DE2604402A1

DE2604402A1 - Verfahren zum gewinnen von nichteisen-metallen

Info

Publication number: DE2604402A1
Application number: DE19762604402
Authority: DE
Inventors: Steven Jon Anderson
Original assignee: Chemsep Corp
Current assignee: Chemsep Corp
Priority date: 1975-02-07
Filing date: 1976-02-05
Publication date: 1976-08-19
Also published as: NO760397L; GB1537832A; FI760281A; US3958985A; AU1052576A; NL7600662A; ES444956A1; IT1065076B; BE838354A; JPS51125604A; ZM776A1; FR2300137B3; OA05243A; ZA7647B; FR2300137A1; CA1064711A; PH11165A

Description

Patentanwalt DIPL.-PHYS. DR. W. LANGHOFF Rechtsanwalt B. LANGHOFF*

MÜNCHEN 81 · WISSMANNSTRASSE 14 TELEFON 932774 · TELEGRAMMADRESSE LANGHOFFPATENT MÜNCHEN

München, den 5· 2. 1976 Unser Zeichen: ^2 - 1616

Chemsep Corporation, 450 South 9th East, Suite 302 Salt Lake City, Utah 84102, USA

Verfahren zum Gewinnen von Nichteisen-Metallen

Die Erfindung bezieht sich auf ein Verfahren zum Aufbereiten mineralischer Stoffe, die Nichteisen-Metalle enthalten, in eine die Gewinnung derselben ermöglichende Form. Die Erfindung betrifft insbesondere ein Verfahren zur Gewinnung großer Mengen von Nichteisen-Metallen, vor allem Edelmetallen, aus mineralischen Stoffen.

Nichteisen-Metalle werden schon seit Jahrhunderten mit unterschiedlichem Erfolg aus metallhaltigen Erzen gewonnen. Metalle kommen in der Natur in ihrem Elementarzustand, als Salze, Verbindungen, Oxide, Sulfide und in zahlreichen anderen Formen vor. Aufgrund der Vielfalt an Mineralgewinnungsverfahren wurde die Metallurgie zu einer bedeutenden Wissenschaft.

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* Stande·¹" ».«eerrwiner Vartrater nach S 48 PalAnwO. zugelassen bei den Landgerichten München I und II. Postäscheckkonto: Münc-ien. Nr 48S 32-808 ■ Bankkonten: Bayerische Vereinsbank. München, Nr 8β1 θθβ. Deutsche Bank. München. Nr 52/13Θ

Bei den bisher bekannten Verfahren zur Metallgewinnung aus Roherzen werden diese zunächst gebrochen, zerkleinert, ausgewaschen, ausgelaugt oder geschmolzen und sodann durch Schwerkrafttrennung und elektrolytisches oder chemisches Ausfällen die Metalle gewonnen.

Einige Erze oder Konzentrate können in einer Lösung behandelt werden, wobei eine Laugenlösung oder heißgeschmolzene Materialien verwendet werden können, um die Minerale zu einem bestimmten BehandlungsZeitpunkt aufzulösen. Die Metalle werden aus den Lösungen auf verschiedene Weise gewonnen, etwa durch selektives Ausfällen, Cyanidlaugung, Anwendung von Elektrizität und Schwerkraft. Die Lösung kann ein in Wasser gelöstes Salz, eine Säure oder Base sein, oder ein geschmolzenes Fluid, wie es beim Schmelzen verwendet wird.

Nichteisen-Metallsulfide, etwa von Kupfer oder Zink, werden dadurch gewonnen, daß das Rohmaterial abgebaut und gebrochen wird und die Partikel noch weiter zerkleinert werden, durch Flotation das Erz konzentriert und dann geschmolzen und elektrolytisch raffiniert wird. Metalloxide werden normalerweise abgebaut, zerkleinert, mit einer Säurelösung ausgelaugt und durch Anwendung von Elektrizität gewonnen oder auf andere Weise aus der Lösung ausgefällt.

Edelmetalle können in ihrer Grundform vorkommen und durch Waschverfahren getrennt werden, etwa durch Schwerkraft beim Waschen in Schleusenkammern und Trennen auf Bearbeitungstischen. Andererseits können Edelmetalle, wie Gold und-Silber, auch durch Brechen des Erzes, feines Mahlen und Binden an ein Zyanid behandelt werden, um eine Lösung zu bilden, woraus das Edelmetall gewonnen werden kann.

Edelmetalle wie Gold, Silber und solche der Platingruppe (d.h. Platin, Palladium, Rhodium, Ruthenium, Iridium und Osmium) kommen gewöhnlich in Bruchteilen von 35 g/1000 kg vor. Diese Metalle kommen in ihrem Grundzustand vor, können aber auch in Verbindungen mit Eisen, Kupfer, Nickel und anderen Metallen vorkommen oder auf vielfache andere Weise komplex, gemischt oder sonst chemisch oder physikalisch gebunden sein. Gold kommt z.B. in freiem Elernentarzustand oder als zähflüssiges Gold, Flutgold, Tellurid, rostiges Gold, beschichtet, oder in anderen Formen vor. Der Überzug kann aus Kohlenwasserstoffen, Eisenoxiden, Mangan, Tellur oder einer Einbettung in Quartz oder anderen Mineralien bestehen. Bisher war man der Meinung, daß die Trennung von Mineralien in einer Lösung oder einem Schwemmverfahren umso leichter ist, je kleiner die Teilchen zermahlen sind. Jedoch sind die Partikel schwer zu gewinnen oder gehen gar verloren, wenn sie so klein sind, daß sie im Wasser schwimmen.

Die Gewinnung von Metallen aus Erzen wird normalerweise dann als erfolgreich angesehen, wenn 96% der Probemenge gewonnen wird. Viele Verfahren ergeben nur 70 - 90%. Jede Gewinnung basiert auf Analysen von Proben, die in verschiedenen Stufen des Verfahrens entnommen werden, etwa als Knollen, Konzentraten, Abfall, Schlacke, rohe und Feinmetalle. Jedes Erz ist anders. Manche sind sehr komplex und weisen verschiedene Metalle in unterschiedlichen Mengen auf und bestehen aus verschiedenen Zusammensetzungen oder mineralischen Formen.

Die Versuchsberichte gehen von der Annahme aus, daß die zur Lösung und Gewinnung des Metalls aus der Probe verwendeten Verfahren vollständig und erschöpfend sind. Tatsächlich ist der Versuch nur in dem Maße nützlich, wie alle Metallteile in der Probe identifiziert werden können. Tatsächlich gibt es jedoch Erze, in denen die Minerale derart

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kombiniert sind, daß sie mit herkömmlichen Verfahren nicht analysiert werden können. Es hat sich herausgestellt, daß die bekannten Verfahren bei Edelmetallen nur einen Teil des in der Probe vorhandenen Metalls erfassen. Wenn diese Beobachtung zutrifft, versteht es sich von selbst, daß die bekannten Verfahren zur Gewinnung von Edelmetallen ungeeignet sind und große Mengen an Gold, Silber und Metallen der Platingruppe als Abfallmaterialien aus verschiedenen Metallgewinnungsverfahren vergeudet werden.

Der Erfindung liegt die Aufgabe zugrunde, ein Verfahren zum Gewinnen von Nichteisen-Metallen in großen Mengen zu schaffen.

Ferner soll mit der Erfindung ein Verfahren geschaffen werden, mit dem metallhaltige Erze oder andere Materialien so behandelt werden können, daß im wesentlichen alle Nichteisen-Metalle in lösliche Salze umgewandelt werden, die durch herkömmliche Extraktionsverfahren gewonnen werden können.

Weiterhin sollen mit dem Verfahren nach der Erfindung Erze oder andere Edelmetalle enthaltende Materialien behandelt werden können, in denen das Erz oder das andere Material so abgebaut oder verändert wird, daß fast alle Edelmetalle als lösliche Salze extrahiert werden können.

Diese Aufgaben werden dadurch gelöst, daß das Erz oder ein anderer mineralischer Stoff in fein verteiltem Zustand mit einer wässrigen anorganischen Säure oder einer Säuremischung behandelt wird, so daß ein Schlamm entsteht, der unter ruhigen

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Bedingungen bei Atmosphärendruck so lange bei 350 - 800 C getrocknet wird, bis die überhitzte Säure die Nichteisen-Minerale in die Form eines löslichen Salzes umwandelt. Die bei dem TrockenVorgang entstehenden Gase und Dämpfe werden berieselt, um flüchtige Metallsalze, die während des Trocknens entstanden sind, zu entfernen, und der getrocknete Rest wird ausgelaugt, um die während des Trocknens gebildeten löslichen Salze zu entfernen.

Es ist bereits bekannt, Sulfiderze bei relativ hohen Temperaturen zu rösten, um vor dem Schmelzvorgang das Metallsulfid in ein Gemisch aus Sulfiden und Oxiden umzuwandeln.

Aus der Veröffentlichung von Floe in der Technischen Veröffentlichung Nr. 76 8 des 'American Institute of Mining and Metallurgical Engineers··, Klasse D., Nichteisen-Metallurgie, Nr. 50, 19 37, ist es bekannt, geröstete konzentrierte Kupfererze in einem Ofen¹ bei einer Temperatur von bis zu 62 5 C mit Schwefelsäure zu trocknen. Bei dieser bekannten Sulfatation wird das vorgeröstete Erz mit einer konzentrierten Schwefelsäurelösung vermischt, so daß eine dicke Paste entsteht, die dann in zwei Stufen bei einer Temperatur unterhalb 300°C getrocknet und sodann auf etwa 600 - 625 C erhitzt wird. Nach den Berichten wurden hierbei etwa 9 7 - 9 8% des Kupfers durch Wasserauslaugen des getrockneten Erzes gewonnen. Das ausgelaugte Erz wurde dann zur Gewinnung von Gold und Silber einer Zyanidlaugung unterworfen. Die Versuchsergebnisse zeigen, daß bei einer Goldgewinnung von über 9 5% die Silbergewinnung unter 50% lag und eine Platingewinnung überhaupt nicht erwähnt wurde.

