosphogypse. ETAT DE LA TECHNIQUE Les industries chimiques des phosphates fabriquent l’acide phosphorique et les engrais phosphatés par réaction entre des minerais calciques fluorophosphatés, autrement appelés minerais de fluorapatite, et l’acide sulfurique. Outre l’acide phosphorique à une concentration de 29% en P 2 O 5 , cette réaction génère un sous-produit, le phosphogypse, qui comprend du sulfate de calcium. L’équation de la réaction de production d’acide phosphorique est la suivante : Ca 5 (PO 4 ) 3 F + 5 H 2 SO 4 + 5nH 2 O → 3 H 3 PO 4 + 5 CaSO 4 n.H 2 O + HF (Eq. 1) Outre le sulfate de calcium dihydrate, le phosphogypse issu de la réaction entre les minerais de fluorapatite et l’acide sulfurique, autrement appelé phosphogypse LREC selon l’acronyme de l’appellation anglo-saxonne « Low Rare Earth Case », comprend plusieurs impuretés telles que de la silice, des composés fluorés, des phosphates, des métaux lourds et des terres rares. Les terres rares présentent un intérêt tout particulier puisque leurs propriétés physico-chimiques en font des matériaux de choix dans des applications variées telles que l’optique (éclairage, radiographie), la mécanique (du fait de leur dureté élevée) et le magnétisme (fabrication d’aimants permanents). Lors de la production d’acide phosphorique par action d’acide sulfurique sur le minerai de fluorapatite, on estime généralement que plus de 80 % en masse des terres rares présentes initialement dans le minerai se retrouvent dans le phosphogypse LREC. Dans une étape ultérieure, l’acide phosphorique à 29 % en P 2 O 5 est concentré de sorte à atteindre la qualité commerciale correspondant à une concentration de l’ordre de 50 à 54 % en P 2 O 5 . Cette étape de concentration génère comme sous-produit des boues phosphoriques, ces boues constituant une deuxième forme de phosphogypse, autrement appelé phosphogypse HREC selon l’acronyme de l’appellation anglo-saxonne « High Rare Earth Case ». Les boues phosphoriques, ou phosphogypse HREC, comprennent principalement du sulfate de calcium CaSO 4 . En outre, elles comprennent des teneurs élevées en anhydride phosphorique P 2 O 5 , forme dimérisée de l’acide phosphorique, et en éléments de valeur comme les terres rares. Ainsi, la concentration en terres rares de ces boues peut dépasser 1 000 ppm. Les industries chimiques des phosphates génèrent le phosphogypse en grande quantité, à raison de cinq tonnes de phosphogypse par tonne d’acide phosphorique produite. Le rejet de phosphogypse en mer est source de pollution et d’eutrophisation des milieux. Alternativement, le phosphogypse peut être stocké sous forme de terrils ou de crassiers. Cependant, si le sol des zones de stockage n’est pas imperméabilisé, des éléments toxiques contenus dans ledit phosphogypse peuvent diffuser et polluer le sol et les nappes. En particulier, le phosphogypse HREC est source de problèmes environnementaux de par sa composition et de par sa consistance boueuse qui le rend trop épais pour être pompé ; il est donc difficilement manipulable ou transportable. En outre, le sulfate de calcium, les terres rares, la silice et les composés fluorés contenus dans ces effluents constituent des ressources à forte valeur ajoutée qu’il conviendrait de valoriser. La valorisation des phosphogypses HREC et LREC constitue donc un enjeu répondant à des contraintes d’ordre environnemental et économique. A cette fin, plusieurs procédés d’extraction des terres rares à partir du phosphogypse LREC ont été développés. Dans la plupart de ces procédés, l’extraction des terres rares est basée sur la lixiviation acide du phopsphogypse LREC brut. La lixiviation acide du phosphogypse consiste à traiter le phosphogypse par un acide fort de sorte à obtenir un mélange comprenant une phase liquide - ou lixiviat - renfermant les terres rares initialement présentes dans le phosphogypse, et un résidu solide insoluble dans le lixiviat appauvri en terres rares. Toutefois, de tels procédés ne permettent pas d’atteindre des rendements d’extraction et/ou des concentrations en terres rares dans le lixiviat suffisamment élevés pour être intéressants industriellement. Le document FR3086672A1 propose d’augmenter la concentration en terres rares du lixiviat lors de la lixiviation acide par ajout d’un réactif oxydant et/ou d’un réactif réducteur, de sorte à favoriser le passage des terres rares dans la solution de lixiviation et/ou de réduire la solubilité des impuretés minérales contenues dans la solution de lixiviation. Cependant, la nécessité d’ajouter un réactif oxydant et/ou un réactif réducteur limite les possibilités d’application industrielle du procédé. L’ajout de tels réactifs engendre des problèmes environnementaux, en plus d’un surcoût de production. Le document EP0419318A1 propose un procédé permettant de récupérer la totalité ou la quasi-totalité des terres rares contenues dans un gypse comprenant la dissolution du gypse brut dans de l’eau, la récupération des insolubles contenant les terres rares, le traitement des insolubles avec une solution contenant des ions carbonates puis avec une solution acide, de sorte à récupérer une solution de sels de terres rares. Toutefois, un tel procédé ne permet pas d’obtenir des concentrations en sels de terres rares de la solution finale supérieures à 300 ppm. En outre, tous ces procédés se concentrent sur l’extraction des terres rares et ne s’appliquent pas à valoriser les autres éléments compris dans le phosphogypse. Enfin, aucun procédé de valorisation du phosphogypse HREC n’a été proposé. BREVE DESCRIPTION DE L’INVENTION Un but de l’invention est de concevoir un unique procédé permettant d’extraire d’un phosphogypse HREC ou LREC non seulement les terres rares, mais également d’autres éléments à forte valeur ajoutée, en combinant pureté, bons rendements d’extraction et forte concentration de la solution de terres rares qui soit simple de mise en œuvre à l’échelle industrielle et économique. A cet effet, l’invention propose un procédé de récupération des terres rares et du sulfate de calcium compris dans un phosphogypse, le procédé comprenant les étapes suivantes : (a) lavage et broyage du phosphogypse de sorte à obtenir un phosphogypse broyé, (b) lixiviation à plusieurs étages du phosphogypse broyé par une solution saline, de sorte à obtenir une première solution enrichie en sulfate et en calcium et des insolubles enrichis en terres rares, (c) lixiviation à plusieurs étages des insolubles enrichis en terres rares par une solution acide, de sorte à obtenir une deuxième solution enrichie en sels de terres rares et un solide appauvri en terres rares, (d) évaporation de la première solution enrichie en sulfate et en calcium, de sorte à obtenir un mélange comprenant du sulfate de calcium solide et un filtrat riche en sels, puis séparation du sulfate de calcium solide et du filtrat. La lixiviation à plusieurs étages du phosphogypse broyé par de l’eau de mer combinée à l’évaporation de la première solution enrichie en sulfate et en calcium permet d’extraire le sulfate de calcium d’un phosphogypse HREC ou LREC avec un rendement d’extraction supérieur à 80 % et une pureté supérieure à 90 % dans un procédé simple de mise en œuvre. Ce sulfate de calcium très pur est un composé hautement valorisable. La lixiviation acide non pas du phosphogypse brut, mais des insolubles préalablement enrichis en terres rares, suite à plusieurs étages de lixiviation saline et la mise en œuvre de plusieurs étages de lixiviation acide permettent d’obtenir une deuxième solution enrichie en sels de terres rares présentant une concentration élevée en terres rares et un taux d’impureté relativement faible (inférieur à 2 %), tout en obtenant un bon rendement d’extraction (compris entre 60 % et 99 %). Une telle méthodologie ne nécessite donc pas l’ajout d’autres composés, notamment des composés oxydant et/ou réducteur. En outre, il est possible, grâce au procédé selon l’invention, de valoriser le solide appauvri en terres rares, qui est un composé riche en silice, par exemple pour la fabrication de fluosilicates, d’hydroxysilanes, d’alkoxysilanes et/ou d’autre composés comprenant du silicium. Le filtrat riche en sels est également valorisable dans la mesure où il concentre les sels naturellement présents dans l’eau de mer et qui sont valorisables. L’extraction du sulfate de calcium et d’une solution de terres rares très concentrée avec un bon rendement d’extraction et une bonne pureté, la possibilité de valoriser tous les déchets générés par le procédé selon l’invention et le fait de ne nécessiter que de l’eau de mer comme autre composé que le phosphogypse rendent ledit procédé économique et simple de mise en œuvre à l’échelle industrielle. Selon d’autres caractéristiques optionnelles de l’invention prises seules ou en combinaison lorsque cela est techniquement possible : - le premier étage de lixiviation par la solution saline comprend la dissolution dans de la solution saline du phosphogypse broyé, de sorte à obtenir un mélange de lixiviat et de résidus solides et, chacun des étages suivants comprend la dissolution dans de la solution saline propre des résidus solides récupérés de l’étage de lixiviation précédent, de sorte que les résidus solides du dernier étage de