Dans le traitement des matériaux métallifères, deux des principaux modes d'extraction à condidérer sont: la pyrométallurgie et l'hydrométallurgie. Dans le premier, un matériau métallifère (minerai, laitier, déchets, etc.. ) est chauffé avec des agents appropriés, notamment des agents réducteurs, des fondants, des agents de sulfuration, des agents de chloruration et/ou d'oxydation, etc.. habituelle- ment jusqu'au point de fusion du mélange. A cette tempéra- ture, les métaux se séparent habituellement de la gangue ou des déchets. C'est ainsi que le processus consiste à séparer les métaux du laitier ou des déchets à une tempé- rature à laquelle les deux sont fondus. La phase contenant le métal est ensuite moulée en une forme appropriée à son utilisation ou à un affinage ultérieur, suivant les cas convenant au système particulier mis en jeu. Les tempéra- tures très élevées nécessaires pour cette technique sont obtenues à l'aide de fours électriques, de hauts fourneaux de four à réverbère, etc.. Les températures nécessaires dans le cas de métaux comme le cuivre, le nickel et le fer sont habituellement comprises entre 1000 et 2000'C. Ce mode opératoire a pour avantage que le taux de récupéra- tion des métaux est habituellement très élevé. L'approche hydrométallurgique diffère sensiblement de la métallurgie; bien que le matériau métallifère (mine- rai, laitier, déchets, etc.-) puisse être chauffé avec des agents réducteurs, oxydants, des agents de sulfuration et des agents de chloruration, les températures nécessai- res sont généralement bien inférieures à celles habituel- lement utilisées en pyrométallurgie. Ces températures sont généralement comprises entre 260 et 1040'C environ, tempé- raturés bien inférieures, d'une façon générale, au point de fusion du matériau métallifère. Après cette étape, le matériau métallifère traité est mis en contact avec une solution aqueuse appropriée per- mettant d'extraire les métaux par dissolution. Le métal est ensuite séparé de la solution par précipitation, ex- traction au solvant, évaporation du solvant, etc.Le résidu 2-468654 métallifère résultant est ensuite traité de façon appro- priée aux fins d'affinage du métal. Bien que les conditions de température soient généralement bien inférieures à celles de la pyrométallurgie, il s'avère souvent, égale- ment, que le taux de récupération des métaux est inférieur à celui obtenu par le procédé pyrométallurgique. Cela est particulièrement vrai dans le cas de l'ex- traction du nickel de minerais de nickel latéritiques.Les processus pyrorMtaUlurgiquesvont de l'utilisation d'un four électrique pour la fusion directe d'un minérai pour obte- nir du ferronickel à des techniques similaires utilisant un haut-fourneau dans lesquelles on obtient une matte fer-nickel-sulfure. L'extraction du nickel contenu dans le minerai, lors- qu'on fait appel à ce mode opératoire, est supérieure à %. Parmi les diverses approches hydraiétallurgiques utilisées industriellement pour traiter ce type de minerai, le mode opératoire pour traiter un minerai de type limonite ou un minerai hautement serpentinique comme celui de Nicaro à Cuba, consiste à griller le minerai dans un four à plusi- eurs soles tout en faisant passer un gaz réducteur, par exemple du gaz de gazogène, à contre-courant par rapport au minerai. Dans ce cas, la température est comprise entre 485 et 7350C environ. Après l'étape de grillage, le mine- rai est refroidi à l'abri de l'air, mélangé avec une solu- tion ammoniacale de carbonate d'ammonium et fortement agi- té et aéré. Cela provoque la dissolution du nickel, du cui- vre et du cobalt, avec pour effet de les séparer de la masse du minerai. On traite ensuite cette solution à la vapeur d'eau, ce qui entraîne l'ammoniac et fait précipi- #àr du carbonate de nickel. On traite ensuite ce produit de façon à obtenir le nickel sous la forme appropriée, ou on l'utilise tel quel. Toutefois, par comparaison avec le processus pyrométallurgique, les extractions effectuées en faisant appel à ce procédé n'étaient que de l'ordre de 70 à 80%. Plusieurs brevets des E.U.A. décrivent des procédés du type décrit cidessus. Parmi ces brevets, on citera les brevets des E.U.A. 3.845.189, 3. 