DE2611592C3 - Verfahren zur Aufbereitung eines fein verteiltes Bleisulfid führenden, eisensulfid- und gegebenenfalls zinkhaltigen Mineralkonzentrates - Google Patents
Verfahren zur Aufbereitung eines fein verteiltes Bleisulfid führenden, eisensulfid- und gegebenenfalls zinkhaltigen MineralkonzentratesInfo
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Description
60
Die Erfindung betrifft ein Verfahren zur Aufbereitung eines feinVertpiltes Bleisulfid führenden, eiserisulfid* Und
zinksulfidhalttgen Mineralkonzentrats, insbesondere zur
Gewinnung Von Blei, bei welchem ein das Mineralkonzentrat sowie AmmoniumsUlfat enthaltender wäßriger
Schlamm in einem geschlossenen Reaktionsbehälter Unter Überdruck in Gegenwart Von Sauerstoff mit
einem Partialdruck von mindestens einigen Zehntel at
so lange umgerührt wird, bis das sulfidische Blei zum größten Teil unter Bildung wasserunlöslicher oxidischer
Bleiverbindungen oxidiert ist, und bei welchem anschließend der Schlamm aus dem Reaktionsbehälter abgezogen
und der Rückstand von der wäßrigen Lösung getrennt und einer weiteren Verarbeitung zugeführt
wird. Bleisulfid (Bleiglanz, Galenit) kommt in der Natur gewöhnlich zusammen mit Eisensulfid (Pyrit) und oft mit
Zinksulfid (Zinkbleche, Sphalerit) vor.
Bei einem bekannten Verfahren dieser Art (GB-PS 10 04 911) wird der Schlamm bei einer Temperatur
zwischen 85 und 125° C und während des Verfahrensablaufs abnehmenden pH-Werten unter 9,0 sowie bei
einem relativ hohen Gesamtdruck, der die Verwendung eines Autoclavs erforderlich macht, einige Stunden lang
gerührt. Die in dem eisensulfidhaltigen Ausgangskonzentrat
enthaltenen Eisenanteile befinden sich fast ausschließlich im ungelösten Rückstand des Schlamms
und bedürfen eines weiteren Trennvorgangs. Außerdem ist dort, insbesondere bei Vorhandensein von Blei-Zink-Mischkonzentraten
im Ausgangskonzentrat, in der ersten Verfahrensstufe nicht mit einer ausreichenden
Abtrennung der Zinkanteile zu rechnen.
Meist werden Erze der oben angegebenen Art durch eine selektive Schaumschwimmaufbereitung, der sogenannten
Flotation, aufgearbeitet, um das Blei in Form eines hoch angereicherten Zinkkonzentrats zu erhalten.
Diese Konzentrate werden dann getrennt zur Gewinnung der betreffenden Metallanteile weiterbehandelt.
Alllerdings können viele massiv-feinkörnige Blei-Zinkerze auf diese Weise nicht zu einem hoch
angereicherten Bleikonzentrat aufbereitet werden. Wenn das Blei durch Mahlen nicht genügend freigelegt
werden kann, kann eine Erhöhung des prozentualen Anteils an Pyrit zu einem Konzentrat führen, das für
eine Behandlung nach dem bekannten Verfahren nicht geeignet ist, oder es kann daraus folgen, daß keine
getrennten Blei- und Zinkkonzentrate erhalten werden können, die ausreichend frei vom jeweils anderen
Bestandteil sind. Die bisherigen Bemühungen, auch aus
derartigen Erzen zufriedenstellende Konzentrate zu erhalten, richteten sich vor allem auf Verbesserungen
der Flotationstechnik, hatten jedoch nur einen verhältnismäßig geringen Erfolg. Bekannte Schmelzverfahren,
wie sie zur Behandlung von Blei-Zink-Mischkonzentraten und von Konzentraten mit niedrigem Blei- und
hohem Eisensulfidgehalt vorgeschlagen wurden, sind teuer und nicht zufriedenstellend.
Es ist an sich bekannt, daß Zink aus Zinksulfiderzen und -konzentraten in ammoniakalischer Lösung unter
oxidierenden Bedingungen gelöst werden kann. So ist es z. B. bei der Gewinnung von Kupfer und Nickel aus
zinkhaltigen Sulfiderzen und Konzentraten durch Auslaugen unter Druck mit einer oxidierenden ammoniakalischen
Lösung bekannt, daß das Zink beim Auslaugen in Lösung geht.