lixiviation par de la solution saline constituent les insolubles enrichis en terres rares utilisés pour la lixiviation par une solution acide (c). - à chaque étage de lixiviation par l’eau de mer, les résidus solides sont récupérés par séparation du lixiviat dudit étage, et la première solution enrichie en sulfate et en calcium comprend les lixiviats de l’ensemble des étages de lixiviation par la solution saline ; - le nombre d’étages de lixiviation par de la solution saline est compris entre 1 et 20, préférentiellement entre 8 et 15 ; - la lixiviation par la solution saline (b) comprend en outre une étape de calcination des insolubles enrichis en terres rares ; - la concentration en terres rares des insolubles enrichis en terres rares, mesurée par spectrométrie de masse à plasma à couplage inductif, est supérieure ou égale à 40.10 3 ppm à la fin de l’étape de lixiviation par la solution saline (b) ; - le premier étage de lixiviation par la solution acide comprend la dissolution dans de la solution acide des insolubles enrichis en terres rares, de sorte à obtenir un mélange de lixiviat et de résidu solide et, chacun des étages suivants comprend la dissolution dans de la solution acide propre du résidu solide récupéré de l’étage de lixiviation précédent, de sorte que le résidu solide du dernier étage de lixiviation constitue le solide appauvri en terres rares ; - à chaque étage de lixiviation par la solution acide, le résidu solide est récupéré par séparation du lixiviat dudit étage, et la deuxième solution enrichie en terres rares comprend les lixiviats de l’ensemble des étages de lixiviation par la solution acide ; - le nombre d’étages de lixiviation par de la solution acide est compris entre 1 et 5, préférentiellement entre 2 et 4 ; - la concentration en terres rares de la deuxième solution enrichie en terres rares, mesurée par spectrométrie de masse à plasma à couplage inductif, est supérieure à 1200 ppm ; - la concentration massique de la solution acide est comprise entre 4% et 15%, de préférence entre 6 % et 12 % ; - le procédé comprend une étape de filtration de la solution saline, de sorte que le lavage du phosphogypse (a) et la lixiviation par la solution saline (b) sont mises en œuvre avec de la solution saline préalablement filtrée ; - le procédé comprend en outre l’extraction des terres rares de la deuxième solution enrichie en terres rares par extraction solide-liquide, par extraction liquide-liquide, par précipitation et/ou par utilisation d’un agent chélatant ; - le procédé comprend en outre la transformation du solide appauvri en terres rares, de sorte à synthétiser des fluosilicates, des hydroxysilanes, des alkoxysilanes et/ou d’autres composés comprenant du silicium, le solide appauvri en terres rares formant la source de silicium ; - le procédé comprend en outre la valorisation des sels et/ou des éléments Si, F, Cl, Mg et/ou K compris dans le filtrat riche en sels ; - le phosphogypse est un sous-produit du procédé de fabrication de l’acide phosphorique par réaction entre des minerais calciques fluorophosphatés et de l’acide sulfurique ; - le phosphogypse est un sous-produit d’une étape de concentration de l’acide phosphorique préalablement obtenu par réaction entre des minerais calciques fluorophosphatés et de l’acide sulfurique, l’étape de concentration étant réalisée préférentiellement de sorte à obtenir de l’acide phosphorique à un titre massique compris entre 50 % et 54 % P 2 O 5 ; - le procédé comprend en outre une étape de récupération de l’acide phosphorique compris dans le phosphogypse sous la forme d’une solution dont le titre massique est compris entre 1 % et 54% P 2 O 5 ; - la solution saline comprend une eau de mer, une eau saumâtre ou une eau salée comprenant du chlorure de sodium à une concentration supérieure à 1g/L. BREVE DESCRIPTION DES FIGURES D’autres caractéristiques et avantages de l’invention ressortiront de la description détaillée qui va suivre, en référence aux dessins annexés, sur lesquels : - la représente un mode de réalisation du procédé selon l’invention pour la valorisation d’un phosphogypse LREC, - la représente un autre mode de réalisation du procédé selon l’invention pour la valorisation d’un phosphogypse HREC, - la représente le spectre DRX d’un phosphogypse LREC broyé et lavé, - la représente à gauche l’analyse MEB et à droite le spectre EDS du phosphogypse LREC broyé et lavé de la , - la représente le spectre DRX des insolubles enrichis en terres rares calcinés issus de l’étape de lixiviation saline à plusieurs étages du procédé selon l’invention, - la et la représentent respectivement une analyse MEB et un spectre EDS des insolubles enrichis en terres rares calcinés de la , - la représente le spectre DRX du sulfate de calcium solide issu de l’étape d’évaporation d’une première solution enrichie en sulfate et en calcium obtenue par regroupement des lixiviats de l’étape de lixiviation saline à plusieurs étages, - la représente le spectre DRX d’un phosphogypse HREC broyé et lavé selon un protocole d’extraction du P 2 O 5 dudit phosphogypse dans un mode de réalisation de l’invention utilisant du phosphogypse HREC, - la représente à gauche l’analyse MEB et à droite le spectre EDS du phosphogypse broyé de la , - la représente le spectre DRX d’un solide appauvri en terres rares issu d’une étape de lixiviation acide à plusieurs étages selon l’invention, - la représente le spectre DRX d’un solide obtenu après une étape de valorisation du solide appauvri en terres rares de la par production d’un fluorosilicate de sodium dans un mode de réalisation de l’invention. Pour des raisons de lisibilité, les dessins ne sont pas nécessairement réalisés à l’échelle. Les signes de référence identiques d’une figure à l’autre désignent les mêmes éléments. DESCRIPTION DETAILLEE DE MODES DE REALISATION L’invention concerne un procédé de valorisation du phosphogypse par la récupération des terres rares et du sulfate de calcium compris dans ledit phosphogypse. Dans l’exposé qui suite de la présente invention, on entend par l’expression « terres rares », les éléments de terres rares appelés lanthanides ayant des numéros atomiques de 57 à 71 inclus, l’yttrium de numéro atomique égal à 39 et le scandium de numéro atomique égal à 21. Valorisation du phosphogypse LREC Selon un premier mode de réalisation du procédé selon l’invention représenté sur la , le phosphogypse P 0 est un sous-produit du procédé de fabrication de l’acide phosphorique par réaction entre des minerais calciques fluorophosphatés et de l’acide sulfurique. Dans la suite, un tel phosphogypse est appelé phosphogypse LREC selon les initiales de l’appellation anglo-saxonne « Low Rare Earth Case ». Eléments P 2 O 5 CaO SO 3 SiO 2 F ETR Teneur [% massique] 1,20 31,71 43,40 0,74 1,1 0,040 A titre d’exemple, le tableau 1 représente les teneurs en métaux et en non métaux d’un phosphogypse LREC marocain où ETR est l’abréviation de « Eléments de Terres Rares ». La composition est déterminée par l’intermédiaire de diverses analyses chimiques : par ICP pour les éléments terres rares, par absorption atomique pour SiO 2 , par gravimétrie pour SO 3 , et par dosage pour CaO, P 2 O 5 et F. Plus généralement, un phosphogypse LREC comprend entre 26 % et 40 % de CaO, entre 30 % et 60 % de SO 3 , moins de 3 % de SiO 2 , moins de 2 % de P 2 O 5 , moins de 2 % de F, et entre 0,01 % et 0,1 % d’éléments de terres rares. A titre d’exemple, le tableau 2 donne la composition en les différents éléments de terres rares d’un phosphogypse LREC. ETR Sc Y La Ce Pr Nd Sm Eu Gd Tb Dy Ho Er Tm Yb Lu Total Composition (ppm) 2 122 62 39 10 44 10 2 29 3 14 3 9 1 7 1 359 Lavage et broyage du phosphogypse (a) Dans une première étape du procédé a , on réalise le lavage et le broyage du phosphogypse LREC P 0 de sorte à obtenir un phosphogypse broyé P 1 . Le phosphogypse LREC P 0 est par exemple broyé de sorte à obtenir des particules dont le diamètre moyen est compris entre 100 µm et 250 µm. En effet, des particules de taille inférieure à 100 µm risquent de s’agglomérer tandis que des particules de taille supérieure à 250 µm ne permettent pas une bonne dispersion et solubilisation du phosphogypse. Le broyage peut être réalisé par l’encrassement fort et le raffinage par une tamiseuse. Selon ce mode de réalisation, le lavage est préférentiellement réalisé avec de l’eau de mer S 0. En effet, le gypse est presque deux fois plus soluble dans l’eau saline que dans l’eau douce, et l’eau de mer est la solution saline la plus disponible et la moins chère. Le lavage est réalisé, à titre d’exemple, sous une faible agitation pendant 5 min, les particules et le liquide de lavage étant mélangés selon un rapport solide : liquide de 1 :2. Le broyage et le lavage du phosphogypse P 0 permettent d’éliminer les impuretés provenant du procédé de fabrication de l’acide phosphorique par voie humide telles que les matières organiques, les traces de P 2 O 5 et les impuretés macroscopiques, de sorte à éviter leur enrichissement dans la suite du procédé. En outre, le broyage du phosphogypse P 0 permet également d’augmenter la surface de contact entre le phosphogypse et les solutions d’eau de mer S 0 et d’acide S 0 ’ utilisées ultérieurement dans le procédé, de sorte