In einer älteren Veröffentlichung von Floe et al, der Technischen Veröffentlichung Nr. 735 des "American Institute

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of Mining and Metallurgical Engineers", Klasse D, Nichteisen-Metallurgie, Nr. 49, 1936, wird die Herstellung von löslichen Sulfaten aus Metalloxidgemischen behandelt. Diese Veröffentlichung ist rein experimenteller Natur und betont ausdrücklich, daß für die Sulfatation von Erzen aus den theoretischen Daten dieser Veröffentlichung keine Schlußfolgerungen gezogen werden können. Diese Veröffentlichung lehrt ganz allgemein die Sulfatation von Metalloxiden, Gemischen aus Metalloxiden oder vorgerösteten Erzen mit einem Übermaß an Schwefelsäure, so daß eine dicke Paste entsteht, die dann bei verschiedenen Temperaturen erhitzt wird. Der Artikel warnt vor der Verwendung von zu viel Wasser in der Säure, da solches Wasser durch Kochen entfernt werden muß. Sulfatation und Gewinnung von Edelmetallen sind in der Veröffentlichung nicht erwähnt.

Es ist bezeichnend, daß Rosenquist in "Principles of Extractive Metallurgy", McGraw Hill, Inc, 19 74, Seite 251, erwähnt, daß Versuche, Eisen-Kupfer-Sulfiderze einer sulfatisierenden Röstung zu unterwerfen, um das Kupfer in wasserlösliche Form zu bringen, nur einen begrenzten Erfolg hatten.

Diese Schwierigkeiten bei den bekannten Verfahren werden mit der vorliegenden Erfindung beseitigt. Darüberhinaus ergaben sich unerwartete Ergebnisse bei der Gewinnung von Edelmetallen. Es ist bezeichnend, daß bei den bekannten Verfahren lediglich vorgeröstete Erze behandelt werden, während bei dem Verfahren nach der Erfindung Roherze, geröstete Erze oder Erze aus jedem beliebigen Verfahrenszustand genommen werden können, etwa dem Waschvorgang, Schmelzen, Laugen oder jedem beliebigen anderen Zustand. Die Erfindung liefert bessere Ergebnisse und erfordert keine Röstung der Erze vor der Behandlung. Es ist genau bekannt, wie das Verfahren nach der Erfindung auf die metallhaltigen Materialien wirkt, um eine vollständige Umwandlung der Nichteisen-Metalle in lösliche Salze zu bewirken, können doch die folgenden Verallgemeinerungen angestellt

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werden, wo wässrige Schwefelsäure als Trockenreagenzmittel verwendet wird. Es können aber auch andere Säuren als Schwefelsäure verwendet werden, etwa Salzsäure, Flußsäure, Salpetersäure, Überchlorsäure oder Unterchlorsäure oder eine Kombination von Säuren, z.B. von Salzsäure und Salpetersäure (Königswasser) .

Wird ein Metallsulfid (MS) mit einer Oxidationsquelle in Berührung gebracht, entsteht die folgende Reaktion:

2 MS + 3O₂ $> 2 MO + 2SO₂ (1)

Schwefeldioxid mit Sauerstoff oxidiert weiter wie folgt zu Schwefeltrioxid:

2SO₂ + 0₂ =» 2SO₃ (2)

Eine weitere oder andere Schwefeltrioxidquelle wird erzielt, wenn die Schwefelsäure gemäß der folgenden Gleichung erhitzt wird: ■

> H₂ 0 + SO₃ (3)

Schwefeltrioxid reagiert mit Metalloxiden wie folgt:

MO + SO₃^ > MSO₁₁ (4)

Durch Kombination der obigen Gleichungen folgt:

2MS + H0₂— -> 2MSO₄ (5)

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Aus den vorstehenden Gleichungen geht hervor, daß zur vollständigen Umwandlung eines Metallsulfids oder -oxids in das lösliche Sulfat es unbedingt erforderlich ist, den Schwefel in den höchsten Oxidationszustand zu bringen, d.h. MS zu S0„ zu SOo zu MSO . Zum Beispiel ergeben höhere Konzentrationen der Partialdrücke von S0„ mehr SO₃ und höhere Partialdrücke von S0„ ergeben mehr Sulfate.

Wie aus der Gleichung (M-) hervorgeht, verläuft die Reaktion umkehrbar, d.h. die Metallsulfate zersetzen sich in Metalloxide und Schwefeltrioxide, wenn sie über ihre Zersetzungstemperatur erhitzt werden, und die Reaktion geht von rechts nach links. Gleichfalls aus Gleichung (4) geht hervor, daß hohe Partialdrücke des S0„ die Zersetzung der Sulfate verhindern und je nach der Temperatur die Reaktion nach rechts ablaufen lassen.

Dasselbe gilt für andere anorganische Säuren als Schwefelsäuren, etwa Salpetersäuren, Salzsäuren, Überchlor- und Unterchlorsäuren.

Um die bestmögliche Form des löslichen Salzes zu erzielen, müssen einige Punkte beachtet werden. Es wurde bereits erwähnt, daß hohe Partialdrücke von SO₃ oder anderer geeigneter Reagenzmittel, die mit Metallsulfiden und Oxiden zur Bildung löslicher Salze reagieren, aufrechterhalten werden müssen. Bei den bekannten Veröffentlichungen ist ein theoretischer Prozentsatz von H„SO zu Metalloxid von etwa 100 : 13 5 % angewendet. Es hat sich nun herausgestellt, daß ein derartiges Verhältnis zur Bildung löslicher Salze aus Nichteisen-Metallen unzureichend ist, ganz besonders aber zur Gewinnung von Edelmetallen, die aus irgendeiner Form in ein lösliches Salz umgewandelt werden sollen. Es wurde nun gefunden, daß das stöchiometrische Verhältnis von Säure-Sauerstoffion zu Metallion, das behandelt und wiedergewinnbar gemacht werden soll, mindestens 1,5 : 1 betragen muß, wobei Verhältnisse von 2 :1 und manchmal sogar 3 : 1 und mehr günstiger sind. Im Falle von Edelmetallen werden sogar stöchiometrische Verhältnisse von 10 : 1, sogar 15 : 1, verwendet.

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Ein weiterer für die Erfindung wesentlicher Faktor besteht darin, daß der Säure-Mineralschlamm unter ruhigen Bedingungen erhitzt wird. Durch Rühren während des Trocknens wird der Partialdruck des S0„ oder der anderen Reagenzmittel in

dem trocknenden Gemisch verringert, was bewirkt, daß sich das Metallsalz in Metalloxid und Schwefeloxid zersetzt. Rühren oder Mischen während des Trocknens bringt außerdem die Metallsulfate und -sulfide miteinander in Berührung, was in einer oxidierenden Atmosphäre die folgende Reaktion ergibt:

MSO₁^ + MS + O₂ ^ 2MO + 2SO₂ (6)

Um den Partialdruck des SO₃ oder eines anderen Reaktionsmittels mit dem Metallsulfid oder -oxid so hoch wie möglich zu halten, wird der gut vermischte Brei aus wässriger Säure und dem Mineral in einem oder mehreren Tiegeln in einen Ofen oder eine andere Wärmequelle gestellt und für eine bestimmte Zeitdauer auf die gewünschte Temperatur erhitzt. Wenn es jedoch notwendig ist, zu rühren oder die Oberfläche der trocknenden Mischung anderweitig aufzurühren, so könnte man größere Mengen von SO₃ oder ein anderes Gas durch die Trockenkammer lenken, um die erforderlichen Partialdrücke aufrechtzuerhalten. Dies ist jedoch ein weniger günstiges und kostspieliges Verfahren. Die Wärmequelle kann entweder Strahlungswärme oder direkt von Verbrennungsgasen gelieferte Wärme sein. Strahlungswärme ist günstiger, da alle die Trockenzone verlassenden Gase mit einer wässrigen Lösung berieselt werden, um eine vollständige Mineralgewinnung zu gewährleisten. Das Trocknen und Rösten kann entweder chargenweise oder kontinuierlich erfolgen und findet bei Atmosphärendruck statt. Bei der Präparierung des." Ausgangsminerals für den Säuretrockenvorgang ist es wesentlich, daß das Mineral auf eine Partikelgröße von wenigstens Maschenweite 100 (nach ASA, American Standard Ass.), vorzugsweise Maschenweite 200 bis 600, zerkleinert wird. Jedes Mineral sollte auf seine günstigte Größe untersucht werden, da jedes Erz oder jede sonstige Mineralquelle andere Eigenschaften besitzt.

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Der Schlamm wird in einen etwa 5,1 bis 61 cm tiefen Tiegel gefüllt. Die Tiefe des Schlammes wird durch praktische Überlegungen bestimmt. Der Schlamm muß ausreichend tief sein, um die Entstehung von S0_Q oder einen anderen Reagenzdruck in der Mineralquelle zu ermöglichen und um die Veränderung in dem Erz zu bewirken, welches die Nichteisen-Metalle in lösliche Salze umwandeln soll. Eine zu große Tiefe erfordert eine zu lange Zeit, um die beste Temperatur inmitten des überhitzten Säure-Mineral-Gemisches zu erreichen. Offensichtlich ist der Schlamm einer Überhitzung unterworfen, und alle Flüssigkeit verdampft, wonach ein getrockneter Rückstand verbleibt.

