<Desc/Clms Page number 1>
QUEBEC METALLURGICAL INDUSTRIES LTD., résidant à OTTAWA (Canada).
PROCEDE DE TRAITEMENT DES MINERAIS DE COBALT SULFUREUX CONTENANT DE L'
ARSENIC.
Cette invention se rapporte au traitement des minerais ou des con- centrats sulfureux de cobalt contenant de l'arsenic ou des matières analogues qui, outre le cobalt, le soufre et l'arsenic, contiennent du fer et le plus souvent d'autres métaux comme le nickel, le cuivre, le plomb et l'argent.
Elle a pour objet un procédé permettant de traiter les minerais, concentrats ou matières du type en question en vue d'obtenir un produit se prêtant à une lixiviation à l'aide d'eau, de manière à fournir une solution aqueuse renfer- mant la majeure partie du cobalt et présentant une forte proportion de co- balt par rapport au fero La récupération des métaux à partir de la solution aqueuse ne fait pas partie de l'invention.
Une matière ayant la composition indiquée ci-après est un exem- ple typique de celles qui sont aptes à être traitées par le procédé que pré- voit l'invention.
EMI1.1
<tb>
Cobalt <SEP> ................ <SEP> 4,54% <SEP> Silice <SEP> ............. <SEP> 15,89%
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> Arsenic <SEP> ........... <SEP> 15,16% <SEP> Oxyde <SEP> de <SEP> fer <SEP> ........... <SEP> 24,61%
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> Nickel <SEP> ................ <SEP> 1,38% <SEP> Alumine <SEP> ........... <SEP> 11,94%
<tb>
EMI1.2
Cuivre ................ 1,12% Chaux ................ 2,78%
EMI1.3
<tb> Soufre <SEP> ................ <SEP> 17,79% <SEP> Magnésie <SEP> ............... <SEP> 2,12%
<tb>
<tb> Argent <SEP> ................ <SEP> 15,6 <SEP> kg/t <SEP> Plomb <SEP> ................ <SEP> 1,3%
<tb>
La présence d'une notable quantité d'arsenic dans les minerais de cobalt a rendu très difficile la récupération des constituants métalliques et implique l'emploi de modes opératoires compliqués et coûteux.
Les procé- dés communément employés pour récupérer les constituants métalliques à par- tir des minerais sulfureux de cuivre et de nickel ne sont pas applicables, ainsi qu'on a pu le vérifier au traitement des minerais de cobalt sulfureux renfermant de l'arsenic
<Desc/Clms Page number 2>
Les minerais ou les concentrats de nickel sulfureux qui peuvent également contenir du cuivre et du fer mais qui ne renferment pas d'arsenic peuvent être soumis à une fusion avec un fondant approprié dans des conditions non oxydantes afin de donner lieu à une matte et à un laitier. Cette matte peut être aisément traitée au cours des phases ultérieures du procédé en vue de récupérer le nickel et le cuivre.
C'est ainsi que la matte peut subir une lixiviation avec une solution aqueuse diluée d'acide sulfurique pour donner lieu à une solution de sulfate de nickel, de cuivre et de fer, le sulfure d'hydrogène qui se dégage provoquant la précipitation du cuivre sous la for- me de sulfure de cuivre qu'on peut séparer de la solution par filtration, après quoi on peut ajouter de la chaux à la solution pour réduire son pH à une valeur d'environ 3,5, puis oxyder le fer en insufflant de l'air à travers la solution, ce qui précipite le fer sous la forme d'hydroxyde ferrique mé- langé à une certaine quantité de sulfate de calcium. Le fer précipité peut être éliminé par filtration, et le nickel aisément récupéré à partir du fil- trat.
Un autre procédé de traitement des minerais ou des concentrats sulfureux de nickel ou de cuivre consiste à les soumettre à une fusion pour donner naissance à une matte qu'on soumet ensuite à un grillage oxydant, après quoi on fait subir à la matière grillée un grillage sulfatant en présence de soufre ou d'une matière contenant un radical "sulfate", afin de transformer le cuivre et (ou) le nickel en sulfates tout en retenant le fer sous la forme d'oxyde de fer insoluble. On lessive ensuite la matière sulfatée à l'aide d'eau ou d'une solution aqueuse d'acide sulfurique.
Mais ces procédés simples ne sont pas applicables au traitement des minerais de cobalt sulfureux contenant de l'arsenic. C'est ainsi que si l'on soumet cette matière à la fusion de la manière usuelle en présence d'un fondant, il se forme un laitier et un speiss. Ce dernier ne peut être facile- ment lessivé à l'aide d'un acide pour dissoudre les constituants métalliques.
Si l'on soumet un concentrat arsenical de sulfure de cobalt à un grillage oxydant, la matière grillée contient encore une quantité tellement grande d'arsenic qu'on ne peut la sulfater et qu'une récupération satisfaisan- te du cobalt ne peut être obtenue par lixiviation même à l'aide d'une solu- tion acide.
Le procédé qui fait l'objet de la présente invention est fondé sur plusieurs constatations et découvertes : Suivant un aspect de l'invention, on chauffe un minerai ou un concentrat de cobalt ou une matière analogue con- tenant de notables quantités de fer, de soufre et d'arsenic dans des condi- tions sensiblement non oxydantes et à une température supérieure au point d'é- bullition des sulfures d'arsenic (707 C) et supérieure également au point de sublimation de l'arsenic mais inférieure à la température de fusion de la ma- tière dans des conditions permettant aux vapeurs de s'échapper, ce qui permet d'évacuer par volatilisation la majeure partie de l'arsenic contenu dans la matière tout en retenant la majeure partie du soufre qui s'y trouve.
L'atmosphère dans laquelle la matière peut être chauffée peut ê- tre réglée de manière à ménager des conditions d'oxydation douces, surtout dans la zone où la température est la plus basse, de façon à permettre la formation de trioxyde d'arsenic dont le point de sublimation est voisin de 193 C.
Un appareil qui convient pour la mise en oeuvre de ce procédé tel que le prévoit l'invention est un appareil de réaction à solides fluidifiés de type classique, du type général décrit dans le brevet américain N 2.503.788 déposé le 29 Novembre 1945, dans lequel les matières solides sont chauffées à la température désirée tout en étant maintenues sous forme d'une couche con- stituée par ces matières solides à l'état de fine division en suspension dans
<Desc/Clms Page number 3>
un gaz inerte. Les conditions qui règnent dans les couches de solides flui- difiés usuelles sont, en effet, idéales pour permettre aux vapeurs volatiles produites de s'échapper. La matière ainsi traitée peut être mélangée à un fondant et soumise à la fusion, ce qui donne lieu à une matte et à un laitier.
Il est préférable de mettre en pratique le procédé tel qu'il vient d'être indiqué (procédé qui constitue un des aspects de l'invention) dans un four électrique de type classique muni de deux électrodes connectées à une source d'énergie électrique et traversant des orifices pratiqués dans la partie supérieure de ce four, l'équipement étant étudié de façon que les électrodes puissent être réglées en vue de les maintenir à l'écartement con- venable et à la distance voulue du bain résultant de la fusion de la matière et formant une nappe liquide à la partie inférieure du four. Un orifice doit être ménagé à la partie supérieure du four, de préférence non loin d'une de ses parois latérales, pour l'enfournement de la matière qui est appelée à ê- tre traitée.