Der Erfindung liegt die Aufgabe zugrunde, ein Verfahren der eingangs beschriebenen Art zu entwik
kein, mit welchem aus feinverteiltes Blcisulfid führendem,
eisensulfidhaltigem Mineralkon/entrat sowie aus Blei'Zink'Mischkonzentraten Blei in wirtschaftlicherer
Weise gewönnen Werden käriii.
Zur Lösung dieser Aufgabe wird gemäß der Erfindung Vorgeschlagen, daß der Gesamtdruck in dem
Reaktionsbehälter auf maximal 2,1 atü und der Schlamm durch Einleiten von Ammoniak in den Reaktionsbehälter
ammoniakaiisch gehalten wird Und daß der abgetrennte Rückstand einer Flotation unterworfen
wird, bei der sich ein im wesentlichen das gesamte EisensulRd enthaltendes Konzentrat und ein im
wesentlichen die gesamten oxidischen Bleiverbindungen enthaltender Rückstand bildet.
Wenn das sulfidische Ausgangskonzentrat neben Blei
auch Zink enthält, löst sich das Zinksulfid in der wäßrigen ammoniakalischen Lösung auf, so daß die
Lösung nach dem Abtrennen des unlöslichen Rückstandes in gewünschter Weise zur Gewinnung des
Zinkanteils behandelt werden kann.
Das Eisensulfid (Pyrit) bleibt bei der oxidierenden Behandlung in der ammoniakalischen Lösung weitgehend
unverändert. Aufgrund dieser Tatsache ist es möglich, aus den festen Rückständen dieser Verfahrensstufe das Eisensulfid von den oxidierten Bleiverbindungen
einfach durch Flotationsaufbereitung zu trennen.
Die Schlammtemperatur im Reaktionsbehälter wird vorzugsweise in einem Bereich von 500C oder sogar
600C bis zum Siedepunkt bei dem jeweils herrschenden Druck gehalten. Der Schlamm wird dabei vorzugsweise
mechanisch in dem Reaktionsbehälter mit einer Leistung von mindestens 1,8 oder sogar 3.6 PS pro cbm
umgerührt. Der Gesamtdruck braucht nicht sehr hoch zu sein, gewöhnlich nicht höher als 0,2 bis 0,6 atü. Die
Einhaltung eines bestimmten pH-Wertes des Schlamms ist nicht kritisch: bei den erwünschten freien Ammoniakkonzentrationen
liegt er im allgemeinen zwischen 9 und 11.
Vorteilhafterweise wird das oberhalb des Schlamms in dem Reaktionsbehälter befindliche sauerstoffhaltige
Gas in einer gewissen Tiefe in den Schlamm zurückgeführt. Hierdurch kann die Oxidation des
Bleisulfids beschleunigt und die Oxidationsausbeute verbessert werden.
In der Zeichnung ist in einem Fließbild ein bevorzugter Ablauf des erfindungsgemäßen Verfahrens
schematiseh dargestellt.
Sulfidische Erze, die Mineralien aus Bleisulfid (Bleiglanz), Eisensulfid (meist Pyrit) und gegebenenfalls
Zinksulfid (gewöhnlich Zinkblende) enthalten, werden vor der Behandlung nach dem erfindungsgemäßen
Verfahren vorzugsweise durch Flotation angereichert. Bei einer derartigen Anreicherung wird die nichtsulfidische
Gangart entfernt, die. falls sie in dem Verfahren belassen würde, zum größten Teil bei dem Blei
verbleiben und damit ein Endproduk* mit verringertem Bleianteil ergeben würde. Die genannte Anreicherung
kann durch bekannte Flotationsverfahren erfolgen; es ist jedoch nicht erforderlich, daß ein hoher Anreicherungsgrund
erzielt wird ->der eine Trennung des Zinks vom Blei erfolgt, oder, wenn eine solche Trennung
erfolgt, daß das Bleikonzrntrat völlig zinkfrei ist. Fs reicht aus, wenn das Ausgangskonzentrat weitgehend
frei von der nichstsulfidischen Gangart ist. um mit dem erfindungsgemäßer. Verfahren ein hoch angereichertes,
von Zink und Eisen freies Bleiprodukt zu erhalten. Fs können auch andere sulfidische Mineralien vorhanden
sein, wie Kupfersulfid (beispielsweise Chalkosit oder Kupferkies) oder Cadmiumsulfid (Greenockit). ohne den
Wirkungsgrad der, Verfahrens /u beeinträchtigen. Kupfer- und Zinksulfid gehen in Losung, so daß Kupfer
bei der Behandlung der Lösung zur Zinkgewinnung von diesem abgetrennt werden kann. Gleichzeitig mit Zinl
löst sich auch Cadmiumsulfid und kann ebenfalls aus der Reaktionslösung gesondert gewonnen werden.