Es ist wesentlich, daß zu Anfang genügend Flüssigkeit zugeführt wird, so daß ein Schlamm aus des fein verteilten Minerals entsteht, der eine vollständige Mischung des Minerals mit der Säure ermöglicht. Es kann in manchen Fällen auch günstig sein, wenn der flüssige Schlamm nach dem Mischen sich für eine bestimmte Zeit setzen kann. Im allgemeinen sind Gewichtsverhältnisse von fest zu flüssig von 2:1 bis 1:5 oder mehr denkbar, je nachdem, welches Mineral behandelt wird.

Das Trocknen geschieht langsam, um den Aufbau maximaler Partialdrücke der Reagenzgase SO , NO , HCl, , HF und dergleichen zu ermöglichen. Üblicherweise braucht der Schlamm 30 Minuten, bis er eine Temperatur von zwischen 350 und 800° C erreicht, die dann 0,5 bis M- Stunden aufrechterhalten wird. Die Trockenzeit kann auch verlängert werden, dies ist aber im allgemeinen unnötig.

Temperaturen zwischen 350 und 800° C stellen die praktischen Arbeitsgrenzen dar. Es ist wichtig, daß der Schlamm bis zur vollständigen Trockenheit getrocknet wird. Der Siedepunkt von konzentrierter Schwefelsäure liegt bei etwa 300 C. Der Siedepunkt anderer Säuren liegt darunter. Zusätzlich verbleiben

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die gasförmigen Materialien aus den wässrigen Säuren, wie SO- , NO₀ , HCl, HF und dergleichen bei genügend hohen Partialdrücken in der Trockenmischung und wirken weiterhin auf diese, wodurch das Erz weiter aufbereitet wird und seine metallischen Bestandteile in lösliche oder extrahierbare Form gebracht werden. Die verwendeten Temperaturen hängen weitgehend von der Art des Erzes oder der anderen behandelten Metallquelle ab. Die Obergrenzen hängen oft von der Zersetzungstemperatur des gelösten Metalls ab.

Bei dem Extrahieren von Kupfer und Zink aus Eisenerzen werden die Arbeitsbedingungen innerhalb bestimmter Grenzen kritisch. Ein großes Problem bei bekannten Verfahren besteht in der Anwesenheit von Eisen und der Trennung von Nichteisen-Metallen aus Eisen. Eisensulfide können in Ferri- und Ferrooxide umgewandelt und mit SO- geröstet werden, um Ferri- und Ferrosulfate gemäß den folgenden Gleichungen zu bilden:

FeO +	SO	0	4	* FeSO	(7)
^Fe?°3	m^	ν Fp rsn ■>	(8)
d	■ 2* 4 3

Auch die obigen Reaktionen sind umkehrbar. Ferrosulfate beginnen sich bei 16 7°C zu zersetzen, und sowohl Ferro- als auch Ferrisulfate haben eine Zersetzungstemperatur von H80 C gemäß der folgenden Gleichung:

FeSO₁₊ ^> Fe₂O₃ . 2SO₃ (9)

Fe₂(SO^)₃ ^ ^Fe2°3 * ^2S03 ^{+ S0}3

Bei weiterer Erwärmung auf 56O°C zersetzt sich das basische Salz weiter in Eisenoxid gemäß der folgenden Gleichung:

Fe₂O₃ . 2SO₃- ^Fe₂O₃ + 2SO₃ (11)

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Kupfersulfat andererseits hat eine Zersetzungstemperatur von 670° C wie folgt:

> CuO . SO₃ (12)

Bei der Sulfatation eines Kupfererzes wie etwa Kupferpyrit (CuFeS₂) sind hohe Partialdrücke von SO₃ erforderlich, um alles Kupfer in Kupfersulfat umzubilden und das Eisen in Fe₂O-zu oxidieren, welches in Wasser unlöslich ist, und die Schwefelsäurelösung zu verdünnen. Bei ausreichend oxidierender Atmosphäre wird Eisen aufgrund der großen Entstehungswärme vollständig in Fe₀O- umgewandelt. Behält man ein Übermaß an SO₃ und Temperaturen zwischen der Zersetzungstemperatur von Eisen und Kupfersulfat aufrecht und arbeitet ohne Agitation, werden diese Ergebnisse erzielt. Die Temperatur muß ständig kontrolliert werden, da SO- bei einer Temperatur von etwa 650 C sich in SO₂ und O₂ zu zersetzen beginnt. In Abwesenheit von SO₃ wird außerdem das Eisenoxid sich mit dem Kupferoxid verbinden, und es entsteht unlösliches Kupriferrit (Cu₀O . Fe₀Ol oder Kuproferrit (CuO . Fe₀O-). Oberhalb der Zersetzungstemperatur von SO, geschieht die Bildung von Kupferferriten sehr rasch.

Wird also das .Verfahren nach der Erfindung auf Kupfer- und Zinkextraktionsverfahren angewendet, so ist es sehr wesentlich, daß Temperaturen zwischen etwa 575°und 650° C eingehalten werden.

Zinkferrit (ZnCFe₀Q^) ,Zinkoxid und Zinksulfid reagieren bei einer oxidierenden Atmosphäre unter 6 50° C alle gemäß den folgenden Gleichungen:

ZnS + H₂SO₄ + 3/2O₂ ^ ZnSO₄ + SO₂ + H₃O (13)

ZnO + SO₃ ^. ZnSO₄ (Ht)

ZnO . Fe₀O- + H₀SOj > ZnSO₁₁ + Fe_o0_ + H_o0 (15)

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Weiterhin hat sich gezeigt, daß die Zersetzung oder Neubildung der Molekularstruktur von Eisenverbindungen innerhalb des Minerals von der Freisetzung von Edelmetallen begleitet ist, was bisher unbekannt war und durch bekannte Versuchsverfahren nicht entdeckt wurde. So wird beispielsweise Ferroferrioxid (Magneteisenstein) Fe₃O₄ während des Verfahrens in Ferrioxid (Hämatit) Fe₅O₃ umgewandelt und gibt Edelmetalle frei. Es ist nicht bekannt, in welcher Form die Edelmetalle vor der Behandlung vorkommen, und es ist auch nicht bekannt, wie sich die Edelmetalle physikalisch oder chemisch mit anderen Elementen verbinden lassen. Wie aus den folgenden Beispielen hervorgeht, hat man nach der Behandlung von zunächst auf Edelmetalle untersuchten Mineralstoffen, wie unkonzentrierte Roherze, Konzentrate, Schlacken, Rückstände u. dgl. nach der Behandlung mit dem Verfahren nach der Erfindung bei erneuter Untersuchung eine wesentliche Erhöhung des Anteils an Edelmetallen festgestellt. Dies trifft sogar in solchen Fällen zu, wo die erste Untersuchung keinerlei Edelmetallgehalt ergab. Diese Zunahme liegt manchmal in der Größenordnung von mehreren 100%. Dies wurde nach mehreren hundert Testversuchen festgestellt, wobei die Versuche in mehreren unabhängigen autorisierten Versuchslabors durchgeführt wurden. Es ist nur noch nicht mit Sicherheit bekannt, in welcher Form sich dieses Metall nach der Behandlung befindet. So ist offensichtlich, daß bei einem Waschverfahren nur ein Teil der Edelmetalle gewonnen wird. Es ist auch offensichtlich, daß beim derzeitigen Edelmetallpreis beachtliche Werte an diesen Metallen bei derzeitigen Gewinnungsverfahren verloren gehen.

Ein weiterer kritischer Punkt dieser Erfindung, der wesentlich für die Gewinnung von Edelmetallen ist, liegt darin, daß alle Dämpfe oder Gase aus dem Trockenvorgang mit Wasser, einer Salzlösung, dünnen Säure oder Basis berieselt werden.

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Die Menge der verwendeten Lösung, die Konzentration der Säure oder eines anderen Reagenzmittels hängen davon ab, welche Gase berieselt werden, wieviel Lösung abgelaufen ist und welcher Berieseier verwendet wird. Dies wird in den meisten Fällen auf empirischer Basis festgestellt, und die Lösungsstärke ist nicht wesentlicher Bestandteil dieser Erfindung. Manche Metallzusammensetzungen, insbesondere Edelmetalle, werden während des Trockenvorgangs gasförmig. Dies kann an der relativ niedrigen Zersetzungstemperatur liegen oder an der Wasserlöslichkeit, in der die Metallsalze in dem verdampften Wasser fortgetragen werden. Platinchlorid zersetzt sich beispielsweise bei einer Temperatur von 5 81 C, und Platinsulfat ist in kaltem Wasser und in Säure löslich und zersetzt sich in heißem Wasser. Goldchlorid (AuCl oder AuCl₃) zersetzt sich bei einer Temperatur zwischen 26 5°und 290° C und ist in Wasser löslich. Goldnitrat zersetzt sich bei 7 2° C und Silbernitrat bei 4-4-4° C.

Die Berieselung kann in jeder herkömmlichen Vorrichtung stattfinden, die eine enge Berührung zwischen den Dämpfen oder Gasen und der Berieselungslösung gewährleistet. Es kann z.B. eine Füllkörpersäule verwendet werden, wobei die Berieselungsflüssigkeit immer wieder über die Füllung geleitet wird, oder ein einstellbarer Düsenberieseler, der zurückgeleitete Flüssigkeit zur Kühlung und Berieselung der Gase verwendet. Ein Teil der die aufgelösten Metalle enthaltenden zurückgeleiteten Flüssigkeit kann abgenommen und auf herkömmliche Weise zur Gewinnung von Metallen behandelt werden. Die berieselten Gase können einer Gewinnungsvorrichtung zugeführt werden zur Gewinnung von Schwefel, Stickstoff, Chlor- oder Fluorverbindungen, je nachdem, welche Säure in dem Trockenvorgang verwendet worden ist.