à améliorer la solubilité dudit phosphogypse dans lesdites solutions. Préalablement à l’étape de lavage et de broyage du phosphogypse LREC P 0 a , le procédé selon l’invention peut avantageusement comprendre une étape supplémentaire e de filtration de l’eau de mer S 0 de sorte que le lavage du phosphogypse P 0 est mis en en œuvre avec de l’eau de mer S 0 préalablement filtrée. En outre, cette eau de mer filtrée S 0 peut être également avantageusement utilisée dans la suite du procédé. A titre d’exemple, la filtration de l’eau de mer S 0 est réalisée au moyen d’un dégrilleur grossier ou d’un filtre de maille 5 cm, puis d’un filtre rotatif de maille 3,15 µm. La filtration de l’eau de mer S 0 permet avantageusement d’enlever les impuretés macroscopiques telles que les crustacés, les algues et les déchets que l’eau de mer peut contenir. Cette opération permet de faciliter la filtration lors de l’étape ultérieure de lixiviation saline à plusieurs étages. Lixiviation saline à plusieurs étages du phosphogypse broyé P 1 par de l’eau de mer S 0 (b) Dans une deuxième étape du procédé b , on met en œuvre une lixiviation saline du phosphogypse broyé P 1 . La lixiviation du phosphogypse broyé P 1 par de l’eau de mer S 0 permet d’extraire du phosphogypse broyé P 1 les produits solubles dans ladite eau de mer S 0 , notamment le sulfate de calcium, et en contrepartie, d’enrichir le résidu solide de phosphogypse broyé P 1 en composés insolubles, tels que les terres rares. Dans le procédé selon l’invention, on met en œuvre une lixiviation saline à plusieurs étages. Le premier étage de lixiviation saline b 1 comprend la dissolution dans de l’eau de mer S 0 du phosphogypse broyé P 1 . A titre d’exemple, la dissolution dans de l’eau de mer S 0 du phosphogypse broyé P 1 est réalisée sous agitation, à une vitesse pouvant être comprise entre 100 tr/min et 700 tr/min, de préférence entre 300 tr/min et 500 tr/min. Le rapport massique phosphogypse broyé : solution saline est choisi compris entre 1:10 et 1:150, de préférence entre 1:50 et 1:100. L’agitation est ainsi maintenue pendant une durée comprise entre 30 min et 3h, préférentiellement entre 1 h et 2 h, de sorte à atteindre l’équilibre de la réaction de solubilisation. La température de solubilisation est comprise entre 10 °C et 40 °C, de préférence entre 20 °C et 30 °C. La dissolution est avantageusement mise en œuvre à température ambiante, c’est-à-dire à environ 20°C. Une température supérieure à 40°C mènerait à l’évaporation de l’eau de mer et donc à la précipitation des sels contenus dans ladite eau de mer. Une température inférieure à la température ambiante nécessiterait un refroidissement, ce qui engendrerait des coûts supplémentaires non nécessaires. En ce qui concerne la vitesse d’agitation,100 tr/min est la plus petite vitesse suffisante pour effectuer une agitation, tandis qu’une vitesse supérieure à 700tr/min représente un coût supplémentaire non nécessaire. A l’issue de l’étape de dissolution du phosphogypse broyé P 1 dans l’eau de mer S 0 , on obtient un mélange de lixiviat liquide L b1 et de résidus solides R b1 , les résidus solides R b1 cosntituant les éléments du phosphogypse broyé P 1 insolubles dans l’eau de mer S 0 . Les terres rares étant insolubles dans ladite eau de mer S 0 , la teneur en terres rares des résidus solides R b1 est plus grande que celle du phosphogypse broyé initial P 1 . A l’inverse, le lixiviat L b1 est enrichi en sulfate et en calcium. La séparation des résidus solides R b1 et du lixiviat L b1 peut ensuite être réalisée par décantation pendant une durée comprise entre 1 h et 5 h, de préférence entre 2 h à 3h, puis par élimination de l’eau surnageante. Alternativement, la séparation des résidus solides R b1 et du lixiviat L b1 est réalisée par filtration sous vide du mélange comprenant les résidus solides R b1 et le lixiviat L b1 . On met ensuite en œuvre un deuxième étage de lixiviation saline b 2 . Le deuxième étage de lixiviation saline b 2 comprend la dissolution des résidus solides R b1 issus du premier étage de lixiviation saline b 1 dans de l’eau de mer propre S 0 , de sorte à obtenir un mélange comprenant un lixiviat L b2 et des résidus solides R b2 insolubles dans le lixiviat L b2 , puis la séparation solide-liquide dudit mélange. La teneur en terres rares des résidus solides R b2 est avantageusement supérieure à celle des résidus solides R b1 . On peut ensuite mettre en œuvre plusieurs étages de lixiviation saline b n supplémentaires. De la même façon que l’étage b 2 , chaque étage supplémentaire de lixiviation saline b n du procédé comprend la dissolution dans de l’eau de mer propre S 0 des résidus solides R b n-1 récupérés de l’étage de lixiviation b n-1 précédent puis la séparation solide-liquide du mélange qui en résulte comprenant un lixiviat L bn et des résidus solides R bn non dissous dans ledit lixiviat L bn . Chaque étage de dissolution et de séparation peut être réalisée dans les mêmes conditions que celles décrites pour le premier étage. Les résidus solides R bN du dernier étage de lixiviation par de l’eau de mer b N constituent des insolubles enrichis en terres rares P 2 dont on cherche à extraire les terres rares dans la suite du procédé selon l’invention. L’extraction des terres rares à partir des insolubles enrichis en terres rares P 2 est plus intéressante que ne le serait l’extraction directe desdits terres rares à partir du phosphogypse broyé brut P 1 , de par la plus forte concentration en terres rares desdits insolubles enrichis en terres rares P 2 . L’augmentation du nombre d’étages de lixiviation saline N permet avantageusement d’augmenter la teneur en terres rares des insolubles enrichis en terres rares P 2 . En outre, le regroupement des lixiviats salins L b1 à L bN permet d’obtenir une première solution enrichie en sulfate et en calcium S 1 également traitée dans la suite du procédé de sorte à en extraire du sulfate de calcium pur. Un plus grand nombre d’étages de lixiviation saline N permet d’augmenter le rendement d’extraction du sulfate de calcium compris dans le phosphogypse broyé initial P 1 . Le nombre d’étages de lixiviation saline N est choisi de sorte que la concentration en terres rares des insolubles enrichis en terres rares P 2 mesurée par ICP-MS est préférentiellement supérieure ou égale à une valeur marchande de 12,5.10 3 ppm à la fin du dernier étage de lixiviation par l’eau de mer S 0 . Le nombre d’étages de lixiviation N par de l’eau de mer S 0 est compris entre 1 et 20, de préférence entre 8 et 15. En effet, un nombre d’étages trop important de lixiviation saline risque d’entrainer des pertes en éléments de terres rares dans le lixiviat. L’eau de mer est préférentiellement filtrée préalablement à son utilisation dans l’étape de lixiviation à l’eau de mer, de sorte à en éliminer les impuretés macroscopiques afin que lesdites impuretés ne bloquent pas l’agitation lors de la solubilisation du phosphogypse et qu’elles ne bouchent pas les filtres lors de la filtration. La lixiviation par l’eau de mer peut comprendre en outre une étape f de calcination des insolubles enrichis en terres rares. L’étape f de calcination permet avantageusement d’éliminer les traces de matière organique et l’eau résiduelle des insolubles enrichis en terres rares P 2 , et donc d’obtenir des insolubles enrichis en terres rares calcinés P 3 dont la teneur en terres rares est encore supérieure à celle des insolubles enrichis en terres rares P 2 issus du dernier étage de lixiviation saline b N . Lors de l’étape de calcination f , on applique une température préférentiellement comprise entre 500 °C et 1000 °C, de préférence encore entre 700 et 900°C, pendant une durée comprise entre 30min et 5h, de préférence entre 1 h et 2 h. Il est à noter qu’une température minimale de 500°C est nécessaire pour réaliser la calcination des insolubles enrichis en terres rares P 2 , alors que l’application d’une température supérieure à 1000°C représente un coût non nécessaire. Une température de calcination comprise entre 700 °C et 900 °C permet avantageusement d’obtenir une calcination complète des insolubles enrichis en terres rares P 2 au bout d’une durée comprise entre 1 h et 2 h. On définit le rendement de l’étape de lixiviation saline de la façon suivante : où M i est la masse en éléments de terres rares (ETR) dans le phosphogypse broyé P 1 et M f la masse en ETR dans les insolubles enrichis en terres rares P 2 (ou P 3 si on a mis en œuvre une étape de calcination). Le rendement de l’étape de lixiviation saline selon l’invention est compris entre 60 % et 70 %. Le rendement de l’étape de lixiviation saline, indépendant de la mise en œuvre d’une étape de calcination ou non, varie en fonction du nombre d’étages de lixiviation saline. On définit en outre le facteur d’enrichissement, représentatif de l’augmentation de la concentration totale en éléments de terres rares du solide avant et après l’étape de lixiviation saline, de la façon suivante : où Cf est la concentration en éléments de terres rares dans les insolubles enrichis en terres rares P 2 (ou P 3 si on a mis en œuvre une étape de calcination) et Ci est la concentration en éléments de terres rares dans le phosphogypse broyé P 1 . Le facteur