Quand un four électrique est utilisé pour la mise en pratique du procédé suivant l'invention, on peut enfourner graduellement un mélange formé d'un fondant tel que de la chaux calcinée et (ou) de la silice et du minerai ou concentrat de cobalt ou la matière analogue, afin d'établir et de mainte- nir une couche de ce mélange sur l'appui constitué par une des parois laté- rales du four, de préférence hors du contact direct de l'arc électrique qui jaillit entre les électrodes.
Le débit d'enfournement du mélange ainsi consti- tué est réglé de telle sorte qu'au fur et à mesure que la matière se meut pro- gressivement du sommet de la couche en question vers sa base, la température de la matière soit élevée au-dessus du point d'ébullition des sulfures d'ar- senic et au-dessus également de la température de sublimation de l'arsenic mais au-dessous de la température de fusion de la matière et soit maintenue dans cette gamme de températures désirée jusqu'à ce que la majeure partie de l'arsenic contenu dedans ait été éliminée par volatilisation. Au moment où chaque volume de matière enfourné atteint la base de la couche, il fond et forme par suite de cette fusion un bain qui occupe la partie inférieure du four; ce bain est formé d'une couche inférieure de matte et d'une couche su- périeure de laitier.
Ce laitier et cette matte peuvent être défournés pério- diquement de la manière usuelle suivant les besoins par des orifices prévus à cet effet dans la paroi latérale du four. Pendant le traitement, des fumées épaisses se dégagent ; s'échappent à travers la couche poreuse, puis passent à travers les orifices de la partie supérieure du four, ce qui main- tient dans celui-ci une atmosphère sensiblement non oxydante. De cette fa- çon, la majeure partie de l'arsenic contenu dans la matière est éliminée a- vant que cette dernière ne soit fondue, et la matte produite renferme la ma- jeure partie du soufre contenu dans le minerai.
Pendant ce traitement de la matière, il est essentiel de mainte- nir l'une au moins des électrodes espacées hors du contact direct du bain ré- sultant de la fusion de la matière, tout en entretenant un circuit électri- que entre elles et en formant un circuit comprenant l'arc électrique. C'est ainsi que les électrodes peuvent être maintenues constamment au-dessus du bain en question et selon un espacement tel qu'un arc électrique traverse l'espace qui les sépare. Si désiré, les électrodes peuvent être disposées se- lon un espacement tel, aussi bien entre elles que par rapport au bain, que l'arc jaillisse entre une des électrodes et le bain et aussi entre ce bain et l'autre électrode.
Le traitement effectué ainsi qu'il vient d'être dit d'une matière contenant du cobalt et de l'arsenic (originellement 15,16% d'arsenic et 17,8% de soufre en poids) et sa fusion subséquente produisent une matte contenant de l'arsenic et du soufre selon des proportions respectives en poids égales à 2,9 et 24 %. Ainsi, les éliminations de l'arsenic et du soufre sont repec- tivement de l'ordre de 93% et de 35% en poids. La récupération en pourcentage
<Desc/Clms Page number 4>
des constituants métalliques dans la matte a été de l'ordre de 95,4% de co- balt, 92,2 % de nickel, 91,2 % de cuivre et 96,5 % d'argent.
Par contraste, quand la même matière arsenicale renfermant du cobalt est soumise à un gril- lage oxydant pendant une heure à 500 C, puis pendant une heure à 800 c, les éliminations d'arsenic et de soufre sont respectivement égales à 55% et à 88,7% en poids, et la matière grillée contient au moins 8% d'arsenic. Des variations à la technique du grillage ne donnent pas de différence sensible dans ces résultats.
Suivant un autre aspect de l'invention, la matte produite comme décrit ci-avant est séparée'du laitier et est soumise à un broyage (de pré- férence en milieu humide) jusqu'à ce que 80% à 90% au moins de cette matte ait une grosseur particulaire telle que les grains passent à travers un ta- mis n 200.On fait sécher la matte broyée, si cela est jugé nécessaire, et on la soumet à un grillage oxydant afin d'éliminer la majeure partie du sou- fre (95 à 98 %) en même temps qu'une nouvelle quantité d'arsenic. La tempé- rature qu'on fait agir doit être suffisamment élevée pour permettre l'éli- mination du soufre sous forme de sulfure.
Une température de couche compri- se entre 500 et 550 C. environ et appliquée pendant une heure est recomman- dée mais on peut traiter avec succès une matte grillée à 700 C par la métho- de opératoire subséquente. Le grillage peut être effectué dans n'importe quel appareil approprié comme un four rotatif ou un appareil de grillage convenable.
On mélange de l'eau à la matte grillée, puis on ajoute de l'a- cide sulfurique concentré pour transformer en sulfates les constituants mé- talliques. L'eau et l'acide peuvent être mélangés et ajoutés ensemble à la matte grillée, ce qui permet une humidification plus effective des particu- les au moyen d'une plus petite quantité d'acide. Si la matte provient d'une matière ayant la composition qui a été indiquée à titre illustratif au dé- but de ce texte, on peut faire agir environ 10% d'eau et 33% d'acide sulfu- rique (en poids) par rapport à la matte grillée. On fait sécher le mélange, puis on le grille à l'air libre sous une pression sensiblement égale à la pression atmosphérique et à une température de couche supérieure à 575 C. environ, mais inférieure à 650 C. environ. La température à préférer est de 620 G environ.
On la fait monter très lentement jusqu'à la température de grillage désirée.
Si l'on prélève des échantillons de la matière grillée à des in- tervalles de temps prédéterminés au cours du grillage et qu'on lessive à l'eau, on constate que l'extraction est demeurée relativement constante et .représente de 90 à 95% du cobalt. Le rapport entre la quantité de cobalt et la quantité de fer est extrêmement faible dans les solutions obtenues par lixiviation d'échantillons de produit calciné prélevés peu de temps après le début du grillage. Mais ce rapport augmente en fonction du temps de gril- lage jusqu'à atteindre une valeur maximum compatible avec un taux d'extrac- tion élevé du cobalt, après quoi un nouveau grillage peut provoquer une bais- se du taux d'extraction du cobalt.
Il s'en suit qu'en poursuivant le gril- lage pendant un certain laps de temps, on peut obtenir un matériau grillé apte à être soumis à une lixiviation aqueuse en vue d'obtenir une solution contenant au moins 90% environ du cobalt et dans laquelle le rapport entre la quantité de cobalt et la quantité de fer soit égal à 4 sur 1 ou même plus grand. La durée de grillage qui est nécessaire variera selon les circonstan- ces, notamment suivant le type d'appareil de grillage qu'on emploiera et suivant la quantité de matière soumise au grillage. Cette durée peut d'ail- leurs être déterminée aisément par tâtonnements dans chaque cas. Un brassage ou ringardage périodique et intéressant toute la masse de la matière trai- tée est désirable pour assurer une température uniforme au lit de matière.
