DE2500453A1 - PROCESS FOR RECOVERING WORK LEAD - Google Patents
PROCESS FOR RECOVERING WORK LEADInfo
- Publication number
- DE2500453A1 DE2500453A1 DE19752500453 DE2500453A DE2500453A1 DE 2500453 A1 DE2500453 A1 DE 2500453A1 DE 19752500453 DE19752500453 DE 19752500453 DE 2500453 A DE2500453 A DE 2500453A DE 2500453 A1 DE2500453 A1 DE 2500453A1
- Authority
- DE
- Germany
- Prior art keywords
- lead
- iron
- silver
- lime
- precipitation
- Prior art date
- Legal status (The legal status is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the status listed.)
- Pending
Links
Classifications
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B13/00—Obtaining lead
- C22B13/04—Obtaining lead by wet processes
-
- Y—GENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
- Y02—TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
- Y02P—CLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
- Y02P10/00—Technologies related to metal processing
- Y02P10/20—Recycling
Landscapes
- Engineering & Computer Science (AREA)
- Chemical & Material Sciences (AREA)
- Manufacturing & Machinery (AREA)
- Materials Engineering (AREA)
- Mechanical Engineering (AREA)
- Metallurgy (AREA)
- Organic Chemistry (AREA)
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
- Processing Of Solid Wastes (AREA)
Description
DUISBURGER KUPFERHÜTTEDUISBURG COPPER HUT
Duisburg, den 6. 1. 1975 Verfahren zur Gewinnung von WerkbleiDuisburg, January 6th, 1975 Process for the extraction of lead
Die vorliegende Erfindung betrifft ein Verfahren zur Gewinnung von Werkblei aus bleihaltigen Erzen, Zwischen- und Abfallprodukten, insbesondere aus bleisulfathaltigen Rückständen durch Laugung, Fällung und pyrometallurgische Aufarbeitung des Fällproduktes.The present invention relates to a method for obtaining Work lead from ores containing lead, intermediate and waste products, in particular from residues containing lead sulphate through leaching, precipitation and pyrometallurgical processing of the precipitate.
Es ist bekannt, Blei aus dieses enthaltenden Rückständen, z.B. aus Flugstäuben der Pyritabröstung oder aus Zwischenprodukten der Erzverarbeitung durch Natrium- bzw. Calciumchloridlosungen zu laugen (DT. Anm. G 8372). Die Laugung des zumeist als PbSO. in den Rückständen oder Stäuben vorliegenden Bleies in heißer, saurer Chloridlösung erfolgt unter Bildung löslicher Chlorokomplexe, wobei über 30 g/l Pb in Lösung gebracht werden können. Nachteilig ist dabei, daß eine höhere Konzentration an SO.-Ionen in einer Natriumchloridlösung die Pb-Löslichkeit als Bleitetrachlorokomplex verringert, so daß es erforderlich ist, Sulfat laufend auszuschleusen, beispielsweise als CaSO4. Hierfür ist die Zugabe von CaCl0 in fester Form oder als Sole erforderlieh, wenn mit einem wirtschaftlich und verfahrenstechnisch günstigen NaCl-Kreislauf gearbeitet wird. Das ergibt nicht nur zusätzliche CaCl0-Kosten, sondern, durch die Verdünnung mit CaCl0-SoIe bedingt, einen erhöhten NaCl-Aufwand.It is known to leach lead from residues containing this, for example from flue dust from pyrite roasting or from intermediate products from ore processing using sodium or calcium chloride solutions (DT. Note G 8372). The leaching of the mostly as PbSO. The lead present in the residues or dusts in hot, acidic chloride solution takes place with the formation of soluble chloro complexes, whereby more than 30 g / l Pb can be dissolved. The disadvantage here is that a higher concentration of SO. Ions in a sodium chloride solution reduces the Pb solubility as a lead tetrachloro complex, so that it is necessary to continuously discharge sulfate, for example as CaSO 4 . For this purpose, the addition of CaCl 0 in solid form or as brine is necessary if an economically and process-technically favorable NaCl circuit is used. This not only results in additional CaCl 0 costs, but also, due to the dilution with CaCl 0 sol, an increased NaCl expenditure.
Ferner ist bekannt, Blei aus derartigen Lösungen durch Kühlen, Zementieren oder Fällen mit Alkalien abzutrennen, wobei im letzteren Falle jedoch ggf. vorhandenes mitgelöstes Silber nur unvollständig miteefällt wird. Es ist auch bekannt, zur Gewinnung des Bleies auf pyrometallurgischem Wege aus dem Fällprodukt das Oxychlorid mit Schwefelsäure -zu Bleisulfat umzusetzen, das üblicherweise mit Bleierzen gesintert und dann in einem Bleischachtofen auf Werkblei erschmolzen werden kann. Mit diesem Verfahren sind .jedoch nur begrenzte Bleisulfatmengen verarbeitbar. It is also known to separate lead from such solutions by cooling, cementing or precipitating with alkalis, in which case, however, any silver that may be present with it is only partially precipitated. It is also known to react for recovery of lead to fire assaying paths from the precipitate the oxychloride with sulfuric acid -to lead sulfate, which can be conventionally sintered with lead ores and then melted in a shaft furnace lead to lead bullion. With this process, only limited amounts of lead sulphate can be processed.
DK 217 - 2 - 'DK 217 - 2 - '
609829/0344609829/0344
Eine unmittelbare pyrometRllurgische Aufarbüitung des Bleioxichlorides zu Werkblei ist bisher nicht bekannt geworden. Dies ist der Gegenstand der vorliegenden Erfindung. Sie ist dadurch gekennzeichnet, daß man die blei- bzw, bleisulfathaltigen Materialien mittels chloridischer Lösungen in bekannter Weise unter Bildung löslicher Bleichlorokomplexe laugt, aus dieser Lösung mit Kalkmilch Bleioxichlorid (ungefähr 3 Pb (OH)o· PbCl0) ausfällt, das Fällprodukt mit Gips als Verunreinigung gegebenenfalls nach Trocknen, Pelletieren oder ähnlichen Vorbereitungen unter Zugabe von Kalk, Kohle und Eisen oberhalb 800°C, vorzugsweise bei 900 C z.B. in einem Kurztrommelofen reduzierend schmilzt, das Werk blei abzieht, die Calciumchloridschlacke in die Laugungsstufe zurückführt und anfallendes Eisensulfid verwirft.A direct pyrometallurgical preparation of lead oxychloride to lead has not yet become known. This is the subject of the present invention. It is characterized in that the lead or lead sulphate-containing materials are leached in a known manner by means of chloride solutions to form soluble lead chlorine complexes, lead oxychloride (about 3 Pb (OH) or PbCl 0 ) is precipitated from this solution with milk of lime, and the precipitate is precipitated with gypsum as a contamination, possibly after drying, pelletizing or similar preparations with the addition of lime, coal and iron above 800 ° C, preferably at 900 C, e.g. in a short drum furnace, reducing the melting, the work removes lead, returns the calcium chloride slag to the leaching stage and discards any iron sulfide.
Die Rückführung der beim Schmelzen anfallenden CaClo-Schlacke in den Laugungsprozeß ist ganz besonders vorteilhaft, da erstens ein Abfallprodukt zweckmäßig wiederverwendet wird, zweitens keine Kosten für die sonst nötige CaClo-Beschaffung anfallen, drittens die in der SchlackeThe return of the CaCl o slag produced during melting to the leaching process is particularly advantageous because firstly a waste product is expediently reused, secondly there are no costs for the otherwise necessary CaCl o procurement, and thirdly those in the slag
tudo
enthaltenen kleinen Bleimengen gegebenenfalls durch Zusatz von Chlor wiedergewonnen werden können und schließlich durch die Sulfatausschleusung in Form von Gips eine maximale Löslichkeit des BIeichlorokomplexes in der Chloridlösung aufrechterhalten wird.contained small amounts of lead, possibly by adding chlorine can be recovered and finally through the sulphate discharge in the form of gypsum a maximum solubility of the BIeichlorokomplexes is maintained in the chloride solution.
Bei der Ausfällung des Bleies aus sulfathaltigen Bleikochsalzlaugen mit Kalk wird ein Teil des Calcium als schwerlösliches Sulfat mit dem Bleioxichlorid mitausgefällt. Die Menge des Gipses im Fällprodukt ist abhängig von dem vorlaufenden SO.-Gehalt der Blei-Lauge und von der durch die Kalkmilchzugabe verursachten Verminderung der Gipslöslichkeit in der Lauge. Der Gipsanteil im Fällprodukt kann durch einen CaI-ciumchloridüberschuß bei der Erzlaugung und durch das Ausschleusen des Gipses mit dem entbleiten Laugerückstand niedrig gehalten werden. Zur Abbindung des restlichen Sulfatschwefels wird beim Werkbleischmelzprozeß vorteilhaft Eisen zugeschlagen. Die Zusatzmenge von Eisen, z.B. in Form von Spänen oder Granulat, ist abhängig vom Calciumsulfatgehalt des Fällproduktes, wobei ein Überschuß von etwa 10 %, bezogen auf den Schwefelinhalt, zweckmäßig ist. Das anfallende Eisensulfid kann leicht vom flüssigen Werkblei und von der Schlacke getrennt werden.When lead is precipitated from lead sodium hydroxide solution containing sulphate with lime, part of the calcium is precipitated as a sparingly soluble sulfate with the lead oxychloride. The amount of gypsum in the precipitate is depending on the leading SO. content of the lead alkali and on the the addition of milk of lime causes a reduction in the solubility of gypsum in the lye. The gypsum content in the precipitated product can be reduced by an excess of calcium chloride be kept low during ore leaching and by discharging the gypsum with the leaded lye residue. To the Iron is advantageously added to the binding of the remaining sulphate sulfur in the lead melting process. The amount of iron added, e.g. in Form of chips or granules, depends on the calcium sulphate content of the precipitate, with an excess of about 10%, based on the Sulfur content, is appropriate. The resulting iron sulfide can easily be separated from the liquid lead and from the slag.
DK 217 ' ' ' - 3 -DK 217 '' '- 3 -
609829/0-344609829 / 0-344
Die folgenden Beispiele oollen das erfindungsgemäße Verfahren näher erläutern, ohne es jedoch hierauf zu beschränken.The following examples are intended to illustrate the process according to the invention in more detail explain without, however, limiting it to this.
Ein PbSCK-haltiger Flugstaub wurde mit heißer, saurer natriumchloridhaltiger Lösung gelaugt, filtriert, aus der Bleilauge das Blei durch Zugabe von Kalkmilch bis zu einem pH-Wert von 8,5 gefällt, abfiltriert und gewaschen. Im trockenen Material waren enthalten: 64,6 % Pb, 6,7 % CaO, 10,8 % Cl und 11,7 % SO4.A PbSCK-containing fly ash was leached with hot, acidic sodium chloride-containing solution, filtered, the lead was precipitated from the lead lye by adding milk of lime to a pH of 8.5, filtered off and washed. The dry material contained: 64.6% Pb, 6.7 % CaO, 10.8% Cl and 11.7% SO 4 .
Das Fällprodukt wurde dann mit 12 % Kalk, 8 % gemahlenem Koks und 4. % Eisenpulver, bezogen auf 100 Gewichtsteile trockenes Material, gemischt. Diese Einsatzmischung wurde in einem Ton-Graphittiegel im Tammannofen auf 9000C erhitzt, nach einer Stunde Reaktionszeit der Tiegel abgekühlt und der Bleiregulus, eine geringe Eisen-Sulfidmenge, sov/ie Schlacke getrennt. Aus 0,5 kg des Bleifällproduktes erhielt man 0,314 kg Werkblei πι-.ο einem Bleigehalt von 99,7 %, sowie 122 g CaCl^-Schlacke, Das Bleiausbringen beträgt 97 %. Die Schlacke mit 4 - 5 % Pb wurde als Calciumträger wieder in der Erzlaugung eingesetzt, wobei das Pb, beispielsweise durch Einleiten von Chlor, erneut in Lösung gebracht wurde.The precipitated product was then mixed with 12% lime, 8 % ground coke and 4% iron powder, based on 100 parts by weight of dry material. This feed mixture was heated in a clay-graphite crucible in Tammannofen to 900 0 C, cooled after one hour reaction time, the crucible and the Bleiregulus, a low iron sulfide amount sov / ie slag separated. From 0.5 kg of the lead precipitated product, 0.314 kg of industrial lead was obtained, with a lead content of 99.7%, and 122 g of CaCl ^ slag. The lead output is 97%. The slag with 4-5% Pb was used again as a calcium carrier in the ore leaching, the Pb being redissolved, for example by introducing chlorine.
Aus einem Pb/Ag-haltigen Löserückstand, in dem die Metalle als unlösliche Sulfate bzw. Chloride vorlagen, wurden durch Kochsalzlaugung sowohl Pb als auch Ag komplex gelöst. Die SO.-Ionen wurden durch einen Überschuß an CaCl2 in der Chloridlauge weitgehend als Gips mit dem Laugerückstand abgetrennt. Durch Fällung des Bleies mit Kalkmilch bei einem pH-Wert bis zu 8,0 und des restlichen, in Lösung gebliebenen Silbers mit Na0S oder H0S als Ag0S wurde nach Abfiltrieren und Waschen des Niederschlages ein silberhaltiges basisches Bleichlorid erhalten mit (in trockenem Material) 75,6 % Pb, 0,7 % Ag, 0,9 % CaO, 11,8 % Cl und 1,6 % SO4. 0,5 kg dieses Materials wurden mit 55 g CaO, 40 g Reduktionskohle und 4 g Eisenpulver gemischt und die Schmelzreduktion durch Erhitzen auf 900 C bei einer Stunde Verweilzeit durchgeführt. Als Bleiregulus wurden 381,5 g schwefelarmes Werkblei mit 369 g Pb = 97,5 % des Einsatzes und 3,5 g Ag = 100 % des Einsatzes erhalten. Als Schlacke mit geringen tröpfchenförmigen Eisensulfideinschlüssen fielen 127 g etwa folgender Zusammensetzung an: CaCl 85 %, Pb 5 % und Fe 3 '%. From a Pb / Ag-containing dissolution residue in which the metals were present as insoluble sulfates or chlorides, both Pb and Ag complex were dissolved by sodium chloride leaching. The SO. Ions were largely separated off as gypsum with the alkali residue due to an excess of CaCl 2 in the chloride liquor. By precipitating the lead with milk of lime at a pH value of up to 8.0 and the remaining silver that remained in solution with Na 0 S or H 0 S as Ag 0 S, after filtering off and washing the precipitate, a silver-containing basic lead chloride was obtained with ( in dry material) 75.6% Pb, 0.7% Ag, 0.9% CaO, 11.8 % Cl and 1.6% SO 4 . 0.5 kg of this material were mixed with 55 g of CaO, 40 g of reducing carbon and 4 g of iron powder, and the smelting reduction was carried out by heating to 900 ° C. with a residence time of one hour. 381.5 g of low-sulfur industrial lead with 369 g of Pb = 97.5% of the input and 3.5 g of Ag = 100% of the input were obtained as lead rule. The slag with small droplet-shaped iron sulphide inclusions resulted in 127 g of approximately the following composition: CaCl 85%, Pb 5% and Fe 3 %.
DK 217 « 4 _DK 217 «4 _
609829/0344609829/0344
Claims (1)
Priority Applications (4)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
DE19752500453 DE2500453A1 (en) | 1975-01-08 | 1975-01-08 | PROCESS FOR RECOVERING WORK LEAD |
BE161393A BE835038A (en) | 1975-01-08 | 1975-10-30 | PROCESS FOR THE PRODUCTION OF WORK LEAD |
FR7538898A FR2297253A1 (en) | 1975-01-08 | 1975-12-18 | Work-lead obtd. from sulphate residues - leached with chloride soln., then lead oxychloroide is pptd. and roasted with redn. agent |
ES444108A ES444108A1 (en) | 1975-01-08 | 1976-01-07 | Procedure to obtain lead from minerals, intermediate products and residual products containing lead. (Machine-translation by Google Translate, not legally binding) |
Applications Claiming Priority (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
DE19752500453 DE2500453A1 (en) | 1975-01-08 | 1975-01-08 | PROCESS FOR RECOVERING WORK LEAD |
Publications (1)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
DE2500453A1 true DE2500453A1 (en) | 1976-07-15 |
Family
ID=5936057
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
DE19752500453 Pending DE2500453A1 (en) | 1975-01-08 | 1975-01-08 | PROCESS FOR RECOVERING WORK LEAD |
Country Status (4)
Country | Link |
---|---|
BE (1) | BE835038A (en) |
DE (1) | DE2500453A1 (en) |
ES (1) | ES444108A1 (en) |
FR (1) | FR2297253A1 (en) |
Cited By (1)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
US4372782A (en) | 1981-05-20 | 1983-02-08 | Provincial Holdings Ltd. | Recovery of lead and silver from minerals and process residues |
Families Citing this family (1)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CA1156048A (en) * | 1980-06-16 | 1983-11-01 | Robert S. Salter | Process for the recovery of lead and silver from minerals and process residues |
-
1975
- 1975-01-08 DE DE19752500453 patent/DE2500453A1/en active Pending
- 1975-10-30 BE BE161393A patent/BE835038A/en unknown
- 1975-12-18 FR FR7538898A patent/FR2297253A1/en active Granted
-
1976
- 1976-01-07 ES ES444108A patent/ES444108A1/en not_active Expired
Cited By (1)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
US4372782A (en) | 1981-05-20 | 1983-02-08 | Provincial Holdings Ltd. | Recovery of lead and silver from minerals and process residues |
Also Published As
Publication number | Publication date |
---|---|
BE835038A (en) | 1976-02-16 |
FR2297253A1 (en) | 1976-08-06 |
ES444108A1 (en) | 1977-04-16 |
FR2297253B3 (en) | 1979-10-05 |
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
KR100312468B1 (en) | Wet metallurgical method for processing raw materials containing zinc sulfide | |
EP0428194B1 (en) | Process for treating Jarosite containing residues | |
RU2117057C1 (en) | Method for recovery of zinc and iron from zinc- and iron-containing materials (versions) | |
JPS5956537A (en) | Recovery of zinc from zinc-containing sulfide material | |
JPH0643619B2 (en) | Method for leaching sulfide containing zinc and iron | |
US4505744A (en) | Recovery of zinc from zinc containing sulphidic material | |
JPS5916940A (en) | Recovery of zinc | |
DE2656233B1 (en) | PROCESS FOR THE SELECTIVE SEPARATION AND EXTRACTION OF SILVER AND GOLD FROM MAINLY CHLORIDE SOLUTIONS | |
US3684490A (en) | Process for recovering zinc from jarosite residue | |
DE2512180A1 (en) | THERMAL PROCESSING PROCESS FOR LIQUID RESIDUE FROM WET METALLURGICAL ZINC EXTRACTION | |
DE2528989A1 (en) | PROCESS FOR ENHANCING SILVER FROM SILVER AND LEAD-CONTAINING RESIDUES | |
EP0266337B1 (en) | Hydrometallurgical process for recovering silver from electrolytic copper refinery slimes and from similar raw materials | |
DE2500453A1 (en) | PROCESS FOR RECOVERING WORK LEAD | |
US1919947A (en) | Method of recovering metals and metallic oxides | |
DE520623C (en) | Processing of vanadium, in particular lead vanadinates and / or other raw materials containing heavy metals | |
US2127240A (en) | Chloridizing-cyanide process for extracting values from ores | |
DE2542877A1 (en) | PROCESS FOR THE EXTRACTION OF METALS FROM SULPHIDE ORES CONTAINING LEAD, SILVER AND ZINC SULFIDE | |
DE241483C (en) | ||
DE149556C (en) | ||
DE937045C (en) | Process for the production of highly dispersed, pure lead sulfate | |
DE679468C (en) | Process for the extraction of lead from chlorinated, roasted and leached lead-containing gravel waste | |
DE487006C (en) | Extraction of tin from alloys and mechanical batches | |
DE940291C (en) | Process for the production of pure, lead-containing intermediate or finished products from impure lead oxychloride or lead carbonate | |
DE483429C (en) | Extraction of copper or lead from their oxidic, oxidized or roasted ores | |
DE358611C (en) | Process for the extraction of copper vitriol from waste and residues |
Legal Events
Date | Code | Title | Description |
---|---|---|---|
OD | Request for examination | ||
OHN | Withdrawal |