d’enrichissement de l’étape de lixiviation saline selon l’invention est compris entre 13 et 35. Le facteur d’enrichissement de l’étape de lixiviation varie selon le nombre d’étages et si une calcination est appliquée ou pas. Pour préciser, le facteur d’enrichissement est compris entre 13 et 28 dans le cas d’une étape de lixiviation saline sans calcination, 13 et 28 correspondant à la mise en œuvre de respectivement 10 et 15 étages de lixiviation saline. Dans le cas d’une étape de lixiviation saline comprenant la calcination telle que précédemment décrite, le facteur d’enrichissement est alors compris entre 16 et 35. De la même façon 16 et 35 correspondent à la mise en œuvre de respectivement 10 et 15 étages de lixiviation saline suivis d’une calcination. Une étape d’encrassement léger et de raffinage par une tamiseuse des insolubles enrichis en terres rares P 2 ou P 3 , correspondant à un broyage léger des insolubles enrichis en terres rares P 2 ou P 3 , est conseillé avant d’enchainer vers la phase suivante, afin d’augmenter la surface de contact lors de la lixiviation acide. Le raffinage est sec et la granulométrie des insolubles enrichis en terres rares doit être inférieure à 250 µm. Les insolubles enrichis en terres rares P 2 ou P 3 forme un résidu très concentré en terres rares qu’il est possible d’enrichir encore par des étapes supplémentaires de flottation, séparation magnétique et/ou gravimétrie. Selon des modes de réalisation alternatifs non développés du procédé selon l’invention, l’eau de mer peut être remplacée par une eau saumâtre, une eau salée ou toute autre solution saline, qui avantageusement ne contient pas les impuretés naturellement présentes dans l’eau de mer En outre, une solution saline ne contenant pas de carbonates peut davantage favoriser la solubilité du phosphogypse. Si la solution saline provient d’une source naturelle (et non de synthèse), la solution saline peut avantageusement être filtrée préalablement à son utilisation. La solution saline utilisée comprend avantageusement du chlorure de sodium à une concentration supérieure à 1g/L, de préférence à une concentration comprise entre 20 g/L et 45 g/L. Le chlorure de sodium est le sel qui favorise le plus la solubilité du phosphogypse. En outre il présente l’avantage d’être le sel le plus abondant et le moins cher. Une telle gamme de concentration en chlorure de sodium est optimale pour assurer une bonne solubilisation du phosphogypse. L’eau de mer présente l’avantage de comprendre du chlorure de sodium dans une telle gamme de concentration. Lixiviation acide à plusieurs étages des insolubles enrichis en terres rares P 2 ou P 3 par une solution acide S 0 ’ (c) Dans une troisième étape du procédé c , on met en œuvre une lixiviation acide des insolubles enrichis en terres rares P 2 ou P 3 . La lixiviation des insolubles enrichis en terres rares P 2 ou P 3 par une solution acide S 0 ’ permet d’extraire desdits insolubles P 2 ou P 3 les produits solubles dans ladite solution acide S 0 ’ tels que les terres rares. En contrepartie, le résidu solide de P 2 ou P 3 non dissous par lixiviation acide est plus concentré en éléments insolubles également valorisables, tels que la silice. La solution acide S 0 ’ peut comprendre des solutions d’acides inorganiques tels que l’acide sulfurique, l’acide nitrique ou l’acide chlorhydrique, ou un mélange de plusieurs solutions d’acides inorganiques. L’acide nitrique et l’acide chlorhydrique sont les acides les plus efficaces pour la lixiviation acide des terres rares à partir du phosphogypse. L’acide sulfurique présente l’avantage d’être plus disponible et moins cher. Alternativement, la solution acide S 0 ’ peut comprendre des solutions d’acides organiques tels que l’acide acétique, l’acide citrique, des acides gras légers ou lourds (présentant une chaîne carbonée comprenant entre 4 et 20 carbones), ou un mélange de plusieurs solutions d’acides organiques. Alternativement encore, la solution acide S 0 ’ peut comprendre un mélange de solutions d’acides organiques et d’acides inorganiques. La concentration massique des différentes solutions d’acides est comprise entre 4 % et 15%, de préférence entre 6 % et 12 %, de sorte à garantir une lixiviation acide la plus efficace possible. En effet, une concentration en acide inférieure à 4% est favorable à la solubilisation du sulfate de calcium qui n’a pas été éliminé lors de l’étape de lixiviation saline, tandis qu’une concentration en acide supérieure à 15% diminue la solubilité des éléments de terres rares. Dans le procédé selon l’invention, on met en œuvre une lixiviation acide à plusieurs étages c . Le premier étage de lixiviation c 1 par la solution acide S 0 ’ comprend la dissolution dans de la solution acide S 0 ’ des insolubles enrichis en terres rares P 2 ou P 3 . A titre d’exemple, la dissolution dans de la solution acide S 0 ’ des insolubles enrichis en terres rares P 2 ou P 3 est réalisée sous agitation, à une vitesse pouvant être comprise entre 100 tr/min et 700 tr/min, de préférence entre 300 tr/min et 500 tr/min, de sorte à obtenir une vitesse d’agitation suffisante sans pour autant engendrer de coûts non nécessaires. Le rapport massique insolubles enrichis en terres rares : solution acide est choisi compris entre 1:2 et 1:12, de préférence entre 1:4 et 1:8. La température de la réaction de dissolution est préférentiellement comprise entre 20 °C et 40 °C, de préférence encore entre 25 °C et 30 °C. Une température supérieure à 40°C mènerait à l’évaporation de la solution donc à la précipitation des éléments de terres rares. Une température inférieure à la température ambiante nécessiterait un refroidissement, ce qui engendrerait des coûts supplémentaires non nécessaires. La lixiviation est mise en œuvre pendant une durée pouvant être comprise entre 1 h et 4 h, de préférence entre 2 h et 3 h. L’équilibre de la réaction de solubilisation est atteint entre 60 min et 90 min. La mise en œuvre de la lixiviation pendant une durée comprise entre 2 h et 3 h permet d’obtenir un maximum de lixiviation des éléments de terres rares. A l’issue de l’étape de dissolution des insolubles enrichis en terres rares P 2 ou P 3 dans la solution acide S 0 ’, on obtient un mélange de lixiviat acide L c1 et de résidu solide R c1 comprenant les composés des insolubles enrichis en terres rares P 2 ou P 3 insolubles dans la solution acide S 0 ’. Les terres rares étant solubles dans la solution acide S 0 ’, la teneur en terres rares du résidu solide R c1 est inférieure à celle des insolubles enrichis en terres rares P 2 ou P 3 initiaux. A l’inverse, le résidu solide R c1 est avantageusement enrichi en autre éléments valorisables insolubles tels que la silice. La séparation du lixiviat acide L c1 et du résidu solide R c1 peut ensuite être mis en œuvre par décantation, la décantation étant réalisée sur une durée pouvant être comprise entre 1 h et 4 h, de préférence encore entre 2 h et 3 h. Puis, le surnageant est éliminé. Alternativement, la séparation du lixiviat acide L c1 et du résidu solide R c1 est réalisée par filtration sous vide. On met ensuite en œuvre un deuxième étage de lixiviation acide c 2 , le deuxième étage c 2 comprenant la dissolution du résidu solide R c1 issu du premier étage de lixiviation acide c 1 dans de la solution acide propre S 0 ’ de sorte à obtenir un mélange comprenant un lixiviat L c2 et un résidu solide R c2 insoluble dans le lixiviat L c2 , puis la séparation solide-liquide dudit mélange. Le deuxième étage de lixiviation acide c 2 permet d’obtenir un résidu solide R c2 dont la teneur en terres rares est inférieure à celle du résidu solide R c1 et un lixiviat L c2 comprenant les terres rares du résidu R c1 qui se sont dissous. Le deuxième étage de lixiviation acide c 2 augmente donc le rendement d’extraction des terres rares à partir des insolubles enrichis en terres rares initiaux P 2 ou P 3 . On peut ensuite mettre en œuvre plusieurs étages de lixiviation acide c n supplémentaires. De la même façon que l’étage c 2 , chaque étage supplémentaire de lixiviation acide c m comprend la dissolution dans de la solution acide propre S 0 ’ du résidu solide R cm-1 récupéré de l’étage de lixiviation précédent c m-1 puis la séparation solide-liquide du mélange qui en résulte, ledit mélange comprenant un lixiviat L cm et un résidu solide R cm non dissous dans ledit lixiviat L cm . Chaque étage de dissolution et de séparation de lixiviation acide peut être réalisé dans les mêmes conditions que celle décrites pour le premier étage de lixiviation acide. La mise en œuvre d’étages de lixiviation acide supplémentaires, avec un même volume total de solution acide S 0 ’ (le volume total de solution S 0 ’ étant réparti sur l’ensemble des étages), permet d’augmenter encore le rendement d’extraction des terres rares à partir des insolubles enrichis en terres rares initiaux P 2 ou P 3 puisqu’à chaque étage de lixiviation acide c n , on obtient un résidu solide R cm dont la teneur en terres rares est plus faible que le résidu solide R cm-1 et un lixiviat acide L cm enrichi en terres rares. Le regroupement des lixiviats acides L c1 à L cM , le lixiviat L cM étant le lixiviat du dernier étage c M de lixiviation acide, permet d’obtenir une deuxième solution