Les changements de couleurs fournissent d'ailleurs une indication du progrès de la réaction et guident l'ouvrier qui surveille le travail; ces changements sont approximativement les suivants :
<Desc/Clms Page number 5>
EMI5.1
<tb> Etat <SEP> de <SEP> la <SEP> matière <SEP> Couleur <SEP> de <SEP> la <SEP> matière
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> Addition <SEP> d'acide <SEP> sulfurique <SEP> et
<tb>
<tb>
<tb> produit <SEP> calciné <SEP> desséché <SEP> à <SEP> 100 C <SEP> Lavande <SEP> pâle
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> Chauffage <SEP> à <SEP> 300 C. <SEP> Jaune
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> Chauffage <SEP> à <SEP> 400 <SEP> - <SEP> 500 Ce <SEP> Vert
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> Chauffage <SEP> à <SEP> 500 C.
<SEP> Café <SEP> au <SEP> lait
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> Chauffage <SEP> à <SEP> 600 <SEP> - <SEP> 625 C. <SEP> Vin <SEP> de <SEP> porto <SEP> riche
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> (calcination <SEP> terminée)
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> Chauffage <SEP> à <SEP> 675 C. <SEP> Début <SEP> de <SEP> virage <SEP> au <SEP> noir
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> Chauffage <SEP> à <SEP> 700 C<, <SEP> (surchauffe
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> sans <SEP> lixiviation <SEP> possible) <SEP> Noir
<tb>
Si le produit calciné vient à être surchauffé accidentellement, on peut le traiter à nouveau à l'aide d'acide sulfurique et lui faire su- bir un nouveau grillage pour donner des résultats satisfaisants.
Au cours des expérimentations qui ont porté sur l'emploi d'un four à moufle et d'une quantité de 6,8 kg de matte calcinée, on a constaté qu'après un grillage sulfatant pendant lequel la charge de matière était chauffée lentement jus- qu'à la température de grillage préférée et pendant un temps au moins égal à deux heures, puis maintenue à la température préférée pendant une nouvelle période allant de 1 heure 30 minutes à 2 heures avec un brassage ou ringar- dage périodique et intégral pour donner au lit de matière une température uniforme, les proportions relatives entre la quantité de cobalt et la quan- tité de fer dans des solutions obtenues par lixiviation du produit grillé à l'aide d'eau bien chaude étaient d'environ 4 à 1.
Un grillage supplémen- taire poursuivi pendant quelque temps à la température préférée n'a eu que peu d'effet sur les proportions sus-indiquées ou sur le taux d'extraction du cobalt.
Après que la matière a été ainsi sulfatée, elle est soumise à une lixiviation à l'aide d'eau (de préférence à une température comprise entre 30 C et 80 C) pour fournir une solution contenant 90 à 95% du cobalt et plus de 60% du nickel, du cuivre et de l'argent contenus dans la matte.
La majeure partie du fer est demeurée dans le résidu de la lixiviation en même temps qu'une petite quantité de nickel, de cuivre et d'argent. Le rap- port entre la quantité de cobalt et la quantité de fer dans la solution ré- sultant de la lixiviation est de l'ordre de 4 à 1 et souvent notablement plus élevé.
S'il est vrai que l'état de fine division de la matière soumi- se à une lixiviation par l'eau contribue à assurer une valeur élevée au taux d'extraction du cobalt, ce taux élevé ne peut être obtenu sans (a) une élimination poussée de l'arsenic provenant du minerai ou concentrat de co- balt ou de la matière analogue soumise au traitement, comme décrit ci-avant, avant sa fusion pour donner lieu à la matte, et (b) la soumission de la mat- te à l'état finement divisé à un grillage oxydant avant l'opération de gril- lage de sulfatation. L'état d'extrême division de la matte paraît favoriser l'élimination ultérieure de l'arsenic au cours du grillage oxydant.
Les fac- teurs additionnels qui contribuent principalement à donner une valeur élevée
<Desc/Clms Page number 6>
au rapport entre la quantité de cobalt et la quantité de fer dans le liqui- de de lixiviation ou de lessivage sont l'état de division poussée de la ma- tière soumise à l'opération de sulfatation et la continuation de chauffage pendant cette opération pendant le laps de temps nécessaire pour décomposer la majeure partie des sulfates de fer formés au cours du stade introductif de l'opération de sulfatation. La valeur élevée du rapport en question (co- balt/fer) dans la liqueur de lixiviation facilite grandement l'élimination du fer à partir de cette liqueur avant la précipitation du cobalt et réduit aussi la perte en cobalt qui accompagne cette élimination du fer.
On avait pensé quelques années avant la présente invention (voir le brevet américain N .1.590.525 déposé le 10 Octobre 1922) à griller des minerais contenant du fer, du nickel et du cobalt à une température de l'or- dre de 482 à 538 C en présence de soufre pour donner naissance à des sels métalliques solubles. Les minerais ne contenaient pas d'arsenic. Mais quand on faisant monter la température pour rendre le fer insoluble, une certaine quantité de nickel et de cobalt était également rendue insoluble.
Pour pa- rer à ceci, on ajoutait du sulfate de sodium ou de potassium, afin de donner naissance à des sels doubles ou composés solubles par combinaison avec les métaux non ferreux qui sont stables à une température comprise entre 621 et 704 C. Mais le sel.du métal alcalin n'agit pas sur le sulfate de fer au même degré que les sulfates de nickel et de cobalt, de sorte que le fer so- luble revient à l'état insoluble.
Conformément à l'invention, un résultat analogue est obtenu mais de fagon entièrement différente avec une matière sulfurée contenant du co- balt et de l'arsenic. Ainsi, la matière résultant du grillage oxydant est soumis après refroidissement-et après addition d'acide sulfurique et d'eau à une autre opération de grillage à une température comprise entre 575 C et 650 C environ. Tandis que cette opération de grillage se déroule, il arrive un moment où le rapport entre la quantité de cobalt dissoute et la quantité de fer qui se trouve dans la solution préparée par lixiviation du produit à l'aide d'eau augmente sans réduire pour autant l'extraction du cobalt.
Il en résulte qu'en poursuivant ensuite l'opération de grillage pendant un laps de temps prédéterminé, on peut obtenir une matière grillée se prêtant à une lixiviation par l'eau en vue de l'obtention d'une solution contenant la majeure partie du cobalt et dans laquelle le rapport entre la quantité de cobalt et la quantité de fer est de 4 à 1 ou supérieur. L'état de divi- sion extrêmement poussé de la matière soumise à cette dernière opération de grillage rend plus complète la dissociation préférentielle du sulfate de fer à la température de travail.
L'invention est encore illustrée par l'exemple spécifique sui- vant :
On chauffe dans un four électrique une charge totale contenant 300 kg environ de concentrats sulfureux contenant du cobalt et de l'arsenic comme précédemment décrit, de manière à éliminer l'arsenic, tout en faisant fondre la matière. On sépare la matte résultante du laitier, on la concasse et on la broie jusqu'à ce que 90% de cette matte ait une grosseur particu- laire telle que les particules traversent le maillage d'un tamis N 200, puis on soumet la matière à un grillage oxydant dans un appareil de grilla- ge à sole unique avec dispositif de ringardage mécanique.
On maintient cet appareil de grillage à une température de 500 C., de telle sorte que la tem- pérature au sein du lit de matière soit d'environ 600 C. On mélange une partie de cette matte ainsi grillée à des concentrats dans la proportion de 3 kgs. de matte grillée pour 20 kilos de concentrats, afin de constituer la charge d'enfournement destinée au four électrique de fusion. Grâce à ce moyen, l'oxyde de fer qui se trouve dans la matte grillée sert de fondant pour la silice qui se trouve dans les concentrats, de sorte que la charge devient auto-fondante, en même temps que la qualité de la matte est améliorée par
<Desc/Clms Page number 7>
suite de l'augmentation du rapport entre la quantité de cobalt et la quantité de soufre contenues dans la charge appeléeà subir la fusion.
Si l'on fait fondre 300 kilos de concentrats, on recueille 130 kilos de laitier, 130 kilos de matte et 95 kilos de poussière. Les données provenant de cet essai sont synoptisées dans le tableau N . 1.
TABLEAU N 1
EMI7.1
<tb> Matières <SEP> chargées <SEP> et <SEP> produites <SEP> par <SEP> la <SEP> fusion <SEP> électrique <SEP> de
<tb> concentrats <SEP> de <SEP> cobalt <SEP> arsenicaux.
<tb>
<tb>
<tb>
Matière <SEP> à <SEP> l'entrée
<tb>
<tb> Concentrats <SEP> Matte <SEP> grillée <SEP> remise <SEP> dans <SEP> le
<tb>
EMI7.2
¯¯¯¯¯¯¯¯¯¯¯¯¯¯¯¯¯¯ ¯¯¯¯¯¯¯¯¯¯¯¯¯¯¯¯ cycle
EMI7.3
<tb> Poids <SEP> en <SEP> kg <SEP> : <SEP> 300449
<tb>
<tb> pour <SEP> cent <SEP> : <SEP> Analyse <SEP> Analyse
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> Fe <SEP> 18,2 <SEP> 35,9
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> Co <SEP> 4,65 <SEP> 11,99
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> Ag <SEP> (kg/tonne) <SEP> 13,51 <SEP> 31,66
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> Ni <SEP> 1,40 <SEP> 3,8
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> Cu <SEP> 1,09 <SEP> 2,83
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> As <SEP> 14,8 <SEP> 2,11
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> S <SEP> 17,68 <SEP> 9,90
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> Pb <SEP> 1,33 <SEP> 0,
60
<tb>
<Desc/Clms Page number 8>
EMI8.1
<tb> Matériaux <SEP> à <SEP> la <SEP> sortie
<tb> Laitier <SEP> Matte <SEP> (1) <SEP> Poussière
<tb> Poids <SEP> en <SEP> kg <SEP> 130 <SEP> 130
<tb> pour <SEP> cent <SEP> : <SEP> Répart. <SEP> anal. <SEP> (2) <SEP> Répart. <SEP> anal. <SEP> (2) <SEP> Répart. <SEP> anal.
<SEP> (2)
<tb>
<tb>
<tb> Fe <SEP> 11,8 <SEP> 21,8 <SEP> 41,4 <SEP> 76,6 <SEP> 1, <SEP> 2 <SEP> 1,6
<tb>
<tb> Co <SEP> 0,85 <SEP> 5,7 <SEP> 13,82 <SEP> 93,3 <SEP> 0,21 <SEP> 1,0
<tb>
<tb> Ag <SEP> (kg/t) <SEP> 1,27 <SEP> 0,09 <SEP> 36,50 <SEP> 2,69 <SEP> 6,00 <SEP> 0,32
<tb>
<tb> Ni <SEP> 0,16 <SEP> 3,5 <SEP> 4,37 <SEP> 96,5 <SEP> trace-
<tb>
<tb> Cu <SEP> 0,12 <SEP> 3,45 <SEP> 3,26 <SEP> 93,6 <SEP> 0,14 <SEP> 2,95
<tb>
<tb> As <SEP> 0,06 <SEP> 0,2 <SEP> 2,92 <SEP> 8,4 <SEP> 43,3 <SEP> 91,4
<tb>
<tb> S <SEP> 0,53 <SEP> 1,2 <SEP> 24,7 <SEP> 56,0 <SEP> 2,26 <SEP> 3,7
<tb>
<tb> Pb <SEP> néant <SEP> - <SEP> 0.69 <SEP> 21,1 <SEP> 3,5 <SEP> 78,9
<tb>
Notes explicatives du tableau N 1 : - (1) L'analyse du laitier intéresse la totalité de celui-ci, y compris les particules de matte entraînées.
Des échantillons de laitier propre ont révélé à l'analyse des valeurs plus faibles, qui témoignent d'u- ne répartition abaissée dans une mesure correspondante pour le laitier.
(2) La quantité restante (39,1 %) du soufre chargé est présumée se retrouver dans le gaz qu'on recueille.
On a soumis au grillage les 130 kilos de matte pour produire 149 kilos de produit calciné, dont on a prélevé 44,9 kilos pour les renvoyer dans le cycle de traitement dans le four électrique et dont on a utilisé les 104,1 kilos restants pour-l'opération de sulfatation.
Cette opération de sulfatation consiste à mélanger les 104,1 ki- los de matte grillée, par fractions successives de 6,8 kilos, avec 33 % de son poids d'acide sulfurique concentré et 11,7 % de son poids d'eau, l'a- cide et l'eau ayant été préalablement mélangés. On soumet au séchage chaque fraction successive du mélange sulfaté, on le place sur un plateau de fer et on le chauffe dans un four électrique à moufle en procédant périodique- ment à un ringardage manuel pendant toute la durée de l'opération de trai- tement thermique. On fait monter graduellement la température du moufle de 350 G (température de début) jusqu'à 620 C (température du lit de matière au bout de deux heures). On maintient ensuite le lit de matière à cette tem- pérature de 620 C. pendant 4 heures de plus.
Le produit calciné a pris à ce moment une couleur rouge vif. On le défourne alors. Les 104,1 kilos de matte grillée donnent naissance à 117,4 kilos de produit grillé sulfaté.
Les données résultant de cette opération de sulfatation sont synoptisées dans le tableau N . 2 qui suit :
<Desc/Clms Page number 9>
TABLEAU n 2
EMI9.1
<tb> Matières <SEP> chargées <SEP> et <SEP> produites <SEP> au <SEP> cours <SEP> du <SEP> traitement
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> de <SEP> sulfatation <SEP> de <SEP> la <SEP> matte <SEP> grillée.
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
Matières <SEP> à <SEP> l'entrée <SEP> Matière <SEP> à <SEP> la <SEP> sortie <SEP> (1)
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> Matte <SEP> grillée <SEP> SO4H2 <SEP> Eau <SEP> Produit <SEP> calciné <SEP> sulfaté
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> Poids <SEP> en <SEP> kg <SEP> 104,1 <SEP> 34,3 <SEP> 12,1 <SEP> 117,4
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> Analyse <SEP> %
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> Fe <SEP> 35,9 <SEP> - <SEP> - <SEP> 32,2
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> Co <SEP> 11,99- <SEP> - <SEP> 10,73
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> Ag <SEP> (Kg/tonne) <SEP> 31,66 <SEP> - <SEP> - <SEP> 28,23
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> Ni <SEP> 3,8 <SEP> - <SEP> - <SEP> 3,39
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> Cu <SEP> 2,83 <SEP> - <SEP> - <SEP> 2,
53
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> As <SEP> 2,11 <SEP> - <SEP> - <SEP> 1,89
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> S <SEP> 9,90 <SEP> 32,0 <SEP> - <SEP> 9,96
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> Pb <SEP> 0,60 <SEP> - <SEP> 0,54
<tb>
Note explicative du tableau N 2 : (1) Les gaz n'ont été ni recueillis, ni échantillonnés.
On soumet la matière sulfatée indiquée ci-avant à une lixivia- tion par de l'eau à une température de $0 Ce pendant une heure, en lessi- vant 31,7 kilos de produit calciné par 63,4 litres d'eau. Le résidu de li- xiviation pèse, après filtration, 53,5 % du poids du produit calciné sul- faté avant le lessivage.
Le tableau N . 3 qui suit indique l'analyse de la solution de lixiviation et l'extraction en pourcentage à partir du produit calciné sul- faté :
<Desc/Clms Page number 10>
TABLEAU N 3
EMI10.1
<tb> Filtrat <SEP> provenant <SEP> de <SEP> la <SEP> lixiviation <SEP> aqueuse <SEP> du
<tb> produit <SEP> calciné <SEP> sulfaté
<tb>
<tb> Elément <SEP> Analyse <SEP> (Gr. <SEP> par <SEP> litre) <SEP> Extraction <SEP> (%)
<tb>
<tb>
<tb> Fe <SEP> 11,2 <SEP> 7,0
<tb>
<tb> Co <SEP> 48,2 <SEP> 89,8
<tb>
<tb> Ag <SEP> 2,54 <SEP> 45,9
<tb>
<tb> Ni <SEP> 12,85 <SEP> 76,0
<tb>
<tb> As <SEP> 0,2 <SEP> 2,1
<tb>
<tb> Cu <SEP> 9,75 <SEP> 77, <SEP> 0 <SEP>
<tb>
<tb> S <SEP> 39,8 <SEP> 90, <SEP> 0 <SEP>
<tb>
Rapport Co : Fe = 4,3 à 1.
Les détails de mise en oeuvre du procédé peuvent être modifiés, sans s'écarter de l'invention, dans le domaine des équivalences techniques.
REVENDICATIONS..
1.- Procédé de traitement d'une matière contenant du cobalt, du fer, du soufre et de l'arsenic, caractérisé en ce qu'on chauffe cette ma- tière dans des conditions sensiblement non oxydantes à une température si- tuée au-dessus du point d'ébullition des sulfures d'arsenic et supérieure à la température de sublimation de l'arsenic mais inférieure à la tempéra- ture de fusion de cette matière et dans des conditions permettant aux va- peurs produites de s'échapper jusqu'à ce que la majeure partie de l'arse- nic contenu ait été éliminée de la matière, ce qui donne lieu à un produit comprenant le cobalt et la majeure partie du soufre contenu dans la matiè- re.
<Desc / Clms Page number 1>
QUEBEC METALLURGICAL INDUSTRIES LTD., Residing in OTTAWA (Canada).
PROCESS FOR TREATMENT OF SULPHUROUS COBALT ORE CONTAINING
ARSENIC.
This invention relates to the treatment of ores or sulfurous concentrates of cobalt containing arsenic or the like which, in addition to cobalt, sulfur and arsenic, contain iron and most often other metals such as nickel, copper, lead and silver.
It relates to a process for treating ores, concentrates or materials of the type in question with a view to obtaining a product suitable for leaching with water, so as to provide an aqueous solution containing the most of the cobalt and having a high proportion of cobalt relative to the fero. The recovery of metals from the aqueous solution does not form part of the invention.
A material having the composition given below is a typical example of those which are suitable for treatment by the method provided for by the invention.
EMI1.1
<tb>
Cobalt <SEP> ................ <SEP> 4.54% <SEP> Silica <SEP> ............. <SEP> 15.89%
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> Arsenic <SEP> ........... <SEP> 15.16% <SEP> Oxide <SEP> of <SEP> iron <SEP> .......... . <SEP> 24.61%
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> Nickel <SEP> ................ <SEP> 1.38% <SEP> Alumina <SEP> ........... <SEP > 11.94%
<tb>
EMI1.2
Copper ................ 1.12% Lime ................ 2.78%
EMI1.3
<tb> Sulfur <SEP> ................ <SEP> 17.79% <SEP> Magnesia <SEP> ............. .. <SEP> 2.12%
<tb>
<tb> Silver <SEP> ................ <SEP> 15.6 <SEP> kg / t <SEP> Lead <SEP> ........ ........ <SEP> 1.3%
<tb>
The presence of a significant amount of arsenic in the cobalt ores has made the recovery of the metal constituents very difficult and involves the use of complicated and expensive procedures.
The processes commonly employed to recover the metallic constituents from sulphurous copper and nickel ores are not applicable, as has been verified in the treatment of sulphurous cobalt ores containing arsenic.
<Desc / Clms Page number 2>
Nickel sulphurous ores or concentrates which may also contain copper and iron but which do not contain arsenic may be melted with a suitable flux under non-oxidizing conditions to give a matte and a dairy. This matte can be easily treated during the subsequent phases of the process in order to recover the nickel and the copper.
This is how the matte can undergo leaching with a dilute aqueous solution of sulfuric acid to give rise to a solution of nickel, copper and iron sulphate, the hydrogen sulphide which is released causing the precipitation of copper. in the form of copper sulphide which can be separated from the solution by filtration, after which lime can be added to the solution to reduce its pH to a value of about 3.5 and then oxidize the iron to blowing air through the solution, which precipitates iron in the form of ferric hydroxide mixed with a quantity of calcium sulfate. The precipitated iron can be removed by filtration, and the nickel easily recovered from the filtrate.
Another method of treating ores or sulphurous concentrates of nickel or copper consists in subjecting them to a fusion to give rise to a matte which is then subjected to an oxidizing roasting, after which the roasted material is subjected to roasting. sulphating in the presence of sulfur or a material containing a "sulphate" radical, in order to convert copper and / or nickel to sulphates while retaining iron in the form of insoluble iron oxide. The sulphated material is then leached with water or an aqueous solution of sulfuric acid.
But these simple methods are not applicable to the treatment of cobalt sulphurous ores containing arsenic. Thus, if this material is subjected to fusion in the usual manner in the presence of a flux, a slag and a speiss are formed. The latter cannot be easily leached using an acid to dissolve the metal constituents.
If an arsenical concentrate of cobalt sulphide is subjected to an oxidative roasting, the roasted material still contains such a large quantity of arsenic that it cannot be sulphated and a satisfactory recovery of the cobalt cannot be obtained. by leaching even with an acid solution.
The process which is the object of the present invention is based on several observations and discoveries: According to one aspect of the invention, an ore or a concentrate of cobalt or the like material containing significant quantities of iron, carbon is heated. sulfur and arsenic under substantially non-oxidizing conditions and at a temperature above the boiling point of arsenic sulphides (707 C) and also above the sublimation point of arsenic but below the temperature of the material under conditions allowing the vapors to escape, which allows the major part of the arsenic contained in the material to be evacuated by volatilization while retaining most of the sulfur therein .
The atmosphere in which the material can be heated can be regulated so as to provide mild oxidation conditions, especially in the zone where the temperature is the lowest, so as to allow the formation of arsenic trioxide. the point of sublimation is close to 193 C.
An apparatus which is suitable for carrying out this process as provided for by the invention is a reaction apparatus with fluidized solids of conventional type, of the general type described in US Pat. No. 2,503,788 filed November 29, 1945, in wherein the solids are heated to the desired temperature while being maintained as a layer of these finely divided solids suspended in
<Desc / Clms Page number 3>
an inert gas. The conditions which prevail in the usual fluidified solids layers are indeed ideal for allowing the volatile vapors produced to escape. The material thus treated can be mixed with a flux and subjected to melting, resulting in a matte and a slag.
It is preferable to put into practice the process as just indicated (process which constitutes one of the aspects of the invention) in an electric furnace of conventional type provided with two electrodes connected to a source of electrical energy and passing through orifices made in the upper part of this furnace, the equipment being designed so that the electrodes can be adjusted with a view to maintaining them at the proper spacing and at the desired distance from the bath resulting from the melting of the material and forming a liquid sheet at the bottom of the oven. An orifice must be made in the upper part of the oven, preferably not far from one of its side walls, for the charging of the material which is called upon to be treated.
When an electric furnace is used for the practice of the process according to the invention, a mixture of a flux such as calcined lime and (or) silica and cobalt ore or concentrate can be gradually put in the oven or the like material, in order to establish and maintain a layer of this mixture on the support formed by one of the side walls of the furnace, preferably out of direct contact with the electric arc which spurts out between the electrodes.
The charging rate of the mixture thus formed is adjusted so that as the material moves progressively from the top of the layer in question to its base, the temperature of the material is raised to -above the boiling point of arsenic sulphides and also above the sublimation temperature of arsenic but below the melting point of the material and is maintained within this desired temperature range until 'that most of the arsenic contained therein has been removed by volatilization. When each volume of material placed in the oven reaches the base of the layer, it melts and, as a result of this fusion, forms a bath which occupies the lower part of the oven; this bath is formed by a lower layer of matte and an upper layer of slag.
This slag and this matte can be removed periodically in the usual manner as required through orifices provided for this purpose in the side wall of the oven. During the treatment, thick fumes are given off; escape through the porous layer and then pass through the orifices in the upper part of the oven, which maintains a substantially non-oxidizing atmosphere therein. In this way, most of the arsenic in the material is removed before the material is melted, and the matte produced contains most of the sulfur contained in the ore.
During this treatment of the material, it is essential to keep at least one of the spaced apart electrodes out of direct contact with the bath resulting from the melting of the material, while maintaining an electrical circuit between them and forming a circuit comprising the electric arc. Thus, the electrodes can be kept constantly above the bath in question and at a spacing such that an electric arc crosses the space between them. If desired, the electrodes can be arranged with such spacing, both between themselves and with respect to the bath, that the arc spurts out between one of the electrodes and the bath and also between this bath and the other electrode.
The treatment carried out as just said of a material containing cobalt and arsenic (originally 15.16% arsenic and 17.8% sulfur by weight) and its subsequent melting produces a matte containing arsenic and sulfur in respective proportions by weight equal to 2.9 and 24%. Thus, the removals of arsenic and sulfur are respectively of the order of 93% and 35% by weight. Percentage recovery
<Desc / Clms Page number 4>
of the metallic constituents in the matte was on the order of 95.4% cobalt, 92.2% nickel, 91.2% copper and 96.5% silver.
In contrast, when the same cobalt-containing arsenic material is subjected to oxidative roasting for one hour at 500 C, then for one hour at 800 C, the arsenic and sulfur removals are respectively equal to 55% and 88.7% by weight, and the toasted material contains at least 8% arsenic. Variations in the roasting technique do not give any appreciable difference in these results.
According to another aspect of the invention, the matte produced as described above is separated from the slag and is subjected to grinding (preferably in a wet medium) until at least 80% to 90% of this matte has a particle size such that the grains pass through a screen No. 200. The crushed matte is dried, if deemed necessary, and subjected to an oxidative roasting to remove most of the sulfur. - fre (95 to 98%) at the same time as a new quantity of arsenic. The temperature which is allowed to act should be high enough to allow the removal of the sulfur as sulphide.
A coat temperature of about 500 to 550 ° C and applied for one hour is recommended but a roasted matte at 700 ° C can be successfully processed by the subsequent procedure. The roasting can be done in any suitable apparatus such as a rotary oven or a suitable roasting apparatus.
Water is mixed with the toasted matte and then concentrated sulfuric acid is added to convert the metal components to sulfates. Water and acid can be mixed and added together to the toasted matte, which allows more effective humidification of the particles with a smaller amount of acid. If the matte is obtained from a material having the composition which has been given by way of illustration at the beginning of this text, about 10% water and 33% sulfuric acid (by weight) can be reacted with. compared to grilled matte. The mixture is dried and then roasted in the open air at a pressure substantially equal to atmospheric pressure and at a layer temperature above about 575 ° C., but below about 650 ° C.. The preferred temperature is around 620 G.
It is made to rise very slowly to the desired toasting temperature.
If we take samples of the roasted material at predetermined time intervals during roasting and wash with water, we find that the extraction has remained relatively constant and represents 90 to 95%. % of cobalt. The ratio between the amount of cobalt and the amount of iron is extremely low in the solutions obtained by leaching samples of calcined product taken shortly after the start of roasting. But this ratio increases as a function of the roasting time until it reaches a maximum value compatible with a high rate of cobalt extraction, after which re-roasting may cause a drop in the rate of cobalt extraction. .
It follows that by continuing the roasting for a certain period of time, a roasted material can be obtained which is suitable for being subjected to aqueous leaching to obtain a solution containing at least about 90% of the cobalt and in which the ratio of the amount of cobalt to the amount of iron is 4 to 1 or even greater. The grilling time that is required will vary depending on the circumstances, especially the type of grilling apparatus to be employed and the amount of material being grilled. This duration can moreover be easily determined by trial and error in each case. Periodic and whole mass stirring or ringing of the material being treated is desirable to ensure a uniform temperature in the material bed.
The changes in color, moreover, provide an indication of the progress of the reaction and guide the worker who supervises the work; these changes are approximately as follows:
<Desc / Clms Page number 5>
EMI5.1
<tb> State <SEP> of <SEP> the <SEP> material <SEP> Color <SEP> of <SEP> the <SEP> material
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> Addition <SEP> of sulfuric acid <SEP> <SEP> and
<tb>
<tb>
<tb> product <SEP> calcined <SEP> desiccated <SEP> to <SEP> 100 C <SEP> Lavender <SEP> pale
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> Heating <SEP> to <SEP> 300 C. <SEP> Yellow
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> Heating <SEP> to <SEP> 400 <SEP> - <SEP> 500 Ce <SEP> Green
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> Heating <SEP> to <SEP> 500 C.
<SEP> Coffee <SEP> with <SEP> milk
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> Heating <SEP> to <SEP> 600 <SEP> - <SEP> 625 C. <SEP> Wine <SEP> from <SEP> port <SEP> rich
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> (calcination <SEP> completed)
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> Heating <SEP> to <SEP> 675 C. <SEP> Beginning <SEP> of <SEP> turn <SEP> to black <SEP>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> Heating <SEP> to <SEP> 700 C <, <SEP> (overheating
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> without <SEP> leaching <SEP> possible) <SEP> Black
<tb>
If the calcined product is accidentally overheated, it can be treated again with sulfuric acid and re-roasted to give satisfactory results.
During the experiments which related to the use of a muffle furnace and a quantity of 6.8 kg of calcined matte, it was observed that after a sulphating roasting during which the load of material was slowly heated to - only at the preferred roasting temperature and for a time at least equal to two hours, then maintained at the preferred temperature for a further period ranging from 1 hour 30 minutes to 2 hours with periodic and integral stirring or ringing for to give the bed of material a uniform temperature, the relative proportions between the amount of cobalt and the amount of iron in solutions obtained by leaching the roasted product with very hot water were about 4 to 1.
Additional roasting continued for some time at the preferred temperature had little effect on the above proportions or on the rate of cobalt extraction.
After the material has been so sulphated, it is leached with water (preferably at a temperature between 30 C and 80 C) to provide a solution containing 90 to 95% of the cobalt and more. 60% of the nickel, copper and silver contained in the matte.
Most of the iron remained in the leach residue along with a small amount of nickel, copper and silver. The ratio between the quantity of cobalt and the quantity of iron in the solution resulting from the leaching is of the order of 4 to 1 and often considerably higher.
While it is true that the state of fine division of the material subjected to leaching by water helps to ensure a high value for the cobalt extraction rate, this high rate cannot be obtained without (a) extensive removal of arsenic from the cobalt ore or concentrate or the like subjected to treatment, as described above, prior to its melting to give rise to matte, and (b) submission of mat - te in the finely divided state on an oxidizing roasting before the sulphation roasting operation. The state of extreme division of the matte appears to favor the subsequent elimination of arsenic during oxidative roasting.
The additional factors that mainly contribute to giving a high value
<Desc / Clms Page number 6>
to the ratio between the quantity of cobalt and the quantity of iron in the leaching or leaching liquid are the state of extensive division of the material subjected to the sulphation operation and the continued heating during this operation for the period of time required to decompose the major part of the iron sulphates formed during the introductory stage of the sulphation operation. The high value of the subject ratio (co-balt / iron) in the leach liquor greatly facilitates the removal of iron from this liquor before precipitation of cobalt and also reduces the loss of cobalt which accompanies this removal of iron.
It had been thought a few years before the present invention (see US Patent No. 1,590,525 filed October 10, 1922) to roast ores containing iron, nickel and cobalt at a temperature of the order of 482 to 538 C in the presence of sulfur to give rise to soluble metal salts. The ores did not contain arsenic. But when the temperature was raised to make the iron insoluble, a certain amount of nickel and cobalt was also made insoluble.
To deal with this, sodium or potassium sulphate was added, in order to give rise to double salts or soluble compounds by combination with non-ferrous metals which are stable at a temperature between 621 and 704 C. But the The alkali metal salt does not act on the sulphate of iron to the same extent as the sulphates of nickel and cobalt, so that the soluble iron reverts to an insoluble state.
In accordance with the invention, a similar result is obtained but in an entirely different way with a sulphide material containing cobalt and arsenic. Thus, the material resulting from the oxidizing roasting is subjected after cooling-and after addition of sulfuric acid and water to another roasting operation at a temperature between approximately 575 C and 650 C. As this roasting operation is taking place, there comes a time when the ratio of the amount of dissolved cobalt to the amount of iron in the solution prepared by leaching the product with water increases without reducing. cobalt extraction.
As a result, by then continuing the roasting operation for a predetermined period of time, a roasted material can be obtained which lends itself to leaching by water with a view to obtaining a solution containing the major part of the. cobalt and wherein the ratio of the amount of cobalt to the amount of iron is 4 to 1 or more. The extremely high state of division of the material subjected to this last roasting operation makes the preferential dissociation of iron sulphate at the working temperature more complete.
The invention is further illustrated by the following specific example:
A total charge containing about 300 kg of sulfurous concentrates containing cobalt and arsenic is heated in an electric oven as described above, so as to remove the arsenic, while melting the material. The resulting matte is separated from the slag, crushed and ground until 90% of this matte has a particle size such that the particles pass through the mesh of an N 200 sieve, then the material is subjected to to an oxidizing roasting in a single-deck roasting apparatus with mechanical ringing device.
This roasting apparatus is maintained at a temperature of 500 C., so that the temperature within the bed of material is about 600 C. A portion of this matte thus roasted is mixed with concentrates in the proportion of 3 kgs. of grilled matte for 20 kilos of concentrates, in order to constitute the charging charge intended for the electric melting furnace. By this means, the iron oxide which is in the toasted matte acts as a flux for the silica which is in the concentrates, so that the filler becomes self-melting, at the same time as the quality of the matte is improved by
<Desc / Clms Page number 7>
following the increase in the ratio between the quantity of cobalt and the quantity of sulfur contained in the charge called to undergo the fusion.
If you melt 300 kilos of concentrate, you collect 130 kilos of slag, 130 kilos of matte and 95 kilos of dust. The data from this test are summarized in Table N. 1.
TABLE N 1
EMI7.1
<tb> Materials <SEP> loaded <SEP> and <SEP> produced <SEP> by <SEP> the <SEP> fusion <SEP> electric <SEP> of
<tb> concentrates <SEP> of <SEP> cobalt <SEP> arsenicals.
<tb>
<tb>
<tb>
Material <SEP> to <SEP> input
<tb>
<tb> Concentrates <SEP> Matte <SEP> toasted <SEP> delivery <SEP> in <SEP> on
<tb>
EMI7.2
¯¯¯¯¯¯¯¯¯¯¯¯¯¯¯¯¯¯ ¯¯¯¯¯¯¯¯¯¯¯¯¯¯¯¯¯ cycle
EMI7.3
<tb> Weight <SEP> in <SEP> kg <SEP>: <SEP> 300449
<tb>
<tb> for <SEP> hundred <SEP>: <SEP> Analysis <SEP> Analysis
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> Fe <SEP> 18.2 <SEP> 35.9
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> Co <SEP> 4.65 <SEP> 11.99
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> Ag <SEP> (kg / tonne) <SEP> 13.51 <SEP> 31.66
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> Ni <SEP> 1.40 <SEP> 3.8
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> Cu <SEP> 1.09 <SEP> 2.83
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> As <SEP> 14.8 <SEP> 2.11
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> S <SEP> 17.68 <SEP> 9.90
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> Pb <SEP> 1.33 <SEP> 0,
60
<tb>
<Desc / Clms Page number 8>
EMI8.1
<tb> Materials <SEP> to <SEP> the <SEP> output
<tb> Dairy <SEP> Matte <SEP> (1) <SEP> Dust
<tb> Weight <SEP> in <SEP> kg <SEP> 130 <SEP> 130
<tb> for <SEP> hundred <SEP>: <SEP> Distribute. <SEP> anal. <SEP> (2) <SEP> Distrib. <SEP> anal. <SEP> (2) <SEP> Distrib. <SEP> anal.
<SEP> (2)
<tb>
<tb>
<tb> Fe <SEP> 11.8 <SEP> 21.8 <SEP> 41.4 <SEP> 76.6 <SEP> 1, <SEP> 2 <SEP> 1.6
<tb>
<tb> Co <SEP> 0.85 <SEP> 5.7 <SEP> 13.82 <SEP> 93.3 <SEP> 0.21 <SEP> 1.0
<tb>
<tb> Ag <SEP> (kg / t) <SEP> 1.27 <SEP> 0.09 <SEP> 36.50 <SEP> 2.69 <SEP> 6.00 <SEP> 0.32
<tb>
<tb> Ni <SEP> 0.16 <SEP> 3.5 <SEP> 4.37 <SEP> 96.5 <SEP> trace-
<tb>
<tb> Cu <SEP> 0.12 <SEP> 3.45 <SEP> 3.26 <SEP> 93.6 <SEP> 0.14 <SEP> 2.95
<tb>
<tb> As <SEP> 0.06 <SEP> 0.2 <SEP> 2.92 <SEP> 8.4 <SEP> 43.3 <SEP> 91.4
<tb>
<tb> S <SEP> 0.53 <SEP> 1.2 <SEP> 24.7 <SEP> 56.0 <SEP> 2.26 <SEP> 3.7
<tb>
<tb> Pb <SEP> none <SEP> - <SEP> 0.69 <SEP> 21.1 <SEP> 3.5 <SEP> 78.9
<tb>
Explanatory Notes to Table N 1: - (1) The analysis of the slag concerns all of it, including the entrained particles of matte.
Samples of clean slag revealed lower values on analysis, which indicate a correspondingly lower distribution for the slag.
(2) The remaining quantity (39.1%) of the sulfur charged is presumed to be found in the gas which is collected.
The 130 kilograms of matte were roasted to produce 149 kilograms of calcined product, of which 44.9 kilograms were taken to return them to the treatment cycle in the electric furnace and from which the remaining 104.1 kilograms were used for -the sulfation operation.
This sulphation operation consists of mixing the 104.1 kilos of grilled matte, in successive 6.8 kilos fractions, with 33% of its weight of concentrated sulfuric acid and 11.7% of its weight of water, the acid and the water having been mixed beforehand. Each successive fraction of the sulphated mixture is subjected to drying, it is placed on an iron tray and it is heated in an electric muffle furnace by periodically carrying out manual tacking throughout the duration of the treatment operation. thermal. The temperature of the muffle is gradually increased from 350 G (start temperature) to 620 C (temperature of the material bed after two hours). The material bed is then maintained at this temperature of 620 ° C. for an additional 4 hours.
The calcined product at this time took on a bright red color. We then unload it. The 104.1 kilos of grilled matte gives rise to 117.4 kilos of sulphated grilled product.
The data resulting from this sulfation operation are summarized in Table N. 2 as follows:
<Desc / Clms Page number 9>
TABLE 2
EMI9.1
<tb> Materials <SEP> loaded <SEP> and <SEP> produced <SEP> during <SEP> during <SEP> of <SEP> processing
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> of <SEP> sulphation <SEP> of <SEP> the <SEP> matte <SEP> toasted.
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
Material <SEP> to <SEP> input <SEP> Material <SEP> to <SEP> <SEP> output <SEP> (1)
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> Matte <SEP> toasted <SEP> SO4H2 <SEP> Water <SEP> Product <SEP> calcined <SEP> sulphated
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> Weight <SEP> in <SEP> kg <SEP> 104.1 <SEP> 34.3 <SEP> 12.1 <SEP> 117.4
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> Analysis <SEP>%
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> Fe <SEP> 35.9 <SEP> - <SEP> - <SEP> 32.2
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> Co <SEP> 11.99- <SEP> - <SEP> 10.73
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> Ag <SEP> (Kg / tonne) <SEP> 31.66 <SEP> - <SEP> - <SEP> 28.23
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> Ni <SEP> 3.8 <SEP> - <SEP> - <SEP> 3.39
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> Cu <SEP> 2.83 <SEP> - <SEP> - <SEP> 2,
53
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> As <SEP> 2.11 <SEP> - <SEP> - <SEP> 1.89
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> S <SEP> 9.90 <SEP> 32.0 <SEP> - <SEP> 9.96
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> Pb <SEP> 0.60 <SEP> - <SEP> 0.54
<tb>
Explanatory note to Table N 2: (1) The gases were neither collected nor sampled.
The sulphated material indicated above was subjected to leaching with water at a temperature of 0 ° C. for one hour, washing 31.7 kilograms of calcined product per 63.4 liters of water. The leaching residue weighs, after filtration, 53.5% by weight of the sulphide calcined product before leaching.
Table N. 3 below indicates the analysis of the leaching solution and the percentage extraction from the sulphide calcined product:
<Desc / Clms Page number 10>
TABLE N 3
EMI10.1
<tb> Filtrate <SEP> from <SEP> from <SEP> the <SEP> leaching <SEP> aqueous <SEP> from
<tb> product <SEP> calcined <SEP> sulphated
<tb>
<tb> Element <SEP> Analysis <SEP> (Gr. <SEP> per <SEP> liter) <SEP> Extraction <SEP> (%)
<tb>
<tb>
<tb> Fe <SEP> 11.2 <SEP> 7.0
<tb>
<tb> Co <SEP> 48.2 <SEP> 89.8
<tb>
<tb> Ag <SEP> 2.54 <SEP> 45.9
<tb>
<tb> Ni <SEP> 12.85 <SEP> 76.0
<tb>
<tb> As <SEP> 0.2 <SEP> 2.1
<tb>
<tb> Cu <SEP> 9.75 <SEP> 77, <SEP> 0 <SEP>
<tb>
<tb> S <SEP> 39.8 <SEP> 90, <SEP> 0 <SEP>
<tb>
Co: Fe ratio = 4.3 to 1.
The details of the implementation of the method can be modified, without departing from the invention, in the field of technical equivalences.
CLAIMS ..
1.- A method of treating a material containing cobalt, iron, sulfur and arsenic, characterized in that this material is heated under substantially non-oxidizing conditions at a temperature situated at above the boiling point of arsenic sulphides and above the sublimation temperature of arsenic but below the melting temperature of this material and under conditions allowing the vapors produced to escape up to that most of the arsenic contained has been removed from the material, resulting in a product comprising the cobalt and most of the sulfur contained in the material.