Das sulfidische Aufgabegui liegt, wie bei Flotationskonzeritrationen
üblich, in feinverteilter Form vor. Diese Feinkörnigkeit ist wichtig, um einen raschen und
wirksamen Reaktionsablauf in der ammoniakalischen Lösung zu gewährleisten. Das Aufgabegut wird in einer
Ammaniuinsulfatlösung, die freies Ammoniak enthäl'.,
zu einem Schlamm suspendiert. Der Ammoniumsulfat· Konzentration kommt hierbei keine besondere Bedeutung
zu. Es ist nicht einmal notwendig, daß Ammoniumsulfat bereits im Schlamm vor dem Einbringen in den
Reaktionsbehälter vorhanden ist. Das Ammoniumsulfat wird vielmehr aufgrund stattfindender Reaktionen
ίο gebildet, und die zurückgewonnene ammoniakalische
Lösung, die in den Reaktionsbehälter zurückgeführt wird, enthält ebenfalls etwas Ammoniumsulfat, so daß es
praktisch wahrend des gesamten Verfahrensablaufes vorhanden ist.
π Der aus dem Konzentrat und der ammoniakalischen
Lösung bestehende Schlamm, der vorteilhafterweise 15 — 20 Gewichtsprozent Feststoffe enthält, wird in
einen geschlossenen Reaktionsbehälter eingefüllt. In den in dem Behälter befindlichen Schlamm wird
Ammoniak und Sauerstoffgas eingeleitet Der pH-Wert der flüssigen Phase wire, vorzugsweise im
Bereich zwischen 9 und Il genal.en. um das Vorhandensein von freiem Ammoniak in optimaler
Konzentration zu gewährleisten. Dies kann durch eine gesteuerte Zufuhr von gasförmigem Ammoniak in die in
dem Reaktionsbehälter befindliche Lösung erreicht werden. Die Konzentration des freien Ammoniaks und
die Schlammtemperatur werden vorzugsweise so aufeinander abgestimmt, daß ein pH-Wert von 9—11
aufrechterhalten wird, wobei die Summe der Partialdrücke von Ammoniak und Wasserdampf über dem
Schlamm mindestens einige Zehntel at kleiner ist als der Gesamtdruck im Reaktionsbehälter. Wegen des im
System vorhandenen Sauerstoffs ist der Gesamtdruck
jj größer als die Summe der Partialdrücke von Ammoniak
und Wasserdampf. Es ist erwünscht, daß der Sauerstoff-Partialdruck mindestens einige Zehntel at. vorzugsweise
zwischen 0.35 und 0,42 at beträgt. Vor allem kommt die Verwendung von technisch reinem Sauerstoff in
Betracht. Bei Verwendung von Luft würde ein beträchtlicher Partialdruck von Stickstoff hinzukommen,
der den Gesamtdruck des Systems erhöhen würde. Da der Erfindung jedoch der wesentliche Gedanke
zugrundeliegt, bei AlmosphärendrucK oder bei einem
4) nicht wesentlich über diesem liegenden Druck zu
arbeiten, ist es zweckmäßig, im wesentlichen reinen Sauerstoff zu verwenden und die ständige Zufuhr von
Stickstoff bei Verwendung von Luft zu vermeiden.