enrichie en terres rares S 2 comprenant l’ensemble des terres rares extraits des insolubles enrichis en terres rares initiaux P 2 ou P 3 qui n’a pas été plus diluée (le volume total de solution acide S 0 ’ restant le même] Le procédé selon l’invention permet d’obtenir, par la combinaison d’une étape de lixiviation saline à plusieurs étages avec une étape de lixiviation acide, une deuxième solution enrichie en terres rares S 2 très concentrées en terres rares, typiquement avec des concentrations supérieures à 1200 ppm. En effet, l’étape de lixiviation saline à plusieurs étages permet de générer des insolubles enrichis en terres rares P 2 ou P 3 dont la teneur en terres rares est beaucoup plus importante que celle du phosphogypse initial broyé P 1 , et ce d’autant plus que le nombre d’étages de lixiviation saline est important, de sorte qu’un volume donné de solution acide S 0 ’ extrait une plus grande quantité de terres rares à partir des insolubles enrichis en terres rares P 2 ou P 3 que ne le ferait un même volume de solution acide S 0 ’ à partir du phosphogypse broyé initial P 1 . En outre, les étages de lixiviation saline ont permis d’éliminer la majorité du sulfate et du calcium. Le sulfate de calcium étant très soluble dans les solutions acides (près de 45 g/L dans l’acide nitrique à 9%), sa présence trop importante dans le solide à lixivier diminuerait la lixiviation des terres rares et augmenterait la concentration en calcium et en sulfate dans la solution enrichie en terres rares S 2 . De telles concentrations en terres rares permettent avantageusement de valoriser directement ladite deuxième solution enrichie en terres rares S 2 , par exemple auprès d’exploitants des terres rares qui peuvent l’utiliser directement dans des applications qui ne nécessitent pas une grande pureté (fluorescence, polissage, coloration). Alternativement, le procédé selon l’invention peut comprendre une étape supplémentaire d’extraction desdits terres rares dans ladite deuxième solution enrichie en terres rares S 2 (étape décrite par la suite). Le nombre d’étages de lixiviation acide est choisi de sorte que la concentration en terres rares de la deuxième solution enrichie en terres rares S 2 mesurée par ICP-MS est supérieure à 1200 ppm. Le nombre d’étages de lixiviation par la solution acide S 0 ’ est préférentiellement compris entre 1 et 5, de préférence encore entre 2 et 4. Un nombre d’étages supérieur représente un surcoût inutile qui ne permet pas de récupérer davantage de terres rares. Avantageusement, on peut évaporer l’eau en excès de la deuxième solution enrichie en terres rares S 2 de sorte à atteindre une concentration de l’ordre de 9500 ppm. L’évaporation peut se faire à l’air libre sous une température comprise entre 40 °C et 60 °C. Le taux d’évaporation conseillé est compris entre 50 % et 70 %. On définit le taux de lixiviation acide ou rendement de l’étape de lixiviation acide de la façon suivante : où C i est la concentration en éléments de terres rares (ETR) des insolubles enrichis en terres rares P 2 ou P 3 avant l’étape de lixiviation acide et C f la concentration en ETR du résidu solide R cM du dernier étage de lixiviation acide. Pour deux étages de lixiviation acide, le taux de lixiviation acide du procédé selon l’invention est compris entre 60 % et 99 %. Ledit taux de lixiviation varie en fonction de la concentration initiale en éléments de terres rares (ETR), de la nature et de la concentration de la solution acide S 0 ’, du rapport massique solide : liquide et du temps de la réaction de lixiviation acide. Le solide appauvri en terres rares P 4 que constitue le résidu solide du dernier étage R cM de l’étape de lixiviation acide à plusieurs étages c du procédé selon l’invention peut également être valorisée dans une étape optionnelle du procédé décrite par la suite. Evaporation de la première solution enrichie en sulfate et en calcium S 1 (d) Dans une quatrième étape du procédé, on évapore la première solution enrichie en sulfate et en calcium S 1 , de sorte à obtenir un mélange comprenant du sulfate de calcium solide P 5 et un filtrat riche en sels S 3 , puis on sépare le sulfate de calcium solide P 5 et le filtrat S 3 . Le sulfate de calcium trouve des applications dans différents domaines tels que les ciments, le plâtre, les engrais, la pharmacie et les cosmétiques. Pour sa mise en œuvre dans de telles applications, il est important que le sulfate de calcium soit pur. Le sulfate de calcium solide P 5 issu du procédé selon l’invention représente donc une source de sulfate de calcium intéressante pour ces applications. L’évaporation de la première solution enrichie en sulfate et en calcium S 1 est préférentiellement réalisée à l’air libre à une température comprise entre 20 °C et 80 °C, de préférence une température comprise entre 25 °C et 60 °C. En effet, une température de 25 °C est suffisante pour évaporer l’eau à l’air libre. Faire tendre la température vers 80 °C permet d’accélérer ladite évaporation. Le taux d’évaporation est compris entre 10 % et 95 %, de préférence entre 70 % et 85 % pour assurer une précipitation sélective du sulfate de calcium solide qui est ainsi obtenu pur (taux de pureté supérieur compris entre 90 % et 99 %) et un taux de récupération dudit sulfate de calcium compris entre 80 % et 99 %, ledit taux de récupération étant défini par la relation suivante : où M S est la masse de sulfate de calcium soluble dans la solution S 1 et M r la masse de sulfate de calcium solide P 5 récupérée après évaporation.. Extraction des terres rares de la deuxième solution enrichie en terres rares S 2 Dans une étape optionnelle du procédé, on réalise l’extraction des terres rares de la deuxième solution enrichie en terres rares S 2 par extraction solide-liquide, par extraction liquide-liquide, par précipitation et/ou par utilisation d’un agent chélatant, puis par régénération à l’aide d’un agent de régénération. Les agents d’extraction utilisés lors de l’extraction présentent une grande affinité pour les terres rares et permettent une sélection entre les terres rares lourdes et légères. A titre d’exemple, on peut utiliser un agent de précipitation tel que l’acide oxalique pour obtenir des oxalates de terres rares. Transformation du solide appauvri en terres rares P 4 Le solide appauvri en terres rares P 4 est très riche en silice avec un taux en silice supérieure à 80% (voir notamment la ). Dans une autre étape optionnelle du procédé, on peut donc réaliser la transformation dudit solide appauvri en terres rares P 4 , par exemple de sorte à synthétiser des fluorosilicates, des hydroxysilanes, des alkoxysilanes et/ou d’autres composés comprenant du silicium, le solide appauvri en terres rares P 4 formant une source secondaire de silicium, ce qui permet de valoriser ledit solide P 4 , sous-produit du procédé selon l’invention, sous la forme de produits à haute valeur ajoutée, générant ainsi encore moins de déchets. A titre d’exemple, les fluorosilicates sont notamment utilisés comme opacifiant pour la fabrication d’émaux vitrifiés et de verres opalescents, comme coagulant pour le latex, dans les pigments de zirconium, la fabrication de frittes et de couleurs céramiques, la préservation du bois et comme fongicide, comme flux dans la fusion des métaux légers, comme acidifiant dans l’industrie textile et dans l’industrie pharmaceutique, pour la fluoration de l’eau, le traitement des surfaces et comme additif pour le béton. A titre d’exemple, le mélange du solide appauvri en terres rares P 4 avec de l’acide fluorhydrique et du carbonate de sodium permet d’obtenir du fluorosilicate de sodium. Valorisation du filtrat riche en sels S3 Le filtrat riche en sels S 3 issu de l’étape d’évaporation de la première solution enrichie en sulfate et en calcium S 1 comprend la totalité des sels présents dans l’eau de mer à une concentration dix fois plus importante, de sorte qu’ils peuvent être utilisés directement dans plusieurs applications y compris le stockage, étant donné la grande capacité des sels à absorber l’humidité, ou dans l’industrie alimentaire après purification. Dans une autre étape du procédé, il est donc possible de valoriser lesdits sels et/ou des éléments Si, F, Cl, Mg et/ou K compris dans le filtrat riche en sels S 3 . Le procédé selon l’invention présente l’avantage de ne générer que des sous-produits valorisables. De par la mise en œuvre des étapes d’évaporation de la solution enrichie en sulfate et en calcium S 1 , de transformation du solide appauvri en terres rares P 4 et de valorisation du filtrat riche en sels S 3 , le procédé ne génère quasiment aucun déchet, ce qui le rend intéressant pour des industries tant sur le plan économique qu’écologique. En outre, le procédé selon l’invention n’utilise ni agents réducteurs, ni agents oxydants, notamment dans les étapes de lixiviation, ce qui l’inscrit davantage encore dans le cadre d’une économie circulaire respectueuse de l’environnement. Valorisation du phosphogypse HREC Selon un deuxième mode de réalisation de l’invention, le phosphogypse P 0 est un sous-produit d’une étape de concentration de l’acide phosphorique préalablement obtenu par réaction entre des minerais calciques fluorophosphatés et de l’acide