772.423, 3.772.424 et 3.661.564. Ces brevets décrivent un procédé hydrométallur- gique utilisant des additifs comprenant des solutions aqueuses de chlorure d'hydrogène, de bromure d'hydrogène,- des composés soufrés gazeux comme l'hydrogène sulfuré, l'anhydride sulfureux, etc.., ainsi que du soufre élémen- taire qui sont utilisés pour traiter la source métallifère. Plusieurs autres procédés hydrométallurgiques font appel a des modes opératoires comportant une étape de grillage avec des chlorures ou des sulfates, mais dans des atmosphères non réductrices et de manière à obtenir des sels métalliques solubles, et le minerai grillé est lixi- vié à l'aide d'un solvant approprié, par exemple de l'aci- de sulfurique dilué. Dans certains cas, le minerai peut être directement lixivié, par exemple avec une solution d'acide sulfurique, mais cela ne convient que lorsque la teneur en magnésie du minerai est faible. Il est devenu de plus en plus important de récupérer la totalité des divers métaux présents dans des sources métallifères telles que les minerais. Bien que les brevets précités concernent principalement la récupération du ni- ckel, il est devenu de plus en plus important que des mé- taux comme le cobalt soient récupérés à partir de sources métallifères comme les minerais latéritiques du fait que l'utilisation du cobalt est de plus en plus importante dans l'industrie chimique et autres industries, comme cel- les concernant la fabrication des métaux, la cérami- que, etc.. Le cobalt est principalement utilisé dans les alliages, principalement dans les aciers au cobalt dans lesquels on l'utilise pour la préparation de super-aimants permanents ainsi que pour la fabrication d'outils haute- vitesse en cobalt-chrome. En outre, on utilise également des alliages de cobalt lorsqu'il y a présence de tempéra- tures élevées, comme dans les moteurs à réaction. Comme décrit ci-après de façon plus détaillée, on a maintenant découvert qu'on peut récupérer le cobalt avec un meilleur rendement au cours de la récupération hydrométallurgique d'autres métaux comme le nickel en utilisant des adsor- bants solides qui ont été soumis à un traitement préalable avant d'être utilisés. La présente invention concerne un procédé amélioré pour l'extraction de métaux à partir de sources métallifè- res. Plus particulièrement, l'invention concerne un procé- dé hydrométallurgique perfectionné pour la récupération de métaux contenus dans des sources métallifères, dans lequel la source métallifère a été soumise à une lixiviation à l'aide d'une solution ammoniacale de sel d'ammonium comme de milieu de lixiviation. Par exemple, un type de solution de lixiviation utilisable pour la mise en oeuvre du procé- dé suivant l'invention est obtenu en traitant une source métallifère qui a été chauffée sous une atmosphère réduc- trice, après avoir été soumise à un traitement à l'aide d'au moins un additif, le(s)dit(s) additif(s) améliorant l'efficacité du grillage réducteur (ou calcination réduc- trice), ce qui améliore le taux de récupération des métaux cherchés. Après calcination réductrice, on met la source métallifère réduite en contact avec la solution ammoniaca- le précitée de sel d'ammonium. Comme précédemment indiqué, il a été trouvé que l'ex- traction hydrométallurgique des métaux était améliorée lorsque la calcination réductrice de la source métallifère est effectuée en présence d'additifs tels qu'halogénures ajoutés, soufre solide ajouté, composés soufrés ajoutés ou des mélanges de ces additifs. Bien qu'on n'ait pas élucidé la raison exacte pour laquelle on obtient des résultats améliorés ou le mécanisme permettant de les réaliser, on peut avancer plusieurs explications, étant bien entendu qu'elles n'ont aucun caractère limitatif. Une explication est que les additifs peuvent agir en réduisant ou en faci- litant la-réduction du métal combiné ou en aidant d'une -autre manière à libérer le métal, ce qui le rend aisément extractible. Une autre explication est que l'association d'additifs peut servir ou faciliter cette action en rédui- sant les métaux dans un alliage fer-métaux, convertis- sant ainsi les métaux en une forme aisément extractible. Une autre explication, encore, est que l'association d'ad- ditifs peut agir en empêchant la re-combinaison du métal sous une forme sous laquelle il est moins aisément extrac- tible. On sait que des minerais différents répondent diffé- remment à des additifs différents et qu'on peut obtenir une meilleure amélioration de la récupération des métaux dans le cas de certains minerais lorsque le grillage est effectué en contact avec un mélange d'un composé soufré ajouté et de soufre ajouté, ou en contact avec un composé soufré gazeux ajouté et d'halogénures ajoutés,ou lorsque le grillage est effectué en contact avec ces trois types d'additifs. On sait également que certains composés sou- frés gazeux ajoutés répondent différemment dans un tel sys- tème que d'autres composés soufrés gazeux ajoutés. Il s'en- suit que le composé soufré gazeux ajoute particulier et le soufre ajouté et/ou l'halogénure ajouté particulier(s) seront choisis en fonction du minerai particulier à trai- ter. Le procédé suivant la présente invention est applica- ble à la récupération des métaux contenus dans du laitier, des déchets ou autres sources métallifères. Comme exemples de métaux récupérables avec de meilleurs rendements, on ci- tera: le nickel, le cobalt, le cuivre, le manganèse, le cadmium, le zinc, les métaux du groupe du platine, ou d'au- tres métaux solubles dans les solutions ammoniacales, mais pas