Da einige Metalle sich leichter in Salzform umwandeln lassen als andere, kann es in manchen Fällen günstig sein, den Schlamm aus einem Säuregemisch zu bilden oder vor dem

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Trocknen dem Schlamm ein Metallsalz", etwa Natriumchlorid oder Ferrisulfat zuzufügen oder darin aufzulösen. Wenn beispielsweise einem Schwefelsäureschlamm Natriumchlorid beigemengt wird und ein besonderes Metall eher zur Bildung eines Chlorids neigt als eines Sulfats, entsteht das Chlorid.

Wenn der getrocknete Rückstand aus dem Ofen entnommen wird, kann er abgekühlt werden oder auch nicht und wird sodann mit einer verdünnten Säurelösung ausgelaugt. Die löslichen Salze aus dem Rückstand gehen in die Lauge über und werden dort gelöst. Da der Rückstand vor dem Auslaugen wasserfreie Säuren aus dem Trockenvorgang enthält, entsteht eine beachtliche Wärme, wenn die wässrige Lauge zu dem Rückstand gegeben wird. Auch hier hängen die Menge der zugegebenen Lauge und ihre Konzentration von den extrahierten Mineralen und der Mineralmenge in dem Rest, der ausgelaugt werden soll, ab. Es muß natürlich ausreichend Lösung verwendet werden, um die Nichteisen-Salze aufzulösen. In manchen Fällen kann es erforderlich sein, mehrfach auszulaugen. So wird z.B. ein getrockneter Kupfer- oder Zinkrückstand ein- oder mehrmals mit einer Säurelösung gelaugt, um das Kupfer oder Zink zu gewinnen, und sodann wird der Laugenrückstand mit Natrium- oder Kaliumzyanid behandelt, um das Gold und Silber aufzulösen. Diese Gewinnungsverfahren sind bereits bekannt.

Die Metallsalze können aus der Lauge auf herkömmliche Weise gewonnen werden. Kupfer beispielsweise kann durch Elektrolyse aus der Lauge gewonnen werden. Die Gewinnung von Kupfer aus Laugen durch Elektrolyse geschieht mit unlöslichen Anoden. Der angelegte Gleichstrom bewirkt, daß das Kupfer sich an der Kathode abscheidet, und der Elektrolyt verarmt kontinuierlich an Kupfer. Verunreinigungen werden vorzugsweise vor der Elektrolyse entfernt; daher entstehen in der Zelle keine Verunreinigungen. Der verbrauchte Elektrolyt wird sodann mit Wasser auf seinen ursprünglichen Säurewert verdünnt und wiederum als Lösungsmittel zum Auslaugen weiterer Rückstände benutzt.

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Das Auslaugen und Elektroplattieren von Zink oder anderen Metallen kann auf ähnliche Weise geschehen. Es können auch bekannte Lösungsextraktionsverfahren angewendet werden.

Manche Edelmetalle, insbesondere Gold und Silber, können noch nach der Laugenbehandlung in dem Rückstand verbleiben. Diese Edelmetalle können dann auf herkömmliche Weise gewonnen werden, indem das Gold und Silber in Kalium- oder Natriumzyanidlösungen aufgelöst werden, wie bereits bekannt ist.

Gewöhnlich werden Gold und Silber mit unterschiedlichen Mengen an Sauerstoff oder Luft in der chemischen Lösung aufgelöst, um die Aufnahme der Metalle in Lösung zu vervollständigen. Die die Edelmetalle enthaltende Lösung wird dann durch einen Absetzbehälter und einen Reiniger geschleust und zu einer Ausfällanlage geleitet, wo die Gold- und Silberanteile ausgefällt werden und der Niederschlag in einem Ofen zu einem elementaren Silber- oder Goldbarren geschmolzen wird.

Im Falle von Chloriddampf wird eine chlorierende Säure verwendet, etwa Königswasser oder ein Chloridkuchen. Dann kann der Rückstand in manchen Fällen lediglich mit einer wässrigen Lauge oder einer Lösung mit einem geringen Anteil an entweder Königswasser oder Salzsäure behandelt werden, und alles vorhandene Gold, Silber und Platin gelangt in die Lösung. Das Gold, Silber und Platin aus dieser Lösung kann durch herkömmliche Verfahren gewonnen werden, etwa durch Ausfällen des Goldes unter Zusatz von Oxalsäure in einer gereinigten Lösung und Zusatz von Ameisensäure, um das Platin aus der Chloridlösung auszufällen.

Die in der Waschlösung zunächst gewonnenen Metalle sind Gold und Platin. Gold und Platin können dadurch gewonnen werden, daß ein Teil der Waschlösung vor einem weiteren Umlauf entnommen und durch eine Harzsäule geleitet wird, wo Gold und Platin

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von dem Harz absorbiert werden. Wenn die Harzsäule beladen ist, kann sie erneuert werden, und Platin und Gold sowie das Chlorid können gewonnen werden, indem Platin und Gold von der Harzsäule mittels einer Lösung von verdünnter Salzsäure gelöst werden.

Typische Ionenaustauschharze, die hierbei verwendet werden können, sind nur unter ihren folgenden Handelsnamen bekannt: (a) Strafion NMRR der Firma Ayalon Water Conditioning Co., Ltd., Haifa, Israel, (b) Ionac SRXL der Firma Ionac Chemical Co., Birmingham, N.J., und (c) PAZ der Firma SeIa Electronics, Inc., N.Y., N.Y.

Es können auch andere Verfahren verwendet werden, um die Edelmetalle aus der Waschlauge oder dem getrockneten Rückstand zu gewinnen. Im Falle eines chlorierenden Kuchens kann Königswasser oder eine unverdünnte Chlorverbindung, wie Salzsäure, Perchlorsäure oder Unterchlorsäure verwendet werden. In diesen Fällen kann der getrocknete Rückstand im allgemeinen mit einer wässrigen Lauge, einer verdünnten Lösung von Salzsäure oder Königswasser behandelt werden, und praktisch das gesamte Gold, Silber und Platin gelangt in Lösung. Diese Edelmetalle können dann auf bekannte Weise gewonnen werden, etwa durch Ausfällen des Goldes unter Zusatz von Oxalsäure in einer gereinigten Lösung und auch durch Ausfällen von Platin aus der Chloridlösung unter Zusatz von Ameisensäure.

Da es nicht bekannt ist, in welche Form die Edelmetalle während des Trockenvorgangs umgewandelt werden, können verschiedene Verfahren angewandt werden, um optimale Ergebnisse zu erzielen. Beispielsweise ist die Verwendung einer sulfatisierenden Röstung nicht dazu geeignet, Gold, Silber und Platin

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in Sulfate umzuwandeln, aber diese Metalle werden dadurch so von den Erzen getrennt, daß sie in eine Lösung extrahiert werden können. Es kann auch erwünscht sein, die Lösung bis zur
Trockenheit zu erhitzen und die Edelmetalle durch einen Schmelzvorgang zu gewinnen.

Das beschriebene Verfahren ist für jedes Mineral anwendbar und kann zur Behandlung unkonzentrierter Erze verwendet
werden, die gewöhnlich als Roherze bekannt sind, von Konzentraten, Altsand, Abfällen, Rückständen, Schlacken usw. Mit anderen Worten, es können Mineralstoffe aus jeder Bearbeitungsstufe behandelt werden.

Die nun folgenden Beispiele dienen zur Erläuterung der Erfindung, sind aber nicht ausschließlich gedacht. Bei allen Versuchen wurde eine Mischung aus fein verteilten Feststoffen mit einer Maschenweite von weniger als 100 mit den in jedem Beispiel erwähnten Säuren zur Bildung eines Schlammes gemischt. Der Behälter mit dem Schlamm wurde dann in einen Ofen gestellt, und durch Erwärmung des Behälters mit Inhalt auf die angegebenen Temperaturen wurde die Trocknung durchgeführt. Der Ofen
war abgedichtet und so ausgestattet, daß die beim Trockenvorgang entweichenden Dämpfe durch eine Berieselungsanlage zogen, wo die löslichen Stoffe in Lösung gingen. Die

Berieselungslösung enthielt eine Säure, um die Loslösung der Dämpfe von den Gasen zu erleichtern. Die Gase wurden von dem Ofen durch zwei Wasserstrahlpumpen und eine Füllkörpersäule geschickt und dann in die Atmosphäre abgelassen. Alle Ergebnisse sind in Unzen pro Tonne (UpT), Gewichtsprozenten
oder, falls nicht anders bezeichnet, in Gramm angegeben.

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- 19 BEISPIEL 1

Ein Golderzkonzentrat wurde auf eine Partikelgröße reduziert, bei der 90% eine Maschenweite von weniger als 150 hatten. Eine 53,5 g-Probe eines solchen Konzentrats wurde mit 135 g 9 8%iger H₂SO₄, 3 g NaCl und 20 g Wasser vermischt, wodurch ein Schlammgemisch von insgesamt 211,5 g entstand. Der Schlamm wurde in einem Porzellangefäß gleichmäßig vermischt und bei niedriger Temperatur 24 Stunden stehen gelassen. Er wurde dann bei Raumtemperatur in einen Ofen gestellt. Nach 50 Minuten war in dem Ofen die Betriebstemperatur von 630 C erreicht, die zwei Stunden lang beibehalten wurde.

Als Berieselungslösung wurde eine Lösung aus 6000 ml Wasser, das 50 ml konzentrierter HCl enthielt, verwendet, die kontinuierlich mittels zweier Pumpen umgewälzt wurde. Der Trockenvorgang fand bei Ruhe statt. Der Rückstand wurde aus dem Ofen entnommen, kühlte ab und wog 6 3,3 g.

Das Erz vor der Behandlung, die Berieselungslösung und der Rückstand wurden mit einem Atom-Absorptionsspektrophotometer untersucht, und es wurden die folgenden Mengen an Gold, Silber und Platin festgestellt:

609834/0712

TABELLE 1

Au

Up_T

Ag Pt .Up_-T Gramm Uj)T Gramm_

Konzentrat vor d. Behandlung 303,9 0,558

Getrockneter Rest 416,14 0,903

Beriesel.-Lösung

Ges amtgewi cht nach d. Behandig.

0,000816

0,904

in UpT des urspr. Konzentrats 49 2,32 —

Verhältnis behandeltes/ unbehandeltes Erz 1,6 2 1,6

98,66 0,181 0,0102 0,0000187 119,70 0,260 0,0140 0,0000303

0,000420 — 0,000150

142,07

0,2604

0,000180

0,982

1,44 1,44

9,63 9,63

UpT = Unze pro Tonne

Aus der vorstehenden Tabelle ergibt sich, daß das durchgeführte Verfahren das Erzkonzentrat so veränderte, daß bestimmte Mengen als Gold, Silber und Platin frei wurden, die vor dem Verfahren nicht meßbar waren. Es ist auch besonders aufschlußreich, daß das meiste Platin in der Berieselungslösung gewonnen wurde.

609834/0712

260U02

BEISPIEL 2

Ein überwiegend aus Kupferkies bestehendes Kupfererz wurde so gemahlen, daß 9 0% kleiner als Maschenweite 325 waren. Eine 300 g-Probe dieses Konzentrats wurde mit 360 g 9 8%iger H₂SO₁₊ und 80 g Wasser vermischt, wodurch ein Gesamtgewicht von 740 g entstand. Dieser Ansatz wurde verrührt und in einem Tiegel etwa eine Stunde lang auf eine Temperatur von etwa 100 C erwärmt und sodann bei Raumtemperatur in einen Ofen gestellt. Sodann wurde das Rühren unterlassen und der Ansatz bei Ruhe getrocknet. Der Ofen erreichte in etwa einer Stunde und fünf Minuten eine Temperatur von 6 30 C. Der Schlamm wurde dann noch zwei Stunden weiter getrocknet.

Die Dämpfe und Dünste aus dem Trockenvorgang wurden dann mit 7175 ml Wasser, das 100 ml konzentriertes H„SO enthielt, berieselt. Die Berieselungslösung wurde während des Trockenvorgangs mittels Pumpen wieder in Umlauf gebracht. Der getrocknete Ansatz wurde aus dem Ofen genommen, kühlte ab und wurde gewogen. Der Rückstand wog 482,9 g. Er wurde sodann eine Stunde und 45 Minuten lang in Wasser gelaugt und weitere drei Stunden in eine Lösung verdünnter Schwefelsäure gelegt. Der getrocknete Rückstand nach dem Laugen wog noch 8 5,46 g.

Das unbehandelte Kupferkieskonzentrat, der ungelaugte Rückstand, die Lösung, die Gasberieselungslösung und der Rückstand nach der Säurelaugung wurden durch Absorptionsanalysetechniken untersucht, wobei folgendes festgestellt wurde:

609834/0712

TABELLE

Au

Ag Pt

Cu

Mo

unbehandeltes .. Konzentrat 0,310

Gew. in g 0,00319

Gew. im ungelaugten Rückstand 0,00425

Gew. im gelaugten Rückstand 0,00425

Lauge, Gew.

in Gramm

Gasberieselungslösung, Gew.

in Gramm 0,000

Gesamtgewicht nach d. Behandlung 0,00511

in UpT des
urspr. Konzentrats 0,49 7

Verhältnis
behandeltes/
unbeh. Erz 1,60

3,35 25,98² 0,353²

0,0344 0,000634 77,94 1,06 0,0442 0,00147 78,038 1,12 0,442 0,00147 1,958 1,12

76,08

0,00144 0,00115 0,0144 0,0456 0,00262 78,05 1,12

4,45 0,255 26,Öl² 0,374² 1,33 4,13

1,001 1,06

Unze pro Tonne Prozent nicht meßbar 609834/0712

Eine.85 g-Probe des getrockneten Rückstandes wurde unter Raumbedingungen mit 600 ml Wasser und 0,8 g NaCN behandelt, zwei Stunden lang gerührt und 10 Stunden stehen gelassen. Nach der Analyse wurde festgestellt, daß 99,3% des Goldes und 9 8,8% des Silbers aus dem Überschuß zyanidiert waren. Die obigen Daten zeigen auch eine 9 7,5%-ige Gewinnung von Kupfer, das in dem ungelaugten Rückstand gefunden wurde, nachdem die Behandlung stattgefunden hatte.

Die obigen Ergebnisse zeigen wieder klar an, daß mit dem Verfahren nach der Erfindung weit größere Mengen an Edelmetallen als mit bekannten Verfahren gewonnen werden können. Wie gezeigt, können die Edelmetalle und das im behandelten Rückstand enthaltene Kupfer durch Auslaugen mit anfolgender Zyanidbehandlung gewonnen werden, um große Mengen dieser Metalle zu gewinnen.

BEISPIEL 3

Eine Berylliumerzprobe wurde auf weniger als 150 Maschenweite gemahlen, und 50 g dieser Probe wurden mit 72 g 9 8%igen H_SO und 15 g Wasser vermischt, so daß ein Ansatz von insgesamt 137 g entstand, der in einem Behälter verrührt und anschließend bei 300 C unter ruhenden Bedingungen in einen Ofen gestel] wurde. Die Temperatur wurde 4-5 Minuten lang erhöht bis zur Betriebstempera
erhalten wurde.

bei 300 C unter ruhenden Bedingungen in einen Ofen gestellt

J L

Betriebstemperatur von 630° C, die zwei Stunden lang aufrecht-

Die aus dem Trockenvorgang entweichenden Dämpfe und Gase wurden mit 5100 ml Wasser, das 50 ml 9 8%igen H_ SO₄ enthielt, berieselt. Nach dem Abkühlen wurde der Rückstand aus dem Trockenverfahren in einer Lösung aus 2 50 ml Wasser und 50 ml 9 8%igen H₂SO₄ gelaugt. Der ausgelaugte Rückstand wog 30 g. Das unbehandelte Erz, der ungelaugte Rückstand, die Lösungen, der ausgelaugte Rückstand und die Gasberieselungslösung wurden durch Absorptionsverfahren untersucht und ergaben folgende Ergebnisse:

609834/0712

— 2M- —

TABELLE 3

Au

Ag

Pt

1 = Unze pro Tonne

2 = nicht meßbar

3 = Prozent

Be

unbehandeltes Erz	0,17O¹	nm	ο,οοβίδ¹	O,131³
Gew. in g	0,000030	—	0,000014	0,0655
Gew. im unge- laugten Rück stand	0,000038	0,00147	0,000029	0,0716
Gew. im ge laugten Rück stand	0,000038	0,00147	0,000029	0,000156
Gewicht in d. Lauge				0,0715
Gew. in der Berieselungs lösung	0,000163	0,000408	0,000204	0,000408
Ges amtgewin- nung	0,000201	0,00188	0,000233	0,0720
in UpT d. un- behandelten Erzes	0,118	1,09	0,136
Verhältnis behandeltes/ unbeh. Erz	.6,70	unendlich·	16,64	1,10

609834/0712

Auch hier wurden Edelmetalle in größeren Mengen gewonnen, als in der ursprünglichen Probe festgestellt worden waren. Es ist von Bedeutung j daß in der Berieselungslösung eine große Menge Edelmetalle festgestellt wurde und daß 99 ,7% des in dem ungelaugten Rückstand vorhandenen Beryllium gewonnen wurde.

BEISPIEL 4

Von dem Abfall einer Bleischmelze wurde eine Schlacke gewonnen und auf weniger als 150 Maschenweite gemahlen. Eine 20 g-Probe wurde mit 18 g 98%igen H₂SO₄, 10 g Fe (SO ) und 60 g Wasser vermischt, so daß ein Ansatz von insgesamt 108 g entstand, der in einen Behälter gefüllt, umgerührt und in einen Ofen gestellt wurde. Die Temperatur im Ofen erreichte in etwa einer Stunde 630° und blieb zwei Stunden lang auf dieser Höhe. Der Rückstand wurde aus dem Ofen genommen, abgekühlt und zwei Stunden lang in einer 10%igen Schwefelsäurelösung gelaugt. Vor der Behandlung wurde ein Zinkanteil in der Schlacke von 7,44% oder 1,488 g Zink festgestellt. Bei der Probe enthielt der getrocknete gelaugte Rückstand 0,0154 g Zink. In der Lauge waren 9 9% Zink enthalten.