sulfurique, l’étape de concentration étant réalisée préférentiellement de sorte à obtenir de l’acide phosphorique à un titre massique compris entre 50 % et 54 % P 2 O 5 . Un tel phosphogypse se présente sous al forme de boues et est qualifié de phosphogypse HREC selon l’acronyme de la dénomination anglo-saxonne « High Rare Earth Case ». La concentration de l’acide phosphorique préalablement obtenu par réaction entre des minerais calciques fluorophosphatés et de l’acide sulfurique peut comprendre la centrifugation dudit acide phosphorique, de sorte à séparer l’acide phosphorique à un titre massique compris entre 50 % et 54 % P 2 O 5 des boues qui constituent le phosphogypse HREC. Eléments P 2 O 5 CaO SO 3 SiO 2 F ETR Teneur (en % massique) 31,6 24,2 31,5 0,4 0,8 0,1 Les teneurs en métaux et en non métaux mesurées par ICP-MS et ICP-OES dans un phosphogypse HREC marocain issu de la concentration de l’acide phosphorique sont données dans le tableau 3. Plus généralement, un phosphogypse est qualifié de HREC s’il comprend entre 22 % et 30 % de CaO, entre 25 % et 35 % de SO3, moins de 2 % de SiO2, entre 25 % et 45 % de P2O5, moins de 2 % de F, et entre 0,1 % et 0,4 % d’éléments de terres rares (ETR). Ainsi, le phosphogypse HREC se caractérise par une teneur élevée en acide phosphorique et, plus généralement, peut comprendre toutes formes de boues issues de la concentration d’un résidu industriel riche en terres rares. Selon ce mode de réalisation représenté sur la , l’étape de lavage et de broyage du phosphogypse HREC P 0 , de sorte à obtenir un phosphogypse broyé P 1 , peut comprendre la récupération de l’acide phosphorique du phosphogypse HREC. La récupération de l’acide phosphorique est par exemple réalisée lors du lavage du phosphogypse HREC, qui selon ce mode de réalisation est préférentiellement réalisé avec de l’eau de procédé. Cette étape de lavage permet de récupérer des traces de P 2 O 5 sous formes de solutions d’acide phosphorique dont le titre massique varie en fonction de la teneur initiale du phosphogypse HREC et est compris entre 2 % et 20 % P 2 O 5 . En pratique, le phosphogypse HREC P 0 est broyé par l’encrassement léger et le raffinage par une tamiseuse, puis lavé avec de l’eau de procédé. Le lavage comprend successivement : - le mélange du phopsphogypse broyé P 0 avec de ladite eau de procédé, de sorte à obtenir un mélange d’un résidu solide et d’une solution d’acide phosphorique à une teneur massique comprise entre 10% et 20 % P 2 O 5 , - la séparation du résidu solide et de la solution d’acide phosphorique à une teneur massique comprise entre 10% et 20 % P 2 O 5. Le mélange de l’acide phosphorique P 0 et de l’eau de procédé est par exemple mis en œuvre dans un rapport massique solide : liquide compris entre 1 :1 et 1 :2, sous agitation à une vitesse comprise entre 100 tr/min et 300 tr/min, l’agitation étant maintenue pendant une durée comprise entre 2 min et 5 min à température ambiante, puis une séparation des eaux de lavage. Le résidu solide issu du mélange entre le phosphogypse broyé P 0 et l’eau de procédé peut constituer le phosphogypse broyé P1 utilisé dans la suite du procédé. Alternativement, ledit résidu solide peut lui-même être mélangé avec de l’eau de procédé propre dans un deuxième étage de lavage, de sorte à obtenir un mélange d’un nouveau résidu constituant le phosphogypse broyé P 1 utilisé dans la suite du procédé et une deuxième solution d’acide phosphorique à une teneur massique comprise entre 2% et 10 % P 2 O 5 . Le lavage à deux étages du phosphogypse HREC P 0 permet de récupérer une plus grande quantité d’acide phosphorique. L’utilisation de l’eau de procédé plutôt que l’eau de mer dans l’étape de lavage du phosphogypse HREC P 0 permet d’obtenir des solutions d’acide phosphorique de bonne qualité (dont la teneur massique est comprise entre 2 % et 10 % P 2 O 5 ). Dans ce mode de réalisation, l’étape de lavage et de broyage du phosphogypse HREC précède également les étapes précédemment décrites de : (b) lixiviation à plusieurs étages du phosphogypse broyé P 1 par de l’eau de mer S 0 , de sorte à obtenir une première solution enrichie en sulfate et en calcium S 1 et des insolubles enrichis en terres rares P 2 , P 3 , (c) lixiviation à plusieurs étages des insolubles enrichis en terres rares P 2 , P 3 par une solution acide S 0 ’, de sorte à obtenir une deuxième solution enrichie en sels de terres rares S 2 et un solide appauvri en terres rares P 4 , (d) évaporation de la première solution enrichie en sulfate et en calcium S 1 , de sorte à obtenir un mélange comprenant du sulfate de calcium solide P 5 et un filtrat riche en sels S 3 , puis séparation du sulfate de calcium solide P 5 et du filtrat S 3 . Les étapes de lixiviation saline b , de lixiviation acide c et d’évaporation d pour le phosphogypse HREC peuvent être mises en œuvre telles que décrites dans le premier mode de réalisation. On observe notamment que le facteur d’enrichissement entre le phosphogypse broyé P 1 et les insolubles enrichis en terres rares P 2 est identique qu’on parte de phosphogypse HREC ou de phosphogypse LREC (soit compris entre 28 et 35). Cette stabilité du facteur d’enrichissement sur l’étape de lixiviation saline quelle que soit la teneur en terres rares du phosphogypse initial montre la capacité du procédé à garder un haut facteur d’enrichissement quelle que soit la matrice de phosphogypse traitée. Le procédé selon l’invention permet donc avantageusement, à partir de matrices riches en terres rares (telles que le phosphogypse HREC), d’obtenir des insolubles enrichis en terres rares P 2 présentant une teneur en terres rares plus élevées (40.10 3 ppm) que ceux issus de phosphogypse LREC pour un même nombre d’étages et un même volume de solution saline utilisée. En outre, de la même façon que précédemment décrit, le procédé peut comprendre une étape de filtration de l’eau de mer e , de sorte que la lixiviation saline est mise en œuvre avec de l’eau de mer filtrée. Enfin, le procédé selon ce mode de réalisation peut également comprendre les étapes supplémentaires de : - extraction des terres rares de la deuxième solution enrichie en terres rares, - transformation du solide appauvri en terres rares, - valorisation du filtrat riche en sels. Les modalités de mises en œuvre de chacune de ces étapes optionnelles sont aussi identiques à celles précédemment décrites. Exemples Les exemples suivants de mise en œuvre d’un procédé selon l’invention sont donnés à titre d'illustration et ne doivent pas être interprétés comme limitant la portée de l’invention. Pour caractériser les différentes matrices, résidus et solutions obtenues, des analyses physiques et chimiques ont été effectuées. La cristallographie aux rayons X (DRX) a notamment été utilisée pour suivre le profil des phases dans les solides. La microscopie électronique à balayage (MEB) a permis d’étudier leur topographie et leur morphologie. La spectrométrie à énergie dispersive (EDS) a été utilisée pour l’analyse chimique élémentaire des solides, la spectrométrie de masse à plasma à couplage inductif (ICP-MS) pour l’analyse élémentaire des terres rares dans les solides et les liquides et la spectrométrie d'absorption atomique (SAA) pour l’analyse élémentaire des autres éléments dans les solides et les liquides. Exemple 1 : PG LREC : Lixiviation saline en cascade à 15 étages avec calcination et lixiviation acide en deux étages Lavage et broyage du phosphogypse (a) Dans un réacteur de 1 m 3 , l’eau de mer est filtrée au moyen d’un dégrilleur grossier de maille 5 cm et un filtre rotatif de maille 3,15 μm pour obtenir une eau de mer S 0 . 1kg de phosphogypse LREC est broyé à l’aide d’un broyeur à boulets et raffiné par une tamiseuse entre 100 µm et 250 µm, le rejet étant éventuellement broyé à nouveau, puis lavé avec 1 L d’eau de mer S 0 pour obtenir un phosphogypse broyé P 1 . La différence de masse observée avant et après lavage est négligeable. Les analyses physiques DRX et MEB/EDS de P 1 sont présentées sur les figures 3 et 4 respectivement et les analyses chimiques sont montrées dans le tableau 3. Lixiviation saline à plusieurs étages (b) Dans un réacteur de 100 L, 1 kg du phosphogypse broyé P 1 est ajouté à 100 L de la solution S 0 puis agité au moyen d'un agitateur mécanique à 800 tr/min, pendant 1 h, à température ambiante. La suspension est ensuite laissée à décanter pendant 4 h avant l’élimination du surnageant pour obtenir un premier lixiviat L b1 riche en sulfate et en calcium et un résidu R b1 plus riche en terres rares subit une cascade de 14 étages supplémentaires de solubilisation en suivant le même protocole décrit auparavant avec le respect d’un ratio solide- liquide de 1:100, pour obtenir des lixiviats salins L b2 à L b14 et des insolubles enrichis en terres rares P 2 . P 2 est calciné à 900 °C pendant 90 min dans un four à moufle pour obtenir les insolubles enrichis en terres rares calcinés P 3 . P 3 est une poudre de couleur jaunâtre, dont on obtient une masse de 17,5 g. Les analyses physiques DRX et MEB/EDS du résidu P 3 sont présentées dans les figures 5 et 6A/6B respectivement et les analyses chimiques des insolubles enrichis en terres rares calcinés P 3 sont montrées dans le tableau 4. D’autre part, les lixiviats