nécessairement avec des résultats équivalents. La présente invention a pour autre avantage qu'on peut opérer dans des installations classiques et faire ap- pel à un grand-nombre des étapes classiques des procédés utilisés à ce jour. Il s'ensuit que la source métallifère qui peut être un minerai comme un minerai de nickel laté- ritique est préparée d'une manière convenant au procédé, par exemple sous forme de particules finement divisées, de façon classique. Les particules peuvent avoir une di- mension d'environ 4,76 mm à 30 microns ou moins, de préfé- rence d'environ 297 à 74 microns. Il est préférable que les particules soient ensuite séchées de façon classique, afin de réduire leur teneur en humidité des 25 à 50% clas- siques à environ 3% ou 10%, ou moins. Le séchage est géné- ralement effectué dans un four rotatif, à une température classique. Le composé soufré ajouté est utilisé en une concen- tration suffisante pour le but visé, représentant d'envi- ron 0,01 à 10% et de préférence d'environ 0,1 à 5% du poids du minerai. On peut, suivant l'invention, utiliser n'impor- te quel composé soufré gazeux approprié. Les composés soufrés gazeux préférés sont: l'hydrogène sulfuré, l'anhy- dride sulfureux, l'anhydride sulfurique, le sulfure de carbonyle, le monosulfure de carbone, le disulfure de carbone, etc. Pour des raisons de facilité d'utilisation, le composé soufré ajouté est de préférence normalement sous forme gazeuse. En outre, le soufre solide peut, si on le souhaite, être sous des formes solides telles que poudre, farine, granules, pastilles, etc.. D'une façon générale le soufre est utilisé en une concentration repré- sentant d'environ 0,01 à 5% et, de préférence, d'environ 0,15 à 3% du poids du minerai. Lorsque l'additif comprend un halogénure d'hydrogène, on utilise l'halogénure d'hy- drogène en une concentration représentant d'environ 0,01 à 10% et, de préférence, d'environ 0,1 à 5% du poids du minerai. On peut utiliser tout halogénure d'hydrogène ga- zeux et, de préférence, du chlorure d'hydrogène ou du bro- mure d'hydrogène, bien que, suivant l'invention, on puisse également utiliser de l'iodure d'hydrogène ou du fluorure d'hydrogène, mais pas nécessairement avec des résultats équivalents. Suivant un autre mode de réalisation, on peut utiliser un précurseur d'halogénure d'hydrogène qui peut être choisi parmi les halogènes libres (chlore, brome, io- de, fluor) et autres composés appropriés choisis parmi les halogénures métalliques, les halogénures de bore, les ha- logénures de carbone, les halogénures de phosphore, les halogénures de silicium, etc.. Suivant le mode de réalisation préféré, les additifs sont sous forme gazeuse afin d'utiliser un système sec pour la récupération hydrométallurgique des métaux. L'uti- lisation d'un système sec présente plusieurs avantages par rapport à un système humide. Par exemple, un système humide utilise des installations plus coûteuses et, en ou- tre, entraîne des coûts opératoires plus élevés, tels ceux concernant le combustible. Dans un système humide, il faut un apport de chaleur suffisant pour éliminer toute humidi- té présente dans le système. Un système sec est non corro- sif de nature, par opposition aux problèmes éventuels de corrosion qui peuvent se poser lorsqu'on utilise des aci- des humides comme additifs pour le procédé. Un autre avan- tage résultant de l'utilisation d'un système sec dans le procédé concerne le potentiel dont on dispose pour récupé- rer un pourcentage plus élevé d'additifs aux fins de réu- tilisation que celui qu'il est possible d'obtenir lorsqu' on utilise un système humide, En outre, on dispose d'un potentiel plus élevé de récupération des métaux du fait d'une meilleure extraction du métal cherché à partir de la source métallifère. C'est ainsi que l'invention a pour buts: - de fournir un procédé perfectionné de récupération des métaux contenus dans une source métallifère; de fournir un procédé perfectionné de récupération des métaux contenus dans une source métallifère en utili- sant un adsorbant solide qui a été soumis à un traitement préalable avant son utilisation. Suivant un de ses aspects, l'invention a pour objet un procédé hvdrométallurgique pour la récupération d'un métal à partir d'une source métallifère suivant lequel: on soumet la source métallifère à une lixiviation à l'aide d'une solution ammoniacale de sel d'ammonium; on met la solution en contact avec un adsorbant solide qui a été soumis à un traitement préalable à l'aide d'un acide afin de sélectivement adsorber les ions métalliques dissous; et on récupère le métal cherché. Suivant un mode de réalisation particulier, l'inven- tion a pour objet un procédé de récupération de métaux à partir d'une source métallifère, suivant lequel: on sou- met une source métallifère telle qu'un minerai latéritique à une calcination réductrice dans une atmosphère réductri- ce appropriée à