BEISPIEL 5

Chrom enthaltender Sand wurde auf weniger als 150 Maschenweite gemahlen. Eine 50 g-Sandprobe wurde mit 54 g 9 8%igen HLSO und 10 g Wasser in einem Behälter vermischt und ergab einen Gesamtansatz von 114 g. Nach dem Umrühren wurde der Behälter in einen Ofen gestellt, der auf 630° C erwärmt wurde. Diese Temperatur wurde zwei Stunden und 15 Minuten beibehalten, Die Dämpfe aus dem Trockenvorgang wurden mit 4500 ml Wasser plus 100 ml 9 8%iger Schwefelsäure berieselt. Nach dem

60983A/0712

Trocknen wurde der ungelaugte Rückstand abgekühlt, gewogen und enthielt noch 69,7 g. Der Rückstand wurde nicht gelaugt, und es wurde eine Analyse des unbehandelten Sandes, des ungelaugten Rückstandes und der Gasberieselungslösung mit folgenden Ergebnissen durchgeführt:

TABELLE 5A

Au

Pt

Cr

unbehandelter Chromsand

Gew. in g

0,0203 0,000035

Gew. im unge-1äugten Rückstand 0,0000135

Gew. in der Berieselungslösung 0,00072

Ges amtgewicht nach d. Behandlung 0 ,000 7 6 M-

in UpT d. unbehand. Erzes 0,443

Verhältnis behandeltes/ unbeh. Erz 21,83 nm 0,0228 0,392' 0,000039 0,196

0,000180 0,0000217 0,737 nm

0,105

0,00126

0,000180 0,00128

0,748

unendlich 3 2,82

0,737

1,47'

3,76

1 = Unze pro Tonne

2 = -nicht meßbar

3 = Prozent

609834/0712

■- 27 -

Mit dem Chromrückstand wurde ein weiterer Versuch durchgeführt, indem 12,4 g des Rückstandes mit 10 ml 98%iger H₂SO₁₁ und 7 ml Wasser vermischt wurden. Dieses Gemisch wurde in einen Ofen gestellt, der in 35 Minuten auf 6 30° C aufgeheizt wurde, und die Trockenzeit dauerte eine Stunde und 35 Minuten bei 630 C und Vermeidung von Bewegung. Die aus dem Trockenvorgang entweichenden Dämpfe wurden mit 4500 ml Wasser berieselt, das 100 ml konzentrierter Salzsäurelösung enthielt. Der Rückstand wurde aus dem Ofen entnommen, abgekühlt und wog noch 15,3 g. Dieser Rückstand wurde mit einer verdünnten ELSO -Lösung gelaugt. Der ungelaugte Rückstand aus dem ersten Versuch, der gelaugte Rückstand nach dem zweiten Trockenvorgang, die Lauge und die Gasberieselungslösung wurden mit folgenden Ergebnissen untersucht:

TABELLE 5B

Au

Ag

Pt

Cr

Rest aus dem
1. Versuch

Gewicht in
Gramm

O,O182^x 0,0000068

0,0754"

0,00018

Gewicht im ungelaugten Rückstand 0,0000320

Gewicht im gelaugten Rückstand

Gewicht in d. Lauge

Gewicht in d. Berieselungslösung

0,000108

0,00910'

0,0000039

0,0000172

0,000144

1,06'

0,131

0,00142 0,348

0,116

609834/0712

- 28 Fortsetzung TABELLE 5B

Au

Ag Pt

Cr

Gesamtgewicht d. Prod. d. zweiten Versuchs 0,000110

in Unzen pro

Tonne 0,3 75

entspr. Ergebnisse bei
Rohsand 0,523

Verhältnis
behandeltes/
unbeh. Erz

20,58

Prozentsatz d. aus dem erneut getrockneten Oberrest gelaugten Chroms 0,000161 0,4656

0,376

0,524

41,28

5,24

98,9

1 = Unze pro Tonne

2 = Prozent

Addiert man die Ergebnisse aus beiden Versuchen, erhält man folgende Gesamtgewinnung:

TABELLE 5C Au Ag.

Gesamtgewinnung (beider Versuche) 0,9

Ges amtverhältnis

d. zweimal behandelten/ unbeh. Erz 47,59 Pt

Cr

0,1051-1,27"

6,71'

unendlich 5 5,70

17,12

1 = Unze pro Tonne

2 = Prozent

609834/0712

— 9 Q —

Der Rückstand wurde sodann mit Cyanid behandelt, um die Goldgewinnung zu kontrollieren. Es wurden 99 ,4% Gold im Rückstand festgestellt.

Die obigen Ergebnisse zeigen, daß nicht nur Edelmetalle in größeren Mengen als bei bekannten Verfahren gewonnen werden, sondern daß auch die Ausbeute von Chrom bedeutend höher ist.

BEISPIEL 6

Die folgenden Versuche wurden mit dem Ziel angestellt herauszufinden, welche Bedeutung die Partikelgröße auf die Ausbeute hat. Der verwendete Erz enthielt viel Eisen und war etwas magnetisch. Es wurden zwei Versuche angestellt, beim ersten wurden die Teilchen zu etwa 100% auf Maschenweite 150, beim zweiten auf etwa Maschenweite 400 gemahlen.

Versuch A (Maschenweite 150)

Eine Mischung aus 46,3 g gemahlenen Erzes, 90 g 9 8%iger H₂SO₄, 2 g NaCl und 20 g Wasser wurde in einem Behälter gründlich verrührt und 24· Stunden stehen gelassen. Der Behälter wurde dann in einen Ofen bei Ruhe gestellt, und der Ofen

wurde auf 630° C aufgeheizt und zwei Stunden auf dieser Temperatur gehalten. Alle Dämpfe und Gase aus dem Ofen gingen durch eine Berieselungseinrichtung, die eine umgewälzte Berieselungslösung von 5400 ml Wasser plus 100 ml konzentrierter HCl verwendete. Nach dem Abkühlen erhielt man einen Rückstand von 60,2 g. Es wurde kein Versuch angestellt, die Minerale aus dem behandelten Rückstand auszulaugen. Es wurde das Roherz vor der Behandlung, der ungelaugte Rückstand und die Berieselungslösung mit folgenden Ergebnissen untersucht:

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	Au	TABELLE 6A	0	Pt
	OJOO823¹	Ag	0,00000813	0,020O¹
unbehandeltes Erz	0,0000131	0	0,000378	0,0000325
Gewicht in Gramm	0,000236	0,000386	0,0000326
Gewicht im Rückstand	0,000130	0,243	0,0000702
Gewicht i.d. Berieselungs- lösung	0,000366		0,000103
Ges amtgewicht nach d. Be handlung	0,230	0,0650
in Unzen pro Tonne d. un- behand.Erzes

Verhältnis behänd./unbehand. Erz 27,94

unendlich

3,17

6,80'

3,158

3,223

0,020

3,243

7,00'

1,03

1 = Unze pro Tonne

2 = Prozent

VERSUCH B (Maschenweite 600)

Eine Probe aus 48,3 g Roherz wurde mit 96,6 g 98%iger H₂SO , 2 g NaCl und 20 g Wasser vermischt. Die Probe wurde verrührt und 24 Stunden stehen gelassen. Behälter und Inhalt wurden in einem Ofen bei Ruhe auf 630° C erhitzt und zwei Stunden lang auf dieser Temperatur gehalten. Alle Dämpfe und Gase wurden in' einen Berieseier abgesaugt und mit 5400 ml Wasser mit 50 ml konzentrierter HCl berieselt. Der aus dem Ofen entnommene und abgekühlte Rückstand wog noch 96,3 g. Auch hier wurde kein Versuch unternommen, die behandelten Minerale aus dem Rückstand

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herauszulaugen, der Versuch betraf nur das Roherz, den behandelten Rückstand und die Berieselungslösung. Folgende Ergebnisse wurden erzielt:

TABELLE 6B

Au

Ag

Pt

Ti

Cr

unbehandeltes Erz

Gewicht in Gramm

Gewicht im Rückstand

0,00823

0,0000136

0,000695

Gewicht i.d. Berieselungslösung 0,0000972

Gesamtgewicht nach d. Behandlung 0,00079

in Unzen pro Tonne 0,479

Verhältnis behandl./un. beh. Erz

58,24

0,785

0,0205"

0,0000339

0,00130 0,000149

0,090

unendlich 4,39

6₉8² O,O119²

3,148 0,00575

0,00103 0,0000575 3,290 0,00743 0,00027 0,0000918 0,036 0,0374

3,326 0,0448

7,21² O,O927²

1,06 7,79

1 = Unze pro Tonne

2 = Prozent

Aus den obigen Versuchen zeigt sich, daß je feiner das Erz .zerkleinert ist, desto vollständiger die chemische Reaktion in der stark erhitzten ruhigen Mischung ist. Die Metalle werden dann leichter aus ihrer Bindung gelöst, um sich mit den Säuren zur Bildung von Metallsalzen zu verbinden. Dies zeigt, daß die vorliegende Erfindung

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³² " 260U02

nicht nur für die Gewinnung von Metallen bedeutend ist, sondern es wird vielmehr ein Verfahren geschaffen, mit dem viel genauere Versuche angestellt werden können als bisher. Es sei jedoch ausdrücklich betont, daß nicht die Versuchsmethoden selbst ungenau sind, sondern die bisher verwendeten Verfahren zur Extraktion der Metalle aus den zu untersuchenden Proben waren unbefriedigend. Sobald einmal die Mineralstoffe nach dem Verfahren dieser Erfindung behandelt sind, können herkömmliche Verfahren verwendet werden, um die vorhandene Metallmenge zu bestimmen.

BEISPIEL 7

Die hier verwendete Metallquelle ist der Rückstand aus einer elektrolytischen Zinkfabrik. Dieser Rückstand ist der ungelöste Abbrand, der übrig bleibt, wenn das Zinkkonzentrat im wesentlichen totgeröstet ist, um Schwefel zu entfernen, nachdem es mit einer schwefelsäurehaltigen heißen Elektrolysenendlauge einige Stunden lang ausgelaugt wurde, um alles lösliche Zinkoxid zu entfernen, und nachdem es gefiltert und mit Wasser gewaschen ist. Normalerweise bleiben etwa 5 bis 10% Zink in dem Abbrand ungelöst, da es als Eisenferrit (ZnO-Fe₅O₃) gebunden ist, welches in der Lauge unlöslich ist. Der Rückstand in diesem Versuch stammte aus einem Betrieb und enthielt 19,21% Zink, 12,6 3% Blei, 0,2005% Kupfer, 0,0727% Antimon, 0,0049% Kobalt, 0,0067% Nickel, 35.03% Eisen, kein nennenswertes Gold, 4,497 Unzen pro Tonne Silber und geringe Mengen von Spurenmaterialien wie Cadmium und Germanium.