salins L b1 à L b14 sont rassemblés et homogénéisés en une première solution enrichie en sulfate et en calcium S 1 . Lixiviation acide à plusieurs étages (c) : Dans un bécher de 200 ml, 5 g des insolubles enrichis en terres rares calcinés P 3 sont ajoutés à 20 ml d'une solution S 0 ’ d’acide nitrique ajustée à un titre massique de 9 %, sous agitation magnétique à 500 tr/min, pendant 1 h, à température ambiante. Le mélange est ensuite filtré sur Buchner muni d'un média filtrant pour obtenir un résidu solide R c1 qui subira la même opération décrite auparavant (deuxième étage de lixiviation acide) pour obtenir une deuxième solution enrichie en terres rares S 2 par regroupement des lixiviats acides des deux étages de lixiviation L c1 et L c2 et un solide appauvri en terres rares P 4 . Ce dernier est lavé avec 10 ml de solution saturée de sulfate de calcium puis séché à 60 °C pendant 2 h. P 4 est une poudre brune dont on obtient une masse de 2,857 g. Les analyses chimiques des terres rares du solide appauvri en terres rares P 4 et de la deuxième solution enrichie en terres rares S 2 avec et sans dilution sont illustrées dans le tableau 5. Evaporation de la première solution enrichie en sulfate et en calcium S 1 1L de la solution enrichie en sulfate et en calcium S 1 est évaporée à 89 % de son volume initial pour obtenir une masse de 4,5 g d’un solide de sulfate de calcium pur CaSO 4 P 5 , (voir ), et un filtrat riche en sels S 3 . Le taux de récupération de CaSO 4 est de 92% La représente le spectre DRX du phosphogypse broyé P 1 . La phase dominante est le gypse dihydrate (CaSO 4 . 2H 2 O). On observe également des traces de silice (SiO 2 ). On observe sur le micrographe du phosphogypse broyé P 1 , représenté sur la à gauche, des cristaux dominants. Sur le spectre EDS de la à droite réalisé sur l’ensemble de l’échantillon, on observe que seul le calcium et le soufre sont détectables, ce qui confirme les résultats obtenus par DRX, soit la dominance de la phase du gypse (CaSO 4 ). Les analyses chimiques élémentaires du phosphogypse broyé P 1 , rapportées dans le tableau 4, confirment la dominance du calcium et des sulfates avec la présence d’impuretés en faibles teneurs, notamment SiO 2 , P 2 O 5 , F et les terres rares. Eléments ETR CaO SO 3 P 2 O 5 SiO 2 F Composition P 1 (en % massique) 0,035 35,61 52,08 1,39 1,83 0,45 L’analyse physique DRX représentée sur la , montre que les insolubles enrichis en terres rares calcinés P 3 diffèrent du phosphogypse broyé P 1 . La phase dominante est celle du quartz (oxyde de silice, SiO 2 ) qui s’est enrichie relativement au gypse, principalement présent dans les insolubles enrichis en terres rares calcinés P 3 sous sa forme anhydre (CaSO 4 ), On observe également l’apparition de fluorite (CaF 2 ). Les analyses MEB et EDS représentées respectivement sur les figures 6A et 6B, réalisées sur les insolubles enrichis en terres rares calcinés P 3 montrent la disparition des cristaux du gypse et l’apparition d’autres formes de grains. Le spectre EDS ( ) montre que les grains observés sont à base de silicium dont la teneur a augmenté par rapport à ce qui était observé dans le phosphogypse broyé P 1 au détriment du calcium et sulfate dont la teneur a baissé. Ceci est en adéquation avec les résultats obtenus par DRX ( ), qui montrent l’augmentation de la phase SiO 2 au détriment de la phase CaSO 4 . On peut aussi observer l’apparition des terres rares dans le spectre EDS ( ) ce qui prouve l’importance de leur concentration. Les analyses chimiques élémentaires des terres rares et des autres éléments des insolubles enrichis en terres rares calcinés P 3 sont reportés dans le tableau 5 et montrent que l’enrichissement en terres rares est accompagné par un enrichissement en SiO 2 , F et P 2 O 5 . En effet, ces éléments ne sont pas très solubles dans les solutions salines. En revanche, les concentrations en calcium et en sulfate ont diminué, grâce à la solubilité du sulfate de calcium CaSO 4 dans l’eau de mer S 0 . Eléments ETR CaO SO 3 P 2 O 5 SiO 2 F Teneur dans P 3 (en % massique ) 1,21 13,35 2,9 9,11 60,68 8,92 Le facteur d’enrichissement en terres rares des insolubles enrichis en terres rares calcinés P 3 par rapport au phosphogypse broyé P 1 suite au traitement en milieu salin est de 35. Le rendement de l’étape de lixiviation saline décrit dans cet exemple, selon la présente invention, est compris entre 60 % et 70 %, et dépend du phosphogypse et de l’eau de mer utilisés, de la qualité de l’agitation et de la qualité de la filtration. Les teneurs en terres rares des produits de lixiviation acide S 2 et P 4 déduites des analyses chimiques sont comparés dans le tableau 6 à celles du phosphogypse broyé P 1 et des insolubles enrichis en terres rares P 3 . Ces teneurs montrent que la lixiviation acide par la solution d’acide nitrique atteint un taux de lixiviation acide de 82%. L’évaporation de la solution acide permet d’atteindre une concentration encore supérieure en terres rares de 9500 ppm. Matrice P 1 P 3 P 4 S 2 Solution concentrée TR (ppm) 359 12779 2250 1200 9500 Le taux de lixiviation acide décrit dans cet exemple, selon la présente invention, est compris entre 80 % et 90 % et dépend de la composition chimique et de la granulométrie des insolubles enrichis en terres rares, de la qualité de l’agitation et de la filtration. La masse de sulfate de calcium solide P 5 récupéré suite à l’évaporation de la première solution enrichie en sulfate et en calcium S 1 est de 4,5 g, ce qui correspond à un taux de récupération du sulfate de calcium de 96 %. Le spectre DRX du sulfate de calcium solide P 5 représenté sur la montre la formation de sulfate de calcium pur (pureté > 99%). Exemple 2 : phosphogypse LREC, effet de calcination Dans cet exemple, on met en œuvre un procédé de concentration en milieu salin similaire à celui de l'exemple 1, en annulant l’étape de calcination et en la remplaçant par un séchage à 60 °C du résidu P 2 pour obtenir une masse de 22 g de P 2 . La concentration des ETRs a diminué à 0,96 % (voir tableau 7, en comparaison avec les 1,21 % du tableau 5). Cette diminution est due à la présence de matière organique et d’eau résiduelle. Eléments ETR CaO SO 3 P 2 O 5 SiO 2 F Teneurs ( en % massique ) de P 2 (exemple 2) 0,96 13,11 2,79 9,10 53,66 8,87 Le rendement du procédé de lixiviation saline décrit dans cet exemple 2, selon la présente invention, est compris entre 60 % et 70 % et dépend de la qualité du phosphogypse et de l’eau de mer utilisés ainsi que de l’agitation et de la filtration. Le facteur d’enrichissement est de 27,5. Le taux de la lixiviation acide décrit dans cet exemple, selon la présente invention, est est compris entre 80 % et 90 %, et dépend de la composition chimique et de la granulométrie des insolubles enrichis en terres rares, de la qualité de l’agitation et de la filtration. Le taux de récupération de sulfate de calcium est de 96% et sa pureté est supérieure à 99%. Exemple 3 : phosphogypse LREC, effet du nombre d’étages de la lixiviation par de l’eau de mer Dans cet exemple, on met en œuvre un procédé de concentration en milieu salin similaire à celui de l'exemple 2 (sans calcination), sauf pour l’étape de lixiviation à plusieurs étages du phosphogypse broyé par de l’eau de mer où le nombre d’étages de lixiviation saline est réduit à 10 étages au lieu de 15. L’analyse chimique élémentaire des ETRs dans P 2 rapportée dans le tableau 8 montre que la concentration atteinte (0,47 %) reste faible d’où l’intérêt d’ajouter des étages supplémentaires d’enrichissement. Matrice Masse ETR (% massique ) P 2 (exemple 3) 48g 0,47 Le rendement du procédé de lixiviation saline décrit dans cet exemple 3, selon la présente invention, est compris entre 60 % et 70 % en fonction de la teneur en impuretés du phosphogypse et de l’eau de mer utilisés, de la qualité de l’agitation et de la filtration. Le facteur d’enrichissement est de 13,62. La lixiviation acide par l’acide nitrique atteint un taux de lixiviation acide de 84 %. Le taux de récupération de sulfate de calcium est de 96 % et sa pureté est supérieure à 99 %. Exemple 4 : phosphogypse LREC, effet de la cascade d’étages de la lixiviation par de l’eau de mer Dans cet exemple, on met en œuvre un procédé de concentration en milieu salin similaire à celui de l’exemple 3 (sans calcination), mais en 1 seul étage de concentration en milieu salin. Les phases sont donc similaires sauf pour l’étape de lixiviation saline (b). Etape (b) : Dans un réacteur de 100 L, une masse de 250 g de phosphogypse broyé P 1 est ajoutée à 72,5 L de la solution S 0 , (correspondant au volume total des étages de l’exemple 2), au moyen d'un agitateur mécanique à 800 tr/min, pendant 10 heures, à température ambiante. La suspension est laissée à décanter pendant 4 h. Les insolubles enrichis en terres rares P 2 sont filtrés sur Büchner muni d'un média filtrant puis séché à 60 °C. P 2 est une poudre de couleur brune d’une masse de 83 g. Les analyses chimiques dans les insolubles enrichis en terres rares P 2 sont montrées dans le tableau 9. L’analyse des ETRs dans les insolubles enrichis en terres rares P 2 reportée dans le tableau 9 montre que la concentration atteinte, 0,29%, est insuffisante pour pouvoir exploiter directement