Das erfindungsgemäße Verfahren kann bei Atmo-
jo sphärendruck ausgefühn werden. Es sind jedoch
geschlossene Ausla jgbehalter erforderlich, um einen
Verlust von freiem Ammoniak zu vermeiden und
andererseits den Verfohrensablauf kontrollieren zu kinn.n. Bei höheren Temperaturen, die für einen
raschen Ablauf der Oxidationsreaktion erwünscht sind. Temperaturen zwischen 50 und 100"C. und bei den
bevorzugten pH-Werten von 9— 11 erreicht die Summe der Pariialdrücke von Ammoniak und Wasserdampf
etwa Atmosphai endruck. Ks is: daher vorteilhaft, die
M) Auslaugbehälter unter einem Überdruck /u betreiben,
der jedoch klein genug sein sollte, um für Atmosphären·
druck ausgelegte Vorrichtungen, wie z, B, den Auslaugbehälter, Gasdichtungen für geschlossene Systeme,
Wellendichtungen usw., verwenden zu können und nicht
auf teure Überdruc^einrichtungen angewiesen zu sein.
Deshalb sollte ein Druck unter 2,1 atü eingehalten werden. In der Praxis liegt der Druck häufig unter 1,4
oder sogar 0,7 atü. Ein Gesamtdruck im Bereich
zwischen 0,2 und ö,6 atü hat sich in vielen Fällen als
ausreichend erwiesen.
Die Schlammtemperatur im Reaktionsbehälter liegt vorzugsweise im Bereich von 500C bis zur Siedetemperatur
bei dem jeweils herrschenden Druck. Insbesondere sind, wenn die Ausgangskonzenlrate einen größeren
Zink-Anteil enthalten, Temperaturen über 60 oder 65°C
erwünscht, wobei Temperaturen, die über 9O0C liegen,
besonders vorteilhaft sind, da sie eine rasche und vollständige Lösung des Zinksulfids gewährleisten.
Für einen schnellen Reakliönsablauf in dem Behälter ist es sehr wichtig, daß der Schlamm mechanisch kräftig
umgerührt wird. Dies erfolgt zweckmäßig mit einem mittels eines Motors angetriebenen Rührer, der durch
den geschlossenen Deckel des Reaktionsbehälters hindurchgreift. Die Rührleistung sollte mindestens etwa
1,8 PS pro cbm Schlamm, vorteilhafterweisc bis zu etwa
3,6 PS pro cbm betragen. Bei schwächerem Rühren erniedrig! sich sowohl dsr Wirkungsgrad sis stich die
Oxidationsrate des Konzentrats beträchtlich.
Besonders erwünscht ist während des Auslaugens eine kontinuierliche Rückführung des oberhalb des
Schlamms befindlichen sauerstoffhaltigen Gases in verhältnismäßig tief unter der Oberfläche des Schlamms
liegende Bereiche. Die Sauerstoffrückführung kann dabei entweder unabhängig von dem Rührvorgang
vorgenommen werden, indem Gas aus der Behälteratmosphäre über dem Schlamm mit Hilfe einer externen
Gasumwälzpumpe oder eines Gebläses abgesaugt und in der Nähe des Behällerbodens in den Schlamm
gefördert wird. Andererseits kann die Rückführung von Sauerstoff auch gleichzeitig mit dem Umrühren mittels
eines Unterluft-Rüherers erfolgen, der gleichzeitig den
Schlamm umrührt und sauerstoffhaltige Luft aus der über dem Schlamm befindlichen Atmosphäre in den J5
Schlamm in einen intensiv gerührten Bereich fördert.
Eine Zwangsumwälzung des Sauerstoffs durch den Schlamm ist nicht in allen Fällen für eine erfolgreiche
Durchführung des Verfahrens notwendig, obwohl diese zweckmäßig ist. um einen hohen Oxidationsgehalt in -40
genngstmöglicher Zeit zu erreichen.