une température d'environ 500 à 1000'C en contact avec du chlorure d'hydrogène; on refroidit la source métallifère réduite; on dissout la source métalli- fère refroidie à l'aide d'une solution ammoniacale de carbonate d'ammonium; on extrait le nickel et le cuivre à l'aide d'un solvant; on les additionne de lignite préa- lablement traité à l'acide sulfurique afin d'adsorber les ions cobalt sur le lignite, on sépare Je lignite de la solution de lixiviation et on récupère les ions cobalt cherchés par combustion du lignite. D'autres buts, avantages et caractéristiques de l'in- vention apparaîtront dans la description qui va suivre. Comme précédemment indiqué, la présente invention est relative à un procédé perfectionné de récupération de métaux. A titre d'illustration d'un mode opératoire parti- culier permettant d'obtenir la source métallifèrequi est soumise au procédé de récupération on citera ce qui suit. Une charge, pouvant comprendre un minerai tel qu'un mine- rai latéritique est soumise à une étape de broyage ou de concassage dans laquelle la charge est broyée jusqu'à obtention des dimensions particulaires souhaitées, le dis- positif de broyage pouvant être un broyeur à boulets ou tout autre type d'appareil de concassage ou de broyage connu dans la technique. Suivant un mode de réalisation, la charge peut ensuite être traitée par au moins un addi- tif choisi parmi les halogénures d'hydrogène, le-soufre élémentaire, les composés soufréset leurs mélanges. Le composé soufré, qui peut être un composé soufré gazeux comme l'anhydride sulfureux ou l'hydrogène sulfuré, est utilisé en une concentration suffisante pour le but visé, 24686S4 représentant d'environ 0,01 à 10% et, de préférence, d'en- viron 0,1 à 5% du poids de la charge. Pour des raisons de facilité d'utilisation, le composé soufré est de préféren- ce sous forme gazeuse. Toutefois, suivant un autre mode de réalisation, il sera normalement liquide et vaporisé avant utilisation, ou on le vaporisera dans les conditions exis- tant dans la zone de réduction. Le composé soufré peut être un sulfure d'hydrocarbure comme par exemple le méthyl mercaptan, l'éthyl mercaptan, le propyl mercaptan, le butyl mercaptan, le pentyl mercaptan, l'hexyl mercaptan, etc.. mais contenant généralement au maximum environ 20 atomes de carbone par molécule. En outre, un autre additif est le soufre élémentaire. Lorsqu'on utilise cet additif, le sou- fre élémentaire peut être sous une forme solide (poudre, farine, granules, pastilles, etc..) ou sous forme de sou- fre fondu ou liquéfié d'une autre manière, ou sous la for- me de vapeurs de soufre. D'une façon générale, le soufre élémentaire est utilisé en une concentration représentant d'environ 0,01 à 5% et, de préférence, d'environ 0,15 à 3% du poids du minerai. Le composé soufré gazeux ou le soufre élémentaire peuvent éventuellement être utilisés en association avec un halogénure d'hydrogène ajouté. Tout comme dans le cas du composé soufré, l'halogénure d'hydro- gène est utilisé en une concentration représentant d'envi- ron 0,01 à 10% et, de préférence, d'environ 0,1 à 5% du poids du minerai. On peut utiliser tout halogénure d'hy- drogène gazeux et, de préférence, du chlorure d'hydrogène ou du bromure d'hydrogène, bien qu'on puisse utiliser du fluorure d'hydrogène ou de l'iodure d'hydrogène, mais pas nécessairement avec des résultats équivalents. On peut éventuellement utiliser un précurseur d'halogénure d'hy- drogène choisi parmi les halogènes (chlore, brome, iode ou fluor) libres; ou parmi des composés appropriés tels que les halogénures de bore, les halogénures de carbone, les halogénures de phosphore, les halogénures de silicium,etc; ou, suivant un autre mode de réalisation, le précurseur d'halogénure d'hydrogène peut être un halogénure de carbone ne contenant de préférence pas plus d'environ 20 atomes de carbone par molécule. Les composés soufrés et l'halogénure d'hydrogène ajouté peuvent être introduits séparément dans la zone de réduction, ou peuvent y être introduits en mé- lange. Suivant un mode opératoire, on fait barboter les gaz réducteurs dans une solution appropriée d'halogénure d'hy- drogène, puis on ajoute de l'anhydride sulfureux gazeux, de l'hydrogène sulfuré ou autre composé soufré gazeux et on introduit dans la zone de réduction les gaz réducteurs contenant les deux additifs. Il est bien entendu qu'on peut utiliser tout mode approprié d'introduction de ces constituants choisi en fonction du système particulier uti- lisé. Lorsqu'on utilise du soufre élémentaire, le soufre peut être mélangé avec la charge à une température élevée de préférence d'environ 260 à 450 C et on opère de façon appropriée en mélangeant le soufre à la température élevée des particules retirées d'une étape de séchage à laquelle la charge est soumise après avoir été broyée jusqu'à obten- tion des dimensions particulaires souhaitées et