les insolubles enrichis en terres rare P 2 obtenus dans l’exemple 4 dans la suite du procédé d’où l’intérêt de passer par une cascade d’enrichissement. Matrice Masse ETR (% massique) P 2 (exemple 4) 83 g 0,29 Exemple 5 : phosphogypse HREC, lixiviation saline sur 15 étages avec calcination et lixiviation acide sur deux étages Dans cet exemple, on met en œuvre un procédé de lixiviation saline du phosphogypse HREC similaire à celui de l'exemple 1. La du spectre DRX du phosphogypse broyé P 1 montre qu’après la récupération du P 2 O 5 par lavage dudit phosphogypse, le phosphogypse HREC est similaire au phosphogypse LREC. Le micrographe MEB et le spectre EDS du phosphogypse broyé P 1 représentés respectivement à gauche et à droite de la sont identiques à ceux du phosphogypse LREC, sauf pour le phosphore issu des traces de P 2 O 5 restantes après l’étape de lavage. Le tableau 10 indique les teneurs en terres rares déterminées avec les analyses chimiques élémentaires. La teneur des ETRs dans les insolubles enrichis en terres rares P 2 est de 3,4 % avec un facteur d’enrichissement de 28,5. La calcination de sorte à obtenir des insolubles enrichis en terres rares calcinés P 3 augmente la concentration des ETRs jusqu’à 4% permettant d’atteindre un facteur d’enrichissement de 33,5. Matrice (exemple 5) Masse ETR (% massique ) P 1 1 kg sec 0,12 P 2 32 g sec 3,4 P 3 26,5 g sec 4 Le rendement du procédé de lixiviation saline décrit dans cet exemple 5, selon la présente invention, est compris entre 60 % et 70 % en fonction des impuretés présentes dans l’eau de mer et dans le phosphogypse, de la qualité de la filtration et de l’agitation. La lixiviation acide par la solution d’acide nitrique atteint un taux de lixiviation acide de 84%. Le taux de récupération de sulfate de calcium est de 96 % et sa pureté est supérieure à 99%. Exemple 6 : valorisation du solide appauvri en terres rares P 4 , production de fluorosilicate de sodium Dans un bêcher de 100 ml, 1g du solide appauvri en terres rares P 4 (dont le spectre DRX est représenté sur la ) est ajouté à 10ml d’acide fluorhydrique (HF) ajusté à 10%, sous agitation magnétique à 500 tr/min, pendant 10 min, à température ambiante. Le mélange obtenu est séparé pour obtenir une petite fraction insoluble et une solution riche en Si et F. 5 ml de la solution riche en Si et F est introduite dans un bêcher de 100 ml, auxquels on ajoute 2 ml de carbonate de sodium (Na 2 CO 3 ) titré à 1 M. Le mélange solide-liquide obtenu est séparé pour obtenir, dans la phase solide, du Na 2 SiF 6 pur comme le montre le spectre DRX dudit solide de la . Procédé de récupération des terres rares et du sulfate de calcium compris dans un phosphogypse (P 0 ), le procédé comprenant les étapes suivantes : (a) lavage et broyage du phosphogypse (P 0 ) de sorte à obtenir un phosphogypse broyé (P 1 ), (b) lixiviation à plusieurs étages du phosphogypse broyé (P 1 ) par une solution saline (S 0 ), de sorte à obtenir une première solution enrichie en sulfate et en calcium (S 1 ) et des insolubles enrichis en terres rares (P 2, P 3 ), (c) lixiviation à plusieurs étages des insolubles enrichis en terres rares (P 2 , P 3 ) par une solution acide (S 0 '), de sorte à obtenir une deuxième solution enrichie en sels de terres rares (S 2 ) et un solide appauvri en terres rares (P 4 ), (d) évaporation de la première solution enrichie en sulfate et en calcium (S 1 ), de sorte à obtenir un mélange comprenant du sulfate de calcium solide (P 5 ) et un filtrat riche en sels (S 3 ), puis séparation du sulfate de calcium solide (P 5 ) et du filtrat (S 3 ). Procédé selon la revendication 1, dans lequel le premier étage (b 1 ) de lixiviation par la solution saline (S 0 ) comprend la dissolution dans de la solution saline (S 0 ) du phosphogypse broyé (P 1 ), de sorte à obtenir un mélange de lixiviat (L b1 ) et de résidus solides (R b1 ) et, dans lequel chacun des étages (b n ) suivants comprend la dissolution dans de la solution saline propre (S 0 ) des résidus solides récupérés de l’étage de lixiviation (b n-1 ) précédent, de sorte que les résidus solides (R bN ) du dernier étage (b N ) de lixiviation par de la solution saline constituent les insolubles enrichis en terres rares utilisés pour la lixiviation par une solution acide (c). Procédé selon la revendication 2, dans lequel, à chaque étage (b n ) de lixiviation par la solution saline (S 0 ), les résidus solides (R bn ) sont récupérés par séparation du lixiviat (L bn ) dudit étage, et dans lequel la première solution enrichie en sulfate et en calcium (S 1 ) comprend les lixiviats de l’ensemble des étages de lixiviation par la solution saline. Procédé selon l’une des revendications 1 à 3, dans lequel le nombre d’étages de lixiviation par de la solution saline (S 0 ) est compris entre 1 et 20, préférentiellement entre 8 et 15. Procédé selon l’une des revendications 1 à 4, dans lequel la lixiviation par la solution saline (S 0 ) (b) comprend en outre une étape de calcination (f) des insolubles enrichis en terres rares (P 2 ) mise en œuvre après le dernier étage de lixiviation par de la solution saline (S 0 ). Procédé selon l’une des revendications 1 à 5, dans lequel la concentration en terres rares des insolubles enrichis en terres rares (P 2 , P 3 ), mesurée par spectrométrie de masse à plasma à couplage inductif, est supérieure ou égale à 12,5 .10 3 ppm, de préférence supérieure ou égale à 40.10 3 ppm, à la fin du dernier étage de l’étape de lixiviation par la solution saline (b). Procédé selon l’une des revendications 1 à 6, dans lequel le premier étage (c 1 ) de lixiviation par la solution acide (S 0 ') comprend la dissolution dans de la solution acide (S 0 ') des insolubles enrichis en terres rares (P 2 , P 3 ), de sorte à obtenir un mélange de lixiviat et de résidu solide et, dans lequel chacun des étages suivants comprend la dissolution dans de la solution acide (S 0 ')propre du résidu solide récupéré de l’étage de lixiviation précédent, de sorte que le résidu solide (R cM ) du dernier étage de lixiviation constitue le solide appauvri en terres rares (P 4 ). Procédé selon la revendication 7, dans lequel, à chaque étage (c m ) de lixiviation par la solution acide (S 0 '), le résidu solide (R cm ) est récupéré par séparation du lixiviat (L cm ) dudit étage (c m ), et dans lequel la deuxième solution enrichie en terres rares (S 2 ) comprend les lixiviats de l’ensemble des étages de lixiviation par la solution acide (S 0 '). Procédé selon l’une des revendications 1 à 8, dans lequel le nombre d’étages de lixiviation par de la solution acide (S 0 ') est compris entre 1 et 5, préférentiellement entre 2 et 4. Procédé selon l’une des revendications 1 à 9, dans lequel la concentration en terres rares de la deuxième solution enrichie en terres rares (S 2 ), mesurée par spectrométrie de masse à plasma à couplage inductif, est supérieure à 1200 ppm. Procédé selon l’une des revendications 1 à 10, dans lequel la concentration massique de la solution acide (S 0 ’) est comprise entre 4% et 15%, de préférence entre 6 % et 12 %. Procédé selon l’une des revendications 1 à 11, comprenant une étape de filtration de la solution saline, de sorte que le lavage du phosphogypse (P 0 ) (a) et la lixiviation par la solution saline (S 0 ) (b) sont mises en œuvre avec de la solution saline (S 0 ) préalablement filtrée. Procédé selon l’une des revendications 1 à 12, comprenant en outre l’extraction des terres rares de la deuxième solution enrichie en terres rares (S 2 ) par extraction solide-liquide, par extraction liquide-liquide, par précipitation et/ou par utilisation d’un agent chélatant. Procédé selon l’une des revendications 1 à 13, comprenant en outre la transformation du solide appauvri en terres rares (P 4 ), de sorte à synthétiser des fluosilicates, des hydroxysilanes, des alkoxysilanes et/ou d’autres composés comprenant du silicium, le solide appauvri en terres rares (P 4 ) formant la source de silicium. Procédé selon l’une des revendications 1 à 14, comprenant en outre la valorisation des sels et/ou des éléments Si, F, Cl, Mg et/ou K compris dans le filtrat riche en sels (S 3 ). Procédé selon l’une des revendications 1 à 15, dans lequel le phosphogypse (P 0 ) est un sous-produit du procédé de fabrication de l’acide phosphorique par réaction entre des minerais calciques fluorophosphatés et de l’acide sulfurique. Procédé selon l’une des revendications 1 à 16, dans lequel le phosphogypse (P 0 ) est un sous-produit d’une étape de concentration de l’acide phosphorique préalablement obtenu par réaction entre des minerais calciques fluorophosphatés et de l’acide sulfurique, l’étape de concentration étant réalisée préférentiellement de sorte à obtenir de l’acide phosphorique à un titre massique compris entre 50 % et 54 % en P 2 O 5. Procédé selon la revendication 17, comprenant en outre une étape de récupération de l’acide phosphorique compris dans le phosphogypse (P 0 ) sous la forme d’une solution dont le titre massique est compris entre 1 % et 54% en P 2 O 5 . Procédé selon l’une des revendications 1 à 18, dans lequel la solution saline (S 0 ) comprend une eau de mer, une eau saumâtre ou une eau salée comprenant du chlorure de sodium à une concentration supérieure à 1g/L.