Eine Probe aus 14,21 g des auf weniger als 325 Maschenweite gemahlenen Rückstandes wurde mit einer Lösung aus 11,0 g 98%iger H-SO und etwa 10 g Wasser vermischt. Die Mischung wurde gut verrührt und bei Ruhe in einen Ofen gestellt.und gleichmäßig auf 630 C erhitzt. Diese Temperatur wurde 1,5 Stunden lang beibehalten. Es wurde kein Berieseier verwendet. Der Rückstand aus dem Trockenvorgang wurde mit einer verdünnten H„S0_u-Säurelösung gelaugt, und das unbehandelte Erz, der gelaugte Rückstand und die Lauge wurden untersucht. Folgende Ergebnisse wurden erzielt:

609834/0712

TABELLE 7

Elektrolytischer getrockneter Zinkfabrikrück- und gelaugstand ter Rückstand

Lauge Mineralgewinnung in der Lösung in

	Prozent	Gramm	nicht meßbar	Tonne	Gramm	Gramm	Prozent
Zink	19,21	2,73	Unzen pro	0,0302	2,80	103
Kupfer	0,2005	0,0285	0,00025	0,0290	102
Kobalt	0,0049	0,00072	0,00024	0,00058	80,5
Nickel	0,0067	0,00095	0,00021	0,00091	95,8
Antimon	0,0727	0,0103	0,0055	0,0053	51,5
Blei	12,63	1,80	1,39	0,420	23,3
Eisen	35,03	4,98	1,447	3,893	78,2
Gold Silber	nm 4,497²	0 0,0027	O,192² 7,06²	O,OO12² 0,00006	3 2 3
1 =
2 =
3 =	der ausgelaugte Rückstand wurde 99,5% des Goldes und 9 8,9% des gewonnen.	zementiert, und Silbers wurden

Die erwähnten Ausbeuten der obigen Versuche basieren auf den Mineralen, die in den Laugen vorhanden sind mit Ausnahme von Silber und Gold, die durch Zyanlaugung gewonnen werden. Zink und Kupfer ergaben hier mengenmäßig gute Ergebnisse. Die Versuche zeigen, daß alle Metalle, einschließlich Eisen, von der überhitzten Säure angegriffen werden. Wenn Eisen zersetzt wird, werden gewöhnlich Edelmetalle frei, die durch herkömmliche Versuchstechniken nicht festgestellt werden können. Alle Versuche wurden mit herkömmlichen Versuchsmethoden unter Verwendung eines Atomabsorptionsspektrophotometer durchgeführt.

BEISPIEL 8

Dieser Versuch wurde mit einem typischen Rohzinkoxiderz durchgeführt, das auf weniger als 150 Maschenweite gemahlen wurde. 50 g

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260A402

dieses Erzes wurden mit 54 g 9 8%iger H₂-Q₁, und 10 g Wasser vermischt, Die Mischung wurde gründlich verrührt und zwei Stunden lang bei 6 30° C getrocknet. Die aus dem Trockenofen entweichenden Dämpfe wurden mit 4500 ml Wasser berieselt. Der getrocknete Rückstand wurde aus dem Ofen entommen, abgekühlt und wog noch 62,8 g. Der Rückstand wurde 1 1/2 Stunden mit 100 ml Wasser gelaugt, sodann 11/2 Stunden mit 200 ml Wasser, das 20 ml 9 8%iger H₂SO₄ enthielt. Der getrocknete,ausgelaugte Rückstand wog 19,7 g. Die Analyse bezog sich auf das Roherz, den ungelaugten Rückstand, den gelaugten Rückstand, die Lauge und die Gasberieselungslösung und ergab folgende Ergebnisse:

Au

TABELLE 8
Ag

Pt

1 = Unze pro Tonne

2 = Prozent

Zn

unbehandeltes	A	0,000232	A	A	0,0299	10,0²
Erz	0,0338-"·		1,54^X	0,0000512	5,00
in Gramm	0,0000579		0,00264
Gewicht im unge-	———
laugten Rück			0,000259	5,263
stand	——-	0,00438
Gewicht im
gelaugten				0,069
Rückstand	0,00252
Gew. in der			— — —	5,194
Lauge		— — —
Gew. i.d. Be	0,00275
rieselungs-			0,000720	0,0099
lösung		0,00090
Ges amtgewicht	1,61
nach d. Be			0,000979	5,27
handlung		0,00528
in Unzen pro	47,50
Tonne d.unbe-		0,572	10,50
hand.Probe	3,08
Verh. be
händ, /unbeh.		19,12	1,05
Erz	2,00

609834/0712

260U02

BEISPIEL 9

Das unbehandelte Erz für dieses Beispiel wurde auf Maschenweite weniger als 150 gemahlen. 50 g des Erzes wurden in einen Behälter gegeben und mit 60 ml konzentrierter HCl und 20 ml konzentrierter HNQ „ plus 20 ml Wasser gut verrührt. Danach wurde die Mischung in

einen Ofen gestellt und bei 6 30 C zwei Stunden lang bei Ruhebedingungen getrocknet und ergab einen Rückstand von 56,6 g. Die aus der getrockneten Probe entweichenden Dämpfe wurden mit 5800 ml Wasser mit 50 ml konzentrierter HCl berieselt, die durch eine Füllkörpersäule umgewälzt wurde. Das unbehandelte Erz, der gelaugte Rückstand und die Gasberieselungslösung wurden untersucht und ergaben folgende Ergebnisse:

TABELLE 9	unbehandeltes Erz (Unze pro Tonne)	Au	Ag	Pt
	in Gramm	0,110	0,118	0,028
Gewicht im ungelaugten Rückstand	0,000188	0,000202	0,0000479
Gewicht in der Berie selungslösung	0,000159	0,0197	0,0000583
Gesamtgewicht nach der Behandlung	0,000169	0,000986	0,000116
in Unzen pro Tonne des unbehandelten Erzes	0,000328	0,0207	0,000174
Verhältnis behandel tes /unbehandeltes Erz	0,192	12,07	0,102
1,74	102,47	3,63
BEISPIEL 10

Ein Kupferoxidsilikateisen.enthaltendes Erz, das normalerweise als unbehandelbar gilt, da das Kupfer nicht ausgelaugt, geschwemmt oder anderweitig behandelt werden kann, wurde auf weniger als 150 Maschenweite gemahlen. Eine 55,6 g-Probe.wurde mit 90 g 98%iger

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H₉SO , 2 g NaCl und 20 g Wasser vermischt. Nach Umrühren und Trocknen bei 6 30° C unter ruhigen Bedingungen über zwei Stunden war noch ein Rückstand von 66,3 g im Behälter. Die während des Trockenvorgangs entweichenden Gase wurden mit 5300 ml Wasser, das 50 ml 9 8%iger H„SO_U enthielt, berieselt. Die Berieselung ging so vor sich, daß die Berieselungslösung immer wieder durch eine Füllkörpersäule geleitet wurde. Der gewonnene Rückstand wurde in 15 ml 9 8%iger H₉SO , verdünnt mit 200 ml Wasser, gelaugt. Nach der Laugung und dem Trocknen wog der Rückstand noch 44,3 g. Es wurde eine Analyse mit folgenden Ergebnissen durchgeführt:

TABELLE 10

unbehandeltes Erz (Prozent) 4,73

Gewicht in Gramm 2,63

Gewicht im gelaugten Rückstand 0,02 23

Gewicht in der Lauge 2,591

Gewicht in der Berieselungslösung 0,016 8

in der Lösung gewonnener Prozentsatz 99,1

BEISPIEL 11

Ein Zink-Silber-Erz wurde auf weniger als Maschenweite 150 gemahlen, und 95 g davon wurden mit 130 ml konzentrierter HCl, 30 ml konzentrierter HNO₃ und 10 ml Wasser vermischt. Die Mischung wurde gut verrührt und bei Raumtemperatur in einen Ofen gestellt, der auf 700° C aufgeheizt und zwei Stunden auf dieser Temperatur gehalten wurde. Die Dämpfe aus dem Trockenvorgang wurden mit 7800 ml Berieselungslösung aus verdünnter HCl-Säure, die durch eine Füllkörpersäule geleitet wurde, berieselt. Nach dem Trocknen wurde der 122,0 g wiegende Rückstand mit 190 ml einer Lösung aus 150 ml Wasser, 30 ml konzentrierter HCl-Säure und 10 ml konzentrierter HNOg gelaugt. Der gelaugte Rückstand wurde getrocknet und wog noch 75,6 g. Das Roherz, der gelaugte Rückstand, die Lauge und die Berieselungslösung wurden mit folgenden Ergebnissen untersucht:

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260U02

TABELLE 11

Au

Ag

Pt

Cu

Zn

unbehandeltes

Erz	O,	0413
in Gramm	0,	000134
Gewicht im ungelaugt. Rückstand	o,	000186
Gewicht im gelaugten Rückstand	o,	000186
Gew. in d. Lauge

Gew.i.d. Beriesel.lösg. 0,00156

Gesamtgew, nach d. Behandlung 0,0017

in Unzen pro Tonne d. un- ,.

beh. Erzes 0,539

Verhältnis beh./ unbeh.

Erz 13,06

Cu- und Zn%

in d.Lösung

0,168 0,000282

O,38O² 5,OO²

0,165 0,000165 , 0,361 4,75

0,168 0,000282 0,0101 0,0561

0,364 2,73

0,00156 0,000780 0,0172 2,293 0,170 0,00106 0,391 5,08 52 ,28

0,325'

1,03 6,42

O,391² 5,10²

1,03 1,02

97,2% 98,8%

1 = Unze pro Tonne

2 = Prozent

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BEISPIEL 12

Ein antxmonhaltiges Erz wurde auf weniger als Maschenweite 150 gemahlen. Eine 50 g-Probe hiervon wurde mit 100 ml konzentrierter HCl, 5 ml konzentrierter HNO^ und 10 ml Wasser vermischt, 1 1/2 Stunden lang gut verrührt und in einen auf 300° C vorgeheizten Ofen gestellt. Innerhalb von 4-5 Minuten stieg die Temperatur auf 6 30 C, und die Mischung wurde bei dieser Temperatur unter Ruhebedingungen 11/2 Stunden lang getrocknet und sodann aus dem Ofen entnommen. Die aus dem Ofen entweichenden Gase wurden mit 5600 ml Wasser berieselt, das 50 ml konzentrierter HCl enthielt. Der aus dem Ofen kommende Rückstand wurde mit 510 ml einer 100 ml konzentrierter HCl enthaltenden Lösung gelaugt. Das unbehandelte Erz, der ungelaugte Rückstand, der gelaugte Rückstand, die Lauge und die Gasberieselungslösung wurden analysiert, wobei die folgenden Ergebnisse festgestellt wurden:

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■ - 39 -

■	■	Au	TABELLE 12	2 nm	0	Pt	Sb	5,90
unbehandeltes Erz	0,007C^¹	Ag	0,000166	Ο,ΟΙΙδ¹	2,95
in Gramm	0,000012	0,000166	0,0000197	...
Gewicht im un- gelaugten Rückstand	0,0000755	0,000168	0,0000237	0,452
Gewicht im gelaugten Rückstand	0,0000755		0,0000237	2,23 0,549
Gewicht in d. Lauge Gewicht i.d. Berieselungs lösung	0,000302	0,000084

Gesamtgewicht nach der Behandlung 0,00037

in Unzen pro Tonne d. unbehand. Erzes 0,221

Verhältnis beh./ unbeh.

Erz 31,50

Prozentsatz des gelaugten Antimon

0,000334

0,195

0,000108

0,0628

unendlich 5,48

92,1

1 = Unze pro Tonne

2 = nicht meßbar

3 = Prozent

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260U02

BEISPIEL 13

Eine 100 g-Probe Quarz wurde auf weniger als Maschenweite 150 gemahlen und mit 60 ml konzentrierter HCl, 20 ml konzentrierter HNO_q und 20 ml Wasser vermischt und gut verrührt. Die Mischung wurde in einen Ofen gestellt und zwei Stunden lang bei ruhigen Bedingungen bei einer Temperatur von 700 C getrocknet. Das während der Trocknung frei werdende Gas wurde mit 8000 ml Wasser berieselt. Am Ende des Trockenvorgangs wog der Rückstand 107,3 g. Der Rückstand wurde nicht gelaugt. Das unbehandelte Erz, der ungelaugte Rückstand und die Gasberieselungslösung wurden analysiert, wobei folgende Ergebnisse festgestellt wurden:

TABELLE 13

Au

Ag

unbehandeltes Erz (Unze pro Tonne)	0,324	0,105	0,0219
Gewicht in Gramm	0,00111	0,000360	0,0000750
Gewicht im ungelaugten Rückstand	0,000588	0,000681	0,0000707
Gewicht in der Berie selungslösung	0,00192	0,0016	0,00112
Gesamtgewicht nach der Behandlung	0,00251	0,00228	0,00119
in Unzen pro Tonne des unbehandelten Erzes	0,732	0,665	0,347
Verhältnis behandel tes /unbehandeltes Erz	2,26	6,33	15,87

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260U02

BEISPIEL

Eine HOO g-Probe eines fein verteilte unbehandelte Edelmetalle enthaltenden Erzes wurde mit 200 ml konzentrierter Flußsäure und 100 ml Wasser vermischt, so daß ein Schlamm entstand. Dieser Schlamm wurde in einen Ofen mit 50° C gestellt. Nach 1 1/2 Stunden hatte der Ofen die Betriebstemperatur von 6 30° C erreicht und wurde zwei weitere Stunden auf dieser Temperatur gehalten. Die Dämpfe aus dem Ofen wurden in einer Füllkörpersäule mit 3100 ml Wasser berieselt. Es blieb ein Rückstand von 529,2 g.

Das unbehandelte Erz, der ungelaugte Rückstand und die Berieselungslösung wurden mit folgenden Ergebnissen untersucht:

TABELLE

Au

Pt

unbehandeltes Erz

(Unze pro Tonne) 0,0270

Gewicht in Gramm 0,000370

Gewicht im ungelaug-

ten Rückstand 0,00102

Gewicht in der Berieselungslösung 0,000816

Gesamtgewicht nach

d. Behandlung 0,00184

in Unzen pro Tonne d. unbehandelten Erzes 0,134

Verhältnis
behandeltes/unbehandeltes Erz 4,96

0,0548
0,000751

0,000782
0,000680
0,00146
0,106

1,94

0,00741 0,000102

0,000446 0,00136 0,00181 0,131

17,74

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Claims

260U02 Patentansprüche

1. Verfahren zum Aufbereiten mineralischer Stoffe, die Nichteis en-Metalle enthalten, in eine die Gewinnung derselben ermöglichende Form, dadurch gekennzeichnet , daß der mineralische Stoff fein zerteilt und in eine wässrige Lösung einer anorganischen Säure gegeben wird zur Bildung eines Schlammes mit einem stochiometrischen Verhältnis der anorganischen Säure zu den Nichteisen-Metallen von mindestens 1,5 : 1, und daß der Schlamm getrocknet und sodann im Ruhezustand bei einer Temperatur zwischen 3 50° und 800⁰C so lange geröstet wird, bis die Nichteisen-Metalle in Metallsalze umgewandelt sind.

2. Verfahren nach Anspruch 1, dadurch gekennzeichnet, daß als mineralischer Stoff ein unbehandeltes oder behandeltes Erz aus irgendeiner Verfahrensstufe verwendet wird.

3. Verfahren nach Anspruch 1 oder 2, dadurch g e k e η η zeichnet , daß der mineralische Stoff auf eine Teilchengröße von höchstens der Maschenweite 100 (nach ASA) zerkleinert wird.

4. Verfahren nach Anspruch 1 bis 3 , dadurch gekennzeichnet , daß als anorganische Säure Schwefelsäure, Salzsäure, Salpetersäure, Flußsäure, Perchlorsäure, Hypochlorsäure oder Mischungen derselben verwendet werden.

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Λ*. 260ΑΑ02

5. Verfahren nach Anspruch 4, dadurch g e k e η η zeichnet, daß als anorganische Säure eine Mischung von Hydrochlorsäure und Salpetersäure verwendet wird.

6. Verfahren nach Anspruch 4 oder 5, dadurch gekennzeichnet , daß der anorganischen Säure ein Salz eines Alkalimetalls, eines Erdalkalimetalls oder von Eisen zugegeben wird.

7. Verfahren nach Anspruch 6, dadurch g e k e η η zeichnet , daß als Salz Ferrisulfat und/oder Natriumchlorid zugegeben wird.

8. Verfahren nach Anspruch 1 bis 3 zum Behandeln eines Kupferoder Zinkerzes, dadurch gekennzeichnet , daß als anorganische Säure Schwefelsäure verwendet wird und daß der Schlamm bei einer Temperatur zwischen 5 7 5° und 6 50⁰C geröstet wird.

9. Verfahren nach Anspruch 1 bis 8, dadurch gekennzeichnet , daß die beim Rösten entstehenden Gase mit einer wässrigen Lösung berieselt werden, daß der geröstete Rückstand mit einer oder mehreren wässrigen Bleichlösungen behandelt wird, um die löslichen Nichteisen-Metallsalze auszulaugen, und daß die Berieselungsflüssigkeit sowie die wässrigen Bleichlösungen als Ausgangsstoffe für die Rückgewinnung der Nichteisen-Metalle verwendet werden.

10. Verfahren nach Anspruch 9, dadurch gekennzeich net, daß zum Berieseln eine verdünnte Lösung von Schwefelsäure oder Salzsäure verwendet wird.

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260U02

11. Verfahren nach Anspruch 9 oder 10, dadurch gekennzeichnet , daß der nach dem Rösten verbliebene Rückstand mit einer verdünnten Lösung von Schwefelsäure, Salzsäure, Salpetersäure, Flußsäure oder Mischungen derselben behandelt wird.

12. Verfahren nach Anspruch 1 bis 11 zum Aufbereiten in eine die Gewinnung von Edelmetallen, wie Gold- Silber und Platin, ermöglichende Form, dadurch gekennzeichnet, daß bei einem stochiometrischen Verhältnis der anorganischen Säure zu dem Edelmetall von wenigstens 10 : gearbeitet wird und daß der geröstete Rückstand mit einer verdünnten Lösung einer anorganischen Säure, einer anorganischen Lauge oder einer wässrigen Cyanidlösung behandelt wird.

13. Verfahren nach Anspruch 12, dadurch g e k e η η zeichnet , daß als anorganische Säure Schwefelsäure, Salzsäure, Salpetersäure, Flußsäure oder Mischungen derselben verwendet werden.

14·. Verfahren nach Anspruch 12, dadurch g e k e η η zeichnet , daß eine wässrige Cyanidlösung von Kalium- oder Natriumcyanid verwendet wird.

15. Verfahren nach Anspruch 11, dadurch g e k e η η zeichnet , daß der geröstete Rückstand zuerst mit Wasser oder einer verdünnten Lösung einer anorganischen Säure und- sodann mit Kalium- oder Natriumcyanidlösung behandelt wird.

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