avant la calcination réductrice. On soumet ensuite la charge à une calcination réduc- trice, la réduction chimique du minerai étant effectuée à l'aide d'une atmosphère réductrice appropriée qui est du type général utilisé dans les procédés classiques. On peut utiliser tout mélange de gaz réducteurs approprié et, de préférence, un mélange d'hydrogène, d'oxyde de carbone, de gaz carbonique et de vapeur d'eau. Le mélange de gaz peut provenir de toute source appropriée, notamment de gaz de gazogène, de gaz résultant de la combustion de gaz de ville, de gaz formés par la combustion d'huile, de charbon, etc. le mélange gazeux particulièrement utilisé étant choisi de façon à réaliser la réduction souhaitée. Comme exemple de mélange de gaz, on citera un mélange présentant un rapport CO/CO2 d'environ 0,1/1 à 10/1, un rapport CO/H2 d'environ 0,1/1 à 10/1, et un rapport H2/vapeur de H20 d'environ 0,1/1 à 10/1, ces rapports étant des rapports volumiques. Suivant un mode de réalisation, il est souhaitable de main- tenir le mélange gazeux dans les rapports précités,car une il concentration excessive d'un ou plusieurs des constituants dans le mélange de gaz peut avoir des effets indésirables, par exemple une réduction incomplète du composé métallique, une adsorption excessive du gaz dans les particules de mi- nerai, etc.. Il est bien entendu que le mélange de gaz peut contenir d'autres constituants, comme par exemple de l'azo- te, lorsque cela peut paraître avantageux. Comme autre exem- ple de mélange de gaz, on citera un mélange d'hydrogène, d'azote et de vapeur d'eau: ou encore un mélange constitué pardu gaz naturel ou par un gaz comme l'oxyde de carbone. La réduction des composés métalliques en métal libre est effectuée A une terprature d'environ 500 à 1000 C et de préférence d'environ 650 & 900 C. L'utilisation de cette température lors de la réduction évite les objections pré- dentes de façon inhérente dans les processus de réduction haute température des techniques antérieures et, en même temps, la température est suffisamment élevée pour décom- Doser tous sels métalliques solubles présents, tels que les chlorures métalliques. La réduction est également effectuée en un laps de temps relativement court et constitue ainsi un autre avantage du procedesuivant la présente invention Suivant un autre mode de réalisation, a savoir un au- tre moyen pour effectuer l'addition d'additifs à la charge, les gaz rAsiduels retirés de la zone de réduction et qui contiennent les additifs sous forme d'halogénures, d'ha- logAnes, d'anhydride sulfureux ou d'hydrogène sulfuré. passent dans une zone de lavage dans laquelle ils sont la- vés par mise en contact avec un matAriau de lavage compre- nant de la charge frazche ladite charge fraîche étant constituée par la source métallifre broyés Le gaz rsidu- el est lave A sec, à une température d'environ 100 A 1500C et de preference d'environ 150 a 4OoCo Le mélange de char- ge fraîche et de gaz résiduels, après lavage, passe vers un collecteur de poussières dans lequel les gaz résiduels qui ne contiennent pas d'additifs, les additifs ayant été adsorbAs sur ou entraîn's par la charge, sont sAparAs. La charge rraîche qui contient les additifs volatils sur la charge ou par reaction de chlorurationa adsorption, con- densation, neutralisation, etc.. est également retirée du collecteur de poussières et envoyée vers la zone de réduc- tion. On peut éventuellement mélanger un supplément de charge fraîche avec la charge traitée avant l'admission dans la zone de réduction, et le tout est ensuite introduit dans la zone de réduction aux fins de réaction à la tempé- rature précitée de 600 à 1000'C dans une atmosphère réduc- trice. Les particules de minerai réduites sont retirées de la zone de réduction et traitées ensuite de façon classique aux fins d'extraction hydrométallurgique des métaux cher- chés. Par exemple, l'effluent de la zone de réduction est tout d'abord refroidi de plusieurs centaines de degrés et ensuite envoyé vers une ou plusieurs zones de refroidisse- ment rapide. Suivant un mode de réalisation préféré, le li- * quide de refroidissement rapide est la solution de lixivia- tion de carbonate d'ammonium. Toutefois, le refroidissement rapide doit être effectué en l'absence d'air. En d'autres termes, il ne faut pas que de l'oxygène ou de l'air soit mis en contact avec les particules réduites tant qua la température des particules n'est pas inférieure à 950C en- viron, du fait d'une possible oxydation du métal en oxyde ou autres composés oxygénés. Il est bien entendu qu'on peut utiliser d'autres solutions appropriées pour le refroidis- sement rapide mais, comme précédemment indiqué, il est éco- nomiquement intéressant d'utiliser la solution de lixivia- tion. On peut utiliser toute solution de lixiviation appro- priée, de préférence une solution aqueuse de carbonate d'ammonium contenant d'environ 2 A 25% et, de préférence, d'environ 3 à 15% de NH3 et d'environ 1 à 15 ' et, de préfé- rence, d'environ 1,5 à 7,5% de C02. Le procédé suivant la présente invention a encore pour autre avantage que la solu- tion de lixiviation contient une concentration de NH3 plus basse que celle généralement utilisée dans les techniques antérieures, ce-qui représente une économie supplémentaire dans le procédé suivant la présente invention. La lixivia- tion est effectuée à une te-MrArature inférieure à 950C et, de façon appropriée, A température ambiante. On peut opérer a une pression égale ou supérieure a la pression atmosphé- rique, mais généralement à une pression non supérieure à 7,8 atmosphères, environ. Comme précédemment indiqué, on effectue la lixiviation en présence d'oxygène, c'est-à-dire qu'on peut opérer en présence-d'air ambiant lorsque la li- xiviation est effectuée en cuves ou réservoirs ouverts, ou en présence d'air introduit dans des zones closes. Il est bien entendu qu'on peut, à la place d'air, utiliser de l'oxygène ou autre source d'oxygène. Bien que la description précitée concerne un mode d'ob- tention d'une solution de métaux ayant subi une lixiviation, il est bien entendu qu'on peut également utiliser tout mode opératoire connu dans latechnique pour obtenir la solution 13 ammoniacale de sel d'ammonium qui est soumise aux étapes suivantes d'extraction et d'échange. La solution qui est retirée des zones de lixiviation et d'épaississement est ensuite traitée de toute manière appropriée pour séparer divers métaux. Par exemple, lorsqu' on veut récupérer du nickel, un mode opératoire consiste à traiter la solution à la vapeur d'eau, ce qui fait précipi- ter du carbonate de nickel et volatiliser l'ammoniac, le gaz carbonique et l'eau. Après quoi, on peut traiter le précipité de carbonate de nickel de toute manière classique permettant de recueillir le métal souhaité. Suivant un au- tre mode de réalisation, la solution de lixiviation est soumise A une étape d'extraction au solvant utilisant des solvants organiques comme des oximes, comme exemples parti- culiers desquels on citera les produits dits LIX-64, Kelex et Shell Extractant-529. Dans cette extraction, le nickel et le cuivre sont séparés du cobalt qui, du fait que le co- balt est en phase liquide à un état de valence +3, n'est pas extrait. Le liquide aqueux contenant le cobalt dissous passe ensuite vers une étape d'échange. Dans cette étape d'échan- ge, le liquide est mis en contact avec un adsorbant solide qui a subi un traitement préalable a l'acide avant d'être utilisé comme adsorbant. Comme exemples d'adsorbants soli- des utilisables, on citera le.carbone, le charbon, le lig- nite, la tourbe, etc.. sous forme granulaire ou pulvérulen- te. Le traitement préalable de l'adsorbant solide, afin de l'activer, est effectué en plongeant l'adsorbant solide dans un acide pendant un laps de temps pouvant être compris entre 0,1 et 10 heures environ, ou plus. L'imprégnation de l'adsorbant solide par l'acide peut être effectuée dans une large gamme de température d'environ 10 à 150'C ou plus,la température particulièrement utilisée dépendant du temps de séjour, de la force de l'acide, et de la nature particuliè- re de l'adsorbant solide. Comme exemples d'acides utilisa- bles pour le traitement préalable de l'adsorbant solide, on citera des acides minéraux,organiques et, en particulier l'acide sulfurique, l'acide nitrique, l'acide chlorhydri- que, l'acide bromhydrique, l'acide phosphorique, etc.., et des acides organiques comme l'acide formique, l'acide acé- tique, l'acide propionique, l'acide butyrique, l'acide mé- thane sulfonique, l'acide toluenesulfonique, l'acide tri- chloracétique, l'acide trifluoracétique, etc.. En outre, la force de l'acide utilisé pour le traitement préalable de l'adsorbant solide varie dans des limites étendues, par exemple d'environ 5 à 100% en poids. La mise en contact de la solution aqueuse du métal à récupérer (cobalt, par exemple) avec l'adsorbant solide traité à l'acide s'effectue, suivant le mode de réalisation préféré de l'invention, à température ambiante et à la pression atmosphérique pendant un laps de temps d'environ 0,1 à 4 heures ou plus. Après mise en contact, l'adsor- bant solide (qui a adsorbé le métal qu'on souhaite récupé- rer) peut être soumis à un moyen classique de récupération du métal. Par exemple, on peut recueillir les ions métalli- ques présents sur l'adsorbant en en débarrassant l'adsorbait chargé à l'aide d'.un acide, puis réutiliser l'adsorbant ou, éventuellement, on peut brûler l'adsorbant afin d'éliminer le matériau combustible et de recueillir le métal sous forme élémentaire. Au dessin annexé, la Fig. unique représente un schéma d'écoulement simplifié d'un mode d'obtention de la charge a soumettre au traitement caractéristique du procédé suivart l'invention. Divers(es) vannes, dispositifs de