In dem Reaktionsbehälter gehen Zinksulfid und Cadmiumsulfid im wesentlichen aufgrund folgender
Reaktionen ir. Lösung:
45
ZnS + 4NH, + 2 O2 * Zn(NH3U* + SO4
(1)
CdS + 4 NHj + 2O2 » Cd(NHjU* * + SO4 " (2)
Eventueli vorhandenes Kupfersulfid wird ebenfalls gelöst nach der Gleichung
Cu2S -f 8 NH3 + 2V2 O2 4- H2O
— 2 Cu(NH3)J + -f SQT - -f 2 OH- (3)
50
55
Das Bleisulftd geht jedoch in basisches Bleisulfat oder go
in neutrales Bleisulfat über, die beide praktisch unlösliche Verbindungen darstellen:
2 PbS -r 4 O2 + H2O
» PbO PbSQ1 -t- SOT " -f 2 Fi* (45
PbS + 2 O2 -* PbSQ1 (5)
PbS + 2 O2 -* PbSQ1 (5)
65 Das außerdem hoch vorhandene Eisensulfid bleibt
dagegen unter den oxidierenden Verhältnissen in der ammoniakalischen Lösung chemisch unverändert.
Die für eine vollständige Durchführung der Oxidaiionsreaklioh
erforderliche Zeit beträgt ca. 3 bis 8 Stunden, wobei 5 bis 7 Stunden als typisch anzusehen
sind. In einer solchen Zeitspanne ist es im allgemeinen möglich, etwa 95% oder mehr des Zinks oder Cadmiums
in Lösung zu bringen, das in einem typischen Bleisulfid-Konzentrat vorhanden ist, das größere
Anteile von Zinkblende und Grecnockit enthält. Wesentlich kürzere Auslaugzeilen sind ausreichend,
wenn das Auslaugen bei geringen Überdrücken, beispielsweise bei Drucken zwischen I und l,8atii.
durchgeführt wird.
Die aus dem Reaktionsbehälter abgezogene wäßrige Phase des Schlamms enthält das gelöste Zink und
Cadmium (und gegebenenfalls Kupfer) in Form eines iViciaii-Äminürriüin-Kut'fiplexes, während sie den
Schwefel-Bestandteil des gelösten Minerals in Form von Ammoniumsulfat enthält. Weiter enthält sie einen Rest
an freiem Ammoniak und kleinere Mengen von Sulfaminaten und Thionatcn bzw. Thiosulfaten. Die
feste Phase enthält bis auf die gelösten Mineralbestandteile im wesentlichen den gesamten Rest des Ausgangsmaterials.
Insbesondere enthält sie die unlöslichen oxidischen Bleiverbindungen, die aufgrund der in dem
Reaktionsbehälter herrschenden Bedingungen gebildet wurden. Weiler enthalt sie unverändert den Pyritanteil
des Konzentrats sowie Erdmalerialien, wie Kieselsäure oder Tonerde. Üblicherweise enthält sie auch zumindest
einen Teil der unlöslichen Metalle, wie Silber und Gold.
Nach Beendigung des Auslaugens wird die wäßrige Phase von der festen Phase in an sich bekannter Weise,
beispielsweise durch Dekantieren oder Filtrieren getrennt. Die feste Phase wird sodann einer Flotation
unterworfen, um die oxidischen Blcibcstandteilc vom Eisensulfid zu trennen. Diese Flotation wird in an sich
bekannter Weise, vorzugsweise zweistufig in einer Vor- und einer Nachflotation durchgeführt. Die von der
ammoniakalischen Lösung getrennten Feststoffe werden im Verlauf des Trennvorgangs gespült und danach
unter Bildung einer Flotationstrübe mit üblicher Dichte, beispielsweise mit einem Gehalt von 30—35% Feststoffen,
in Wasser suspendiert. Die Trübe wird mit einem Sammler, beispielsweise einem Xanthogenat. für das
Eisensulfid. einem Schäumer, ζ. B. Amyiisopropylcarbinol.
sowie Kalk zur Einstellung des pH-Wertes zwischen 6 und 10 versetzt. Die auf diese Weise vorbereitete
Trübe wird dann in Vorflotationszellen eingebracht, wo
sich fast alles Eisensulfid in einem Konzentrat samnnflt
und der größte Teil der oxidierten Bleiverbindungen im Rückstand verbleibt.
Der Rückstand der Vorflotation bildet das eigentliche Bleierzeugnis des Verfahrens. Es kann in jeder
gewünschten Weise zu metallischem Blei oder auch einem marktfähigen Bleierzeugnis verarbeitet werden.
Sofern das Aufgabegut Gold oder Silber enthält, ist das
eine oder andere dieser wertvollen Nebenprodukte in dem Vorflotationsrückstand enthalten und kann durch
entsprechende Behandlung dieses Rückstands gewonnen werden.
Die Vorkonzentrate werden dann einer Nachnotation unterworfen, bei der ein Nachkonzentrat aus
Eisensulfid entsteht, das im wesentlichen frei von Bleiverbindungen ist. Dieses Eisensulfid-Produkt wird
entweder verworfen, oder es kann in jeder gewünschten Weise weiterverarbeitet werden. Ein Teil eines eveniii-
eilen Gold- oder Silbcranteils ifi dem Äusgaiigskonzcntrat
kann in das Nachkonzcnlrai gelangen, so daß
dessen Nachbehandlung zur Gewinnung dieser wertvollen Stoffe geboten sein kann.
Die Rückstände der Nachflotation enthalten oxidischc
Bleiverbindungen, die mit dem Vorkonzeniral gesammelt worden sind und werden daher zweckmäßig
zu einer erneuten Behandlung in die Vorflotationsslufc
zurückgeführt.
Ausführungsbeispiel
Aus einem massiv-feinkörnigen sulfidischen Blci'Zinkerz wurde ein niedrig angereichertes Bleikonzentrat
hergestellt. Dieses Konzentrat enthielt 29,0% Blei, weitgehend in Form von Bkiglahz. 2,3% Zink,
hauptsächlich in Form von Zinkblende, 0,98% Kupfer als schwerlöslichen Kupferkies, etwa 40% Eisen als
Pyrit und 415,9 g/t Silber. Das Konzentrat wurde in einer wäßrigen Lösung aus Ammoniumsulfat und
Ämmoniumhydroxiti aufgcsehiammi. Dieser Schlamm
wurde in einen geschlossenen Reaktionsbehälter eingebracht und bis auf etwa 85°C erhitzt. In den Behälter
wurde technisch reiner Sauerstoff eingeleitet, um einen Gesamldruck von 0.42 atü aufrechtzuerhalten. Ferner
würde soviel Ammoniak in den Behälter eingeführt, wie für den Verbrauch und die Aufrechterhaltung des
pM-Wertcs von etwa 10 in dem Schlamm notwendig war. Der Schlamm wurde mittels eines mechanischen
Rührers mit einer Eingangsleistung von etwa 3,6 PS pro cbm Schlamm umgerührt. Das saucrstoffhaltige Gas
wurde mittels einer externen Umwälzpumpe von der Gasatmosphäre über dem Schlamm abgesaugt und in
der Nähe des Rühreis kräftig in den Schlamm eingeblasen. Die Vcrweilzeit des Schlamms in dem
Behälter betrug etwa zwei Stunden, um eine nahezu vollständige Auflösung des Zinks Und Oxidation des
Bleisulfide zu gewährleisten.
Am Ende der Behandlung im Reaktionsbehälter wurde der Schlamm aus dem Behälter abgezogen Und
die wäßrige Phase von der festen Phase getrennt. Die
ίο zinkhaltige wäßrige Phase eignete sich für eine
Behandlung zur Gewinnung von Zink und zur getrennten Rückgewinnung der ammoniakalischen
Lösung für eine Rückführung und/oder Ammoniak-Rückgewinnung.
rl Die feste Phase wurde einer Flotation unterworfen,
zunächst in einer Vorstufe zur Gewinnung eines Rückstandes mit hohem Bleigehall und dann einer
Nach· oder Reinigungsstufe zur Erzeugung eines im wesentlichen bleifreicn Pyrit-Konzentrats. Bei diesem
AusführungsbeisDiel wurde der Rückstand der Nachflotation
nicht in die Vorflolationsstufc zurückgeführt.
Die Zusammensetzungen des Aufgabcgutcs der in dem Reaktionsbehälter in Lösung gegangenen Produkte
und der Flolationsprodukte, mit Ausnahme von Silber, das in Gramm pro Tonne angegeben ist, alle in
Gewichtsprozenten angegeben, sind in der linken Hälfte der nachfolgenden Tabelle angegeben, während in der
rechten Hälfte der Tabelle die prozentuale Verteilung
der in dem Aufgabegut enthaltenen Elemente in den
jo Produkten der verschiedenen Verfahrensstufen angegeben
ist.
Zusammensetzung der Produkte in den verschiedenen Verfahrensstufen in % (Ag in g/l)
Pb | Cu | Zn | Ag | Fe | S | |
Aurgabegut | 29,0 | 0,98 | 2,32 | 415,9 | 23,4 | 33,7 |
inhalt. Lösung | 0,23 | 0,88 | 3,72 | - | - | 47,4 |
Nachkonzentrat | 3,94 | 0,37 | 1,58 | 482,5 | 38,0 | 45,7 |
Rückstand | 2,18 | 1,24 | 0.07 | 742,5 | 28,5 | 30,7 |
Nachflotation | ||||||
Rückstand | 29,0 | 0,68 | 0,06 | 442,0 | 10,5 | 15,7 |
Vorflotation |
Verteilung in %, bezogen auf das Aufgabegut
Pb | Cu | Zn | Ag | Fe | S | |
Aufgabegut | 100 | 100 | 100 | 100 | 100 | 100 |
Inhalt, Lösung- | 0,60 | 45,18 | H72 | — | ■— | 15,47 |
Nachkonzentrat | 5,18 | 14,32 | 23,98 | 43,03 | 68,09 | 54,94 |
Rückstand | 4,84 | 8,08 | 0,19 | 10,62 | 8,61 | 6,23 |
Nachflotation | ||||||
Rückstand | 89,38 | 32,42 | 1,19 | 46,35 | 2330 | 23,36 |
Vorflotation |
Der größte Teil des in dem Aufgabegut enthaltenen vorhandenen Kupfers in der Lösung enthalten war.
Pyrits würde im Nachkonzentrat gesammelt Die es Auch das Silber teilte sich je etwa zur Hälfte auf das
Nachkonzentrat und auf den Rückstand der Vörflotatiön
auf, so daß eine Verarbeitung beider Produkte zur
Verweilzeit im Reaktionsbehälter und die Reaktionsbedingungen ermöglichen keine vollständige Auflösung
des Kupfers, so daß nur etwa die Hälfte des Gewinnung von Silber wirtschaftlich sinnvoll erscheint
Wie aus den Verteilungsdaten weiter ersichtlich ist,
waren etwa 90% des Bleis in dem Rückstand der Vorflotation enthalten, und etwa 75% des Zinks und ein
beträchtlicher Anteil des Kupfers befanden sich in der
Lösung. Durch eine längere Behandlung des Aiifgabckonzcntrnts
in dt;,n Reaktionsbehälter, vorzugsweise
bei einer Temperatur von über 90°C, kann die Gewinnung von Zink und Kupfer über die Lösung
verbessert und der Bleiverlust in dem Naehkonzentral
vermindert werden.
Hierzu 1 Blatt Zeichnungen
Claims (7)
1. Verfahren zur Aufbereitung eines feinverteiltes Bleisulfid führenden, eisensulfid- und zinksulfidhaltigen
Mineralkonzentrats, insbesondere zur Gewinnung von Blei, bei welchem ein das Mineralkonzentrat
sowie Ammoniumsulfat enthaltender wäßriger Schlamm in einem geschlossenen Reaktionsbehälter
unter Überdruck in Gegenwart von Sauerstoff mit einem Partialdruck von mindestens einigen Zehntel
at so lange umgerührt wird, bis das sulfidische Blei zum größten Teil unter Bildung wasserunlöslicher
oxidischer Bleiverbindungen oxidiert ist, und bei welchem anschließend der Schlamm aus dem
Reaktionsbehälter abgezogen und der Rückstand von der wäßrigen Lösung getrennt und einer
weiteren Verarbeitung unterworfen wird, d a durch gekennzeichnet, daß der Gesamtdruck
in dem Reaktionsbehälter auf maximal 2,1 atü und der Schisram durch Einleiten von Ammoniak in
den Reaktionsbehälter ammoniakaiisch gehalten wird und daß der abgetrennte Rückstand einer
Flotation unterworfen wird, bei der sich ein im wesentlichen das gesamte Eisensulfid enthaltendes
Konzentrat und ein im wesentlichen die gesamten oxidischen Bleiverbindungen enthaltender Rückstand
bildet.
2. Verