Ce travail de recherche a été réalisé dans le but de développer une technologie pour démontrer le potentiel des résidus métallurgiques comme une source secondaire de métaux lourds (Cu et Zn). Trois résidus de lixiviation de zinc différents (en fonction de leur âge de génération et de dépôt) (ZLR1, ZLR2 & ZLR3) et des résidus d'épuration de zinc (ZPR) ont été recueillis sur un site industriel de la métallurgie du zinc localisé au Brésil. Les échantillons de ZLRs et ZPR ont été analysé pour déterminer leurs caractéristiques minéralogiques et physico-chimiques. Le fractionnement de métaux lourds par extraction séquentielle et leur mobilité en fonction du pH ont été déterminés. La modélisation géochimique a été réalisée pour déterminer les mécanismes qui affectent la mobilisation des métaux lourds à partir de ces résidus. Ensuite, les résidus ont été soumis à des tests de lixiviation afin d’optimiser l'extraction de métaux lourds. La récupération sélective de métaux à partir des lixiviats acides a été obtenue par précipitation de sulfure métallique (MSP). Enfin, des séquences de procédés pour la récupération sélective de Cu et Zn ont été proposées. Les résultats révèlent que ZLRs contient une concentration importante de Zn (2,5% à 5%), Pb (1,7% à 2,3%) et des métaux tels que Mn, Cu, Al dans des fractions détectables. Les ZPRs contiennent une forte concentration de Cu (47%), Zn (28%), Cd (9%) et Pb (5%). Le fractionnement à l’aide d’acide acétique ou d’acide nitrique suggère que les résidus de lixiviation et de purification sont des déchets dangereux, qui libèrent une concentration de plomb et de cadmium dans l'environnement supérieure à la concentration admissible proposée par l’USEPA. La lixiviation des métaux à partir des résidus est très dépendante du pH. La lixiviation des métaux lourds (Zn & Cu) est élevée à pH acide et la libération des métaux diminue avec l'augmentation du pH. Les phases minérales sulfatées et carbonatées ont été identifiées comme celles contrôlant la solubilité des minéraux. La lixiviation de Zn à partir de ZLRs est fortement influencée par la température et la concentration en acide. La cinétique de lixiviation des ZLRs indique que plus de 92%, 85% et 70% du zinc peut être extrait de ZLR1, ZLR2 et ZLR3 par lixiviation à l’aide de H2SO4 (1,5 M). Les cinétiques de lixiviation de ZLRs avec l’acide sulfurique suivent le modèle cinétique à cœur rétrécissant. L'énergie d'activation nécessaire pour lixivier le zinc contenu dans ZLR1, ZLR2 et ZLR a été estimées à 2,24 kcal / mol, 6,63 kcal / mol et 11,7 kcal / mol, respectivement, à l’aide de l'équation d'Arrhenius. Les ordres de la réaction par rapport à la concentration en acide sulfurique ont également été déterminés comme étant respectivement de 0,2, 0,56, et 0,87 pour ZLR1, ZLR2 et ZLR3. La précipitation sélective du zinc (comme sphalérite) à partir des lixiviats a été obtenue par la combinaison d'une co-précipitation avec de l'hydroxyde et du sulfure. La lixiviation de Cu à partir de ZPR a été fortement influencée par le rapport solide-liquide et la vitesse d'agitation, ce qui suggère que le transfert de masse est contrôlé par la diffusion. Plus de 50%, 70% et 60% de Cd, Cu et Zn peuvent être lessivés à partir de ZPR en utilisant de l’H2SO4 1M . La covellite a été récupéré sélectivement à partir des lixiviats acides multi-métalliques (Cd, Cu et Zn) et les lixiviats ont été étudiés en optimisant le pH initial et le rapport massique Cuivre-sulfure. En conclusion, ces résidus métallurgiques dangereux peuvent être considérés comme une ressource alternative potentielle de Zn et Cu. Non seulement les coûts d'investissement et les questions environnementales liées au stockage / élimination de ces ZLRs & ZPR mais aussi à l'épuisement progressif des minerais sulfurés de haute qualité (pour Zn et Cu) peuvent être abordés. L'étude ouvre aussi une perspective de valorisation de ZLR & ZPR lessivés, pour la lixiviation sélective et de récupération de Pb / This research was carried out in order to develop a technology to demonstrate the metallurgical residues as a potential secondary source for heavy metals (Cu and Zn). Three different (based on their age of generation and deposition) zinc leach residues (ZLR1, ZLR2 & ZLR3) and zinc purification residue (ZPR) were collected from a Zn-metallurgical industry located in Brazil. The characterization of ZLRs and ZPR were examined for their mineralogical, physico-chemical, bulk chemical features. Fractionation of heavy metals and liquid-solid partitioning with respect to pH were also determined. Geo-chemical modelling was done to understand the mechanisms affecting the mineral solubilities of these residues. Following the