refroidisse- ment, condenseurs, pompes, régulateurs, etc.. ont été éli- minés comme non essentiels à la compréhension de la présente invention. Leur illustration, ainsi que celle d'autres dis- positifs essent els, deviendra évidente au fur et à mesure de la description du dessin. Comme illustré au dessin, une charge comprenant une source mrtallif&re, par exemple un minerai, qui a été r'dui- te aux dimensions particulaires souhaitées, est introduite par un conduit 1 vers une zone de réduction 2o Dans la zone de réduction 2, la source est soumise à-une calcination réductrice à une température d'environ 600 à 10000 C dans une atmosphère réductrice fournie par l'introduction d'un l2 agent réducteur par un conduit 3. En outre, la source mé- tallifère est en contact avec un additif qui peut avoir été ajouté à la source métallifère avant son introduction dans la zone de calcination réductrice 2 ou, éventuellement, l'agent réducteur peut être introduit dans la zone 2 par un conduit 4 et la source metallifere peut être mise en contact avec l'additif dans cette zone. Apres calcination réductri- ce pendant un laps de temps prédéterminé, la source métal- lifere réduite est retirée par un conduit 5 et envoyée vers une zone de refroidissement rapide non représentée au dcsn dans laquelle elle est refroidie à la temperature souhaitée et dÉo elle est envoyée vers une zone de lixiviation 6. Dans la zone de lixiviation 6, la source réduite est mise en contact avec une solution de lixiviation du type précité ce qui a pour effet de convertir les divers métaux prësents 30. dans la source métalilere en les sels solubles correspon- dcantso Aprs lixiviation, la solution est retirée par un conduit 7 et envoyée vers une zone d'extraction 8 dans la- quelle ele est mise en contact avec un solvant de type pr.eit i on applique la présente invention à un minerai lateritique le nickel et le cuivre contenus dans la source metallifere sont extraits par le solvant et retirés par un conduit 9o Le cobalt, qui est a un état de valence +3 n'est pr affectt par le solvant et n'est pas extrait par lui etS 24686,5 4 reste dans la phase aqueuse du mélange. Le cobalt non extrait est retiré par un conduit 10 et envoyé vers une zone d'échange 11. Dans la zone d'échange 11, la solution est mise en contact avec un adsorbant solide, par exemple du lignite. Le lignite a été traité à l'acide dans une zone de prétraitement 12, par mise en contact avec un acide du type précité qui y est introduit par un conduit 13, l'adsorbant solide étant introduit dans la zone de prêtrai- tement 12 par un conduit 14. Après traitement à l'acide dans la zone 12 pendant un laps de temps prédéterminé, à la température de traitement souhaitée, l'adsorbant solide (lignite) traité est retiré de la zone 12 par un conduit 15 et envoyé vers la zone d'échange 11. Dans la zone d'échnage 11, les métaux, par exemple les ions cobalt, sont adsorbés sur l'adsorbant solide et, après traitement pendant un laps de temps souhaité, l'effluent ou la solution aqueuse est retiré de la zone d'échange 11 par un conduit 16 et évacué. L'adsorbant solide sur lequel sont adsorbés les ions métal- liques est retiré de la zone d'échnage 11 par un conduit 17 et envoyé vers une zone de réduction 18. Dans la zone de réduction 18, les métaux cherchés sont recueillis de façon classique, par exemple par élution de l'adsorbant solide ce qui permet de récupérer les ions métalliques en solution, ou en soumettant l'adsorbant solide à une combustion à une température suffisante pour éliminer le carbone combustible mais pas suffisante pour volatiliser le métal. Le métal cherché, sous forme dissoute ou sous forme élémentaire, est ensuite retiré de la zone de réduction 18 par un conduit 19 et est recueilli. Les exemples non limitatifs suivants sont donnés à titre d'illustration de la présente invention. EXEMPLE I On broie du lignite jusqu'à obtention d'une frac- tion dont les particules mesurent de 589 à 295 microns, le lignite contenant 10%1 d'humidité, en poids. taprès quoi, on plonge le lignite pendant 20 minutes dans 20 cm3 d'une solu- tion d'acide sulfurique contenant 1000 g/litre d'acide sul- furique. Puis on S1'-n4- té, pendant 30 minutes, 100 cm3 d'une solution de charge contenant 52 mg/litre de cobalt, 1 mg/litre de cuivre, 10 mg/litre de nickel dans un milieu ammoniacal de carbonate d'ammonium contenant 14,15 g/litre d'ammoniac et 31,3 g/litre d'anhydride carbonique et ayant un pH de 9,48. On répète l'essai 3 fois, une fois à température ambiante (21 C), une fois a 38'C et une fois à 70 Co On effectue une seconde série d'extractions de cobalt en utilisant du lignite comme adsorbant qui a été pré- traité uniquement a l'eau. Là encore, la solution de charge précitée est secouée avec le lignite traité à l'eau pen- dant 30 minutes A température ambiante, A 380C et a 700C. Afin d'encore illustrer l'efficacité du processus de prétraitement suivant l'invention, un adsorbant a base de lignite, n'ayant subi aucun prétraitement mais étant a 1'état sec est secoué avec la solution de charge dans des conditions identiques. Dans tous les cas, après avoir été secoué, on filtre l'échantillons on lave le lignite avec une quantité d'eau donnée et on analyse le filtrat. Les ti- trations du cobalt indiquant le pourcentage d'adsorption du cobalt sur le lignite sont indiquées au tableau I ci- dessous. TABLEAU I Pourcentage d'adsorption de cobalt sur le lignite Température de la Lignite traité Lignite traité Ligni- solution ( C) à l'acide a l'eau tesec 21 61,5% 42,3% 34,6% 38 63,5% 42,3% - 70 65,4% 50,8 Il découle du tableau ci-dessus que la quantité de cobalt qui est adsorbée sur l'adsorbant solide prétraité à l'aide d'une solution acide est améliorée de façon spectaculaire par rapport à la quantité de cobalt adsorbée sur du lignite uniquement prétraité à l'eau ou utilisé à l'état sec sans aucun prétraitement. EXEMPLE II Pour illustrer la cinétique d'absorption de la charge en cobalt pouvant être obtenue par traitement préalable de lignite par l'acide sulfurique, on broie un lignite jusqu'à obtention de dimensions particulaires dF589 à 295 microns. Puis on pr6traite 5 g du lignite, contenant 10%/o en poids d'humidité, à une température de 70 C, à l'aide d'une solution concentrée d'acide sulfurique contenant 1800 g/litre d'acide sulfurique, le prétraitement consis- tant à plonger le lignite pendant 20 minutes dans 20 cm3 de la solution. On prétraite un second échantillon de lignite d'une façon similaire, à l'aide d'une seconde solu- tion d'acide sulfurique contenant 1000 g/litre d'acide sul- furique. On utilise les deux adsorbants pour extraire le cobalt d'une solution ammoniacale de carbonate d'ammonium de charge contenant 59 mg/litre de cobalt et 32,9 g/litre d'ammoniac, le pH de la solution étant de 9,88. Comme dans l'exemple précédent, on secoue 100 cm3 de la solution de charge avec 5 g du lignite pendant un laps de temps de 5 à minutes, en prélevant des échantillons sur la solution au bout.de 5 minutes, 10 minutes, 15 minutes, 20 minutes et 25 minutes. On analyse le filtrat. Les résultats obtenus sont rapportés au tableau II ci-dessous. En outre, on répè- te les essais sur du lignite adsorbant n'ayant subi aucun pr6traitement qui est utilisé à l'6tat sec. TABLEAU II Temps de Pourcentaqe d'adsorption du cobalt sur le liqnie secouage Prétraitement à Prétraitement à Sans prétrai- (minutes) l'aide de l'aide de tement à 1800 g/litre 1000 g/litre l'acide de H2SO4 de H2SO 4 87% 54% 20%Y 10 93% 68% 35% 96% 76% 46% 97% 81%, 56% 97% 83 , 64% I1 découle du tableau ci-dessus qu'en utilisant un adsor- bant à base de lignite pr6traité à l'acide sulfurique il est possible d'atteindre une adsorption de cobalt 50% su- p6rieure à celle obtenue en utilisant un lignite non traité au bout d'un laps de temps de 5 à 15 minutes. EXEMPLE III Lorsqu'on répète les essais ci-dessus en utilisant un lignite qui a été prétraité à l'acide chlorhydrique et à l'acide nitrique, il s'avère que le lignite prétraité à l'aide d'une solution d'acide chlorhydrique contenant 25% en poids d'acide adsorbe environ 12 mg de cobalt/gC de li- gnite en 24 heures. De même, le lignite prètraité à l'aide d'une solution d'acide nitrique contenant environ 111% en poids d'acide adsorbe environ 9,5 mg de cobalt/g de lignite en 24 heures. Par opposition, le lignite non traité n'ad- sorbe que 5 mg environ de cobalt/g de lignite pendant le même laps de temps. REVENDICATIONS 1. Procédé hydrométallurgique pour la récupération d'un métal contenu dans une source métallifère, caractérisé en ce qu'on soumet ladite source à une lixiviation à l'aide d'une solution ammoniacale de sel d'ammonium, on met la so- lution en contact avec un adsorbant solide qui a subi un traitement préalable à l'aide d'un acide afin de sélective- ment adsorber les ions métalliques dissous, et on récupère le métal cherché. 2. Procédé suivant la revendication 1, caractérisé en ce que l'adsorbant solide est du carbone, de la tourbe ou du lignite. 3. Procédé suivant la revendication 1, caractérisé en ce que l'acide utilisé pour prètraiter t'adsorbant solide est l'acide sulfurique, l'acide nitrique ou l'acide chlor- hydricue. 4. Procédé suivant la revendication 1, caractérisé en ce que le prétraitement de l'adsorbant solide est effectué a une température d'environ 10 à 150'C. 5. Procédé suivant la revendication 1, caractérisé en ce que l'acide utilisé pour prétraiter l'adsorbant solide est présent enune proportion d'environ 5 à 100%, en poids. 6. Procédé suivant la revendication 1, caractérisé en ce que la source métallifère est un minerai latéritique. 7. Procédé suivant l'une quelconque des revendications précédentes, caractérisé en ce que le métal à récupérer est le cobalt, le cuivre, le manganèse, le zinc ou le cadmium.