above, the residues were subjected to (bio) leachability tests to optimize the maximal extraction of heavy metals. Later, the recovery of Zn (ZLRs) and Cu (ZPR) from the polymetallic acidic leachates were investigated. Finally, hydrometallurgical flow charts for the selective recovery of Cu and Zn were proposed. The results reveal that the ZLRs contain significant concentration of Zn (2.5% to 5%), Pb (1.7% to 2.3%) and metals such as Mn, Cu, and Al in detectable fractions. The ZPRs contain high concentration of Cu (47%), Zn (28%), Cd (9%) and Pb (5%). Fractionation with acetic and nitric acid suggest that both the leach and purification residues are hazardous wastes, releasing higher concentration of Pb and Cd into the environment, than the permissible concentration suggested by U.S. EPA. Leaching of metals from the residues is highly pH dependent. Heavy metals leaching (Zn & Cu) is high at low pH and the release of metals was decreased with increase in pH. Sulfated and carbonated mineral phases were predicted to be the solubility controlling minerals. The leaching of Zn from ZLRs was highly influenced by temperature and acid concentration. The results of the optimization of leaching parameters state that more than 92%, 85% and 70% of zinc can be extracted from ZLR1, ZLR2 and ZLR3 by H2SO4 (1.5 M) leaching (at 80 °C for 6 hours with a pulp density 2%, while the agitation speed was maintained 250 rpm). The sulfuric acid leaching of ZLRs follows the shrinking core diffusion model. The activation energy required to leach zinc from the ZLR1, ZLR2 and ZLR were estimated to be 2.24 Kcal/mol, 6.63 Kcal/mol and 11.7 Kcal/mol respectively, by Arrhenius equation. Order of the reaction with respect to the sulfuric acid concentration was also determined as 0.2, 0.56, and 0.87 for ZLR1, ZLR2 and ZLR3, respectively. Selective precipitation of Zn (as sphalerite) from the leachates was achieved by the combination of hydroxide and sulfide precipitation. Biohydrometallurgy is also as effective as the chemical hydrometallurgy for the selective Zn recovery from the ZLRs. Cu leaching from ZPR was highly influenced by solid to liquid phase ratio and agitation speed, suggesting that the mass transfer depends on the diffusion. More than, more than 50%, 70% and 60% of the total Cd, Cu and Zn can be leached from ZPR by 1M H2SO4 with 2% pulp density continuously shaken at 450 rpm at 80 °C. Covellite was selectively recovered from the acid multi-metallic (Cd, Cu & Zn) leachates were investigated by optimizing the initial pH and Cu to sulfide ratio. In conclusion, these hazardous metallurgical residues can be seen as potential alternative resource for Zn and Cu. Not only the capital costs and environmental issues associated with the storage/disposal of these ZLRs & ZPR but also the gradual depletion of high grade sulfidic ores (for Zn and Cu) can be addressed. The study also leaves a perspective of investigating the leached ZLR & ZPR, for the selective leaching and recovery of Pb

Réalisée dans le cadre du projet UE Bioshale, cette thèse vise à comprendre les processus de concentration des métaux dans les gisements de black shale, et à valoriser ces minerais par voies hydro- et biotechnologiques. La matière organique (MO), peu mature, du minerai de Lubin (Kupferschiefer) est intervenue dans les processus syn-, dia- et épigénétiques de concentration des métaux. Le cuivre (>7%) ainsi que Ag, Co, Ni, Pb, Zn,... y sont principalement présents sous forme de chalcocite, covellite, bornite, chalcopyrite... Certains éléments (Cu, Fe, Co, Ni, V) se retrouvent à de faibles teneurs dans la MO (=0,2%). La MO plus mature de Polkowice (Kupferschiefer), contient moins d'éléments associés (Fe, V, S). Les teneurs en métaux de base y sont plus faibles (<1% Cu), mais avec de l'or et du sélénium sous forme d'électrum et clausthalite. A Talvivaara, le minerai, graphitique, peu riche (Zn+Cu+Ni<1%), comprend pyrrhotite-pyrite (± chalcopyrite, alabandite, pentlandite, sphalérite). Tectonique et métamorphisme ont ici effacé tout lien entre processus minéralisateurs et MO (qui ne contient pas de métaux). Les traitements des minerais de Lubin et de Talvivaara aboutissent à une mise en solution des métaux plus élevée en réacteur (>90%) que par lixiviation en tas (<75% à Talvivaara). Ces taux dépendent peu voir pas de la présence de la MO. Quelque soit le traitement, la chalcocite, la digénite, la bornite et la pyrrhotite sont plus facilement lixiviables que la pyrite et la chalcopyrite. Le biotraitement du minerai de Lubin ne permet pas la récupération de Ag et Pb. Cependant, plus de 92% de ces éléments sont solubilisés par un traitement additionnel du résidu de biolixiviation.

Les principaux objectifs étaient d'évaluer la stabilité de l'environnement des scories métallurgiques de Cu résultant de différentes périodes d'activités industrielles et de différentes technologies de fusion. Parmi les scories étudiées, on retrouve: les scories historiques cristallines (SH) ainsi que modernes: les scories de four vertical (SFS), les scories granulées (GS) et les scories de plomb (LS). Les différentes approches adoptées dans ce travail de thèse ont tenu compte de: i) la composition chimique et la phase minérale des scories, ii) la sensibilité à la lixiviation des scories sous l’exposition à différentes conditions de pH en mode statique, iii) l’altération des scories sous exposition aux acides organiques couramment trouvés dans l'environnement du sol, iv ) la bio-altération des scories par les bactéries (Pseudomonas aeruginosa) et v) l’application future de la récupération des métaux provenant des scories étudiées en mettant en œuvre la méthode de lixiviation biologique. Résultats cruciaux: Les résultats des tests de lixiviation dépendant du pH ont montré une libération de métal plus élevée dans des conditions fortement acides (pH 2 et 4), alors que la lixiviation dans des conditions alcalines (pH 10.5) était moins importante pour toutes les scories analysées. L'effet de l’altération par le sol a été démontré, la dissolution des scories est notamment sensible à la présence d'exsudats racinaires artificiels (ARE), d’acides humiques (HA) et d’acides fulviques (FA), la contribution des ARE étant la plus forte. Selon les données recueillies, la dissolution relative des scories est strictement liée à leurs caractéristiques (composition chimique et minéralogique) en fonction des différentes conditions étudiées. L'étude concernant l’effet de l’altération biologique a révélé que Pseudomonas aeruginosa améliore considérablement la libération des éléments majeurs (Si et Fe) et métalliques (Cu, Zn, Pb) par rapport aux effets des facteurs abiotiques, indépendamment de la chimie et de la structure des scories. En outre, une récupération élevée (jusqu'à 90%) des métaux (Cu, Zn, Fe) pourrait être obtenue grâce à la lixiviation avec Acidithiobacillus thiooxidans dans des conditions de laboratoire. Conclusions générales : La stabilité des scories dans l'environnement dépend à la fois des caractéristiques chimiques et de la minéralogie. Cependant, les phases minérales hébergeant les métaux sont les facteurs les plus déterminants concernant l'intensité de la lixiviation des métaux. Pour cette raison, l'examen individuel du comportement des scories est important pour empêcher la contamination de l'environnement et devrait être considéré comme une priorité pour la gestion durable des scories. L’optimisation des paramètres de fonctionnement pour le biolessivage et le développement de la technologie à l'échelle industrielle pourrait permettre une bien meilleure gestion (voir l’exploitation) des scories métallurgiques de Cu / Problem statement: Copper pyrometallurgical slags are inevitable waste by-products of Cu smelting operations. These waste are considered to be important due to their production volume and high residual metal content that are inefficiently recovered during industrial process. Due to the lack of sustainable practices in the past, tremendous volumes of Cu-slags have been disposed in many industrial districts, regardless of the weathering and associated environmental risk. Consequently, there are many areas where slags have been proven to be a source of metallic pollution for the surrounding environment. At the present time, the outstanding contradiction between the sustainable development and environmental pollution encourages to undertake the action regarding this aspect. For this reason, slags are currently being used as supplementary materials for civil engineering purposes (e.g. cement and concrete additives, road bed filling materials, hydraulic construction materials) rather than disposed. Additionally, modern-day management strategies require slags to be thoroughly evaluated with respect to their environmental stability prior undertaking any reuse action. Main objectives were to evaluate environmental stability of Cu-metallurgical slags resulting from different periods of industrial activities and different smelting technologies. Those included: historical crystalline slag (HS) as well as modern: shaft furnace slag (SFS), granulated slag (GS) and lead slag (LS). Different approaches undertaken in this PhD work considered: i) chemical and mineral phase compositions of slags, ii) leaching susceptibility of slags under exposure to different pH-stat conditions, iii) slags weathering under exposure to organic acids commonly found in soil environment, iv) bacterially (Pseudomonas aeruginosa) mediated weathering of slags and v) future application of studied slags for metal recovery by implementing the bioleaching method. Crucial results: The results of the pH-dependent leaching tests showed a higher metal release in strong acidic conditions (pH 2 and 4), whereas leachability at alkaline conditions (pH 10.5) revealed a lower importance for all the slags analyzed. The study considering soil weathering scenario demonstrated that Cu-slags are susceptible to dissolution in the presence of artificial root exudates (ARE), humic (HA) and fulvic acids (FA), whereby ARE were found to have stronger contribution than HA and FA. According to data collected, the different behavior of individual slags is strictly related to their characteristics (chemical and phase composition) reflecting various susceptibilities to dissolution under the investigated conditions. The study considering bio-weathering scenario revealed that Pseudomonas aeruginosa considerably enhances the release of major (Si and Fe) and metallic (Cu, Zn, Pb) elements compared to the effects of abiotic factors, regardless of the slags chemistry and structure. Furthermore, a high gain (up to 90%) of metals (Cu, Zn, Fe) could be credited to bioleaching with Acidithiobacillus thiooxidans under laboratory conditions. General conclusions: The environmental stability of slags depends on both, their bulk chemistry and mineralogy. However, mineral phases harbouring the metals are the key players in metal leachability intensity. For, this reason consideration of individual slags behaviour is important for preventing environmental contamination and should be regarded as priority branch of sustainable slag management. Optimization of operating parameters for bioleaching following development of industrial scale technology is an incentive scheme for future management of Cu-metallurgical slags

Ces travaux s’intéressent au comportement de pâtes de ciment de différentes natures cimentaires exposées à une eau douce naturelle et plus particulièrement aux interactions avec les éléments biologiques. Cette étude est basée sur l’analyse comparative d’échantillons placés en milieu naturel (Moselle) et en milieux artificiels de laboratoire. Quels que soient les milieux et les microorganismes considérés, les résultats montrent une modification de la minéralogie de la surface et du réseau poreux des échantillons (taux de porosité, propriétés de transferts). Les essais en laboratoire ont permis d’isoler l’influence spécifique des bactéries dans les phénomènes de biolixiviation. Le dénombrement bactérien montre aussi que la densité de cellules présentes dans le biofilm recouvrant les échantillons dépend peu de la nuance cimentaire, excepté pour les ciments au calcaire. Les observations au MEB ont révélé, sur l’ensemble des échantillons, la présence abondante de diatomées en partie recouvertes par une couche minérale issue d’une cristallisation secondaire. La colonisation de la surface par ces diatomées est influencée par la géométrie et la nature minéralogique des échantillons. Les résultats d’essais en laboratoire ont montré qu’elles ont des interactions avec la pâte de ciment, l’évolution des densités de population de diatomées coïncide en effet avec l’évolution des caractéristiques de porosité (taux de porosité, propriétés de transferts) / This work focuses on the behavior of cement pastes of different cement bases exposed to natural fresh water and on the interactions with the biological elements. This study is based on the comparative analysis of samples immersed in natural environment (Moselle) and in artificial laboratory media. Whatever the media and microorganisms considered, the results show a change in the mineralogy of the surface and the porous network of the samples (porosity rate, transfer properties). Laboratory tests highlighted the specific influence of bacteria in bioleaching phenomena. The bacterial count also shows that the density of cells present in the biofilm covering the samples does not mainly depend on the cementitious grade, except for the limestone cements. The SEM observations revealed the abundant presence of diatoms on all samples. Diatoms are partly covered by a mineral layer resulting from secondary crystallization. The colonization of the surface by these diatoms is influenced by the geometry and mineralogical nature of the samples. The results of laboratory tests have shown that they interact with cement paste; the evolution of diatom population densities coincides with changes in porosity characteristics (porosity rate, transfer properties)

Ce travail présente les résultats dune étude menée sur la dépollution des tailings de Kipushi (RD Congo) par la valorisation des métaux contenus. Ce sont les rejets anciens dun concentrateur. Ils contiennent de la pyrite et des sulfures résiduels de cuivre et de zinc. Du fait du stockage à lair libre pendant plus de 40 ans, ces sulfures sont partiellement oxydés. Ces tailings présentent une certaine instabilité physique et chimique qui est à la base de la dégradation des milieux environnants les plus proches (rivières naturelles, sols sous-jacents, nappes souterraines, etc.) suite à la migration et à la dispersion dETM (éléments traces métalliques) tels que larsenic, le cadmium, le cobalt, le cuivre, le plomb, le zinc, Linstabilité physique se manifeste par des phénomènes dérosion par les eaux de ruissellement pendant la saison des pluies et par des phénomènes dérosion éolienne pendant la saison sèche. Leur stockage en surface saccompagne dune lente oxydation des sulfures avec production deaux acides qui dans leur neutralisation par la dolomie présente dans les rejets et celle des formations géologiques sur lesquelles ils reposent, contribuent à laccroissement des réseaux karstiques, au durcissement des eaux des nappes et parfois provoquent des phénomènes daffaissements, voire même deffondrements de terrains. Pour réduire les impacts environnementaux majeurs de ces tailings, nous avons effectué ce travail en recherchant un traitement qui combinerait dune part la dépollution par la réduction des ETM et du soufre sulfure et dautre part la valorisation du cuivre et du zinc contenus. Les deux voies qui ont été testées commencent par une flottation globale de tous les sulfures (désulfuration environnementale). Les résultats de nos expérimentations montrent quon peut obtenir un nouveau rejet de flottation dans lequel une majeure partie des ETM facilement mobilisables dans lenvironnement est éliminée ainsi que presque tout le soufre (95 %), ce qui écarte donc tout risque de DMA. Nous avons démontré que pour atteindre ces résultats, il suffit de ne broyer que la fraction la moins libérée de dimension supérieure à 75 μm et dactiver par un prétraitement à pH 6 les sulfures dont la collection par le xanthate est sinon inhibée par laltération superficielle avec formation doxydes ou par les complexes cyanométalliques formés lors de la flottation avec dépression de la pyrite par les ions cyanures ayant produit les tailings étudiés. Nous avons tenté denrichir le concentré global de la désulfuration environnementale par une flottation différentielle avec dépression de la pyrite à pH 11. Cet enrichissement est difficile à réaliser à cause de la finesse des grains et des caractéristiques minéralogiques du concentré global qui contient beaucoup de grains mixtes. Les essais ont alors porté sur la lixiviation chimique acide oxydante (avec Fe3+) et la lixiviation bactérienne du concentré global après son enrichissement en cuivre et en zinc dans un circuit de flottation avec deux finissages. Une étude approfondie des paramètres qui influencent le mécanisme des biolixiviations a été effectuée et les conditions de leur mise en pratique industrielle ont été déterminées. La lixiviation chimique doit être réalisée à des températures élevées (98°C) pour fragiliser la couche de passivation de soufre élémentaire qui se forme à la surface des grains et qui tend à freiner la diffusion des réactifs et des produits de la réaction. Par contre, la biolixiviation donne de bons résultats à température modérée. Elle est techniquement applicable aux tailings de Kipushi. Nous proposons de réaliser la biolixiviation en deux étapes successives, la première avec des bactéries thermophiles modérées (55°C) à une densité de pulpe de 15 % (poids/volume) et la deuxième avec des bactéries mésophiles (33°C) sur des pulpes à 4 % de solides. Dans ces conditions, on réussit à produire deux solutions de lixiviation (PLS : pregnant leach solution), lune à 3 g/l de cuivre et 7 g/l de zinc et lautre à 0,2 g/l de cuivre et 7 g/l de zinc, quon purifie et concentre facilement dans un circuit dextraction par solvant. Lextraction par solvant du cuivre est réalisée avec le LIX984N directement sans modifier le pH des PLS (1,7-1,9) et le zinc est extrait par le D2EHPA après précipitation dions Fe3+ du raffinat cuivre à des pH entre 3 et 3,5. On obtient ainsi des solutions aqueuses de cuivre et de zinc convenant aux installations délectrolyse industrielle. Nous avons proposé un schéma de traitement des tailings de Kipushi qui pourrait fonctionner pendant 20 ans avec les 36 684 600 tonnes sèches de rejets stockés à la digue 1 et 2. Le traitement produirait un nouveau rejet plus ou moins dépollué qui représente 66 % en poids des tailings traités, 80 950 tonnes de cuivre et 631 750 tonnes de zinc. The work present results from research study devoted to de-pollution of the stocked tailings in Kipushi (DR Congo) via valorization of the metals contained in the tailings. Pyrite and copper and zinc sulfides present the principal mineral composition of the laid down tailings from the concentrator. Due to the fact that the sulphides have been stocked during more than 40 years, they are partly oxidized. These tailings present a constant risk from physical instability and spillage, which reflects in the deterioration of the surrounding environment (rivers, soil, underground water table, etc). Moreover the migration and dispersion of TEM (trace metal elements) such as arsenic, cadmium, cobalt, copper, lead, zinc, is leading to erosion and mine run-off phenomena during wet season and generate air-borne particles during dry season. The stocking of the tailings is accompanied by slow oxidation of the sulfides with concomitant production of acidic waters which are neutralized by the dolomite present, which finally reflects in hardening of the underground waters and even provoke soil subsidence and ground collapses. In order to reduce the major environmental impacts from the tailings, we have performed a study for their post-treatment which encompasses the cleanup from one side and the reduction of TEMs and sulphur on the other side. Apart from this, the aim was to economically extract the remaining non-ferrous metals, notably Zn and Cu. The approach which has been chosen to accomplish this task has been to re-float by bulk flotation the majority of the sulphides and thus by elimination of the nearly total sulphur (95 %) to eliminate the risk of AMD generation and metals immobilization. We have shown that this is possible to be achieved via grinding the 75 μm oversize fraction in order to facilitate minerals liberation, following by subsequent activation at pH 6 before flotation. Without this pretreatment step, the flotation by use of xanthates is impossible, due to the surface coatings of the grains, which are either of oxide nature or are cyano-metallic complexes formed from the use of potassium cyanide as pyrite depressor in the flotation circuit practiced at the times when the concentrator was operational. The further attempts to produce monometallic flotation concentrates via selective flotation with depression of the pyrite at pH 11 have been unsuccessful due to reasons of complex mineralogy. Therefore chemical (Fe3+) and bacterial leaching of the bulk concentrate enriched in Cu and Zn via two cleaning flotation circuits have been envisaged. The technological parameters for the both leaching options have been studied and the mechanisms of the bioleaching taking place have been proposed in view industrial scale up of the process. It has been found that the chemical leaching should be conducted at very high temperatures (98°C) in order to breakdown the passivation coatings (sulphur). In contrast, the bioleaching has shown good results at moderate temperatures. It has been found that bioleaching is technically feasible to the tailings of Kipushi. We have suggested a bioleaching in two successive stages: the first one with moderate thermophilic microorganisms (55 °C) at pulp density 15 % (weight / volume) and the second one with mesophilic microorganisms (33 °C) at pulp density of 4 % (w/v). Under these conditions two principal PLSs (pregnant leach solution) can be obtained - a one with 3 g/l Cu and 7 g/ l Zn and other one in 0.2 g/l Cu and 7 g/l Zn. The both PLSs could be further processed via solvent extraction. The solvent extraction of Cu is accomplished with LIX984N without modifying the pH of the PLS (1.7 - 1.9), while Zn is extracted using a D2EHPA at pH between 3 and 3,5, after elimination of the iron from the copper raffinate. The aqueous solutions thus obtained are suitable for Cu and Zn electrowinning. Finally, a flow sheet for re-treatment of the Kipushi tailings which could operate during 20 years has been proposed. It could treat about 37 mln tones of dry tailings stocked in the tailing ponds 1 and 2. Preliminary calculations estimate that such treatment would produce new tailings with low environmental risk which will represent about 66 % in weight of the original treated tailings and will yield about 80 950 tons of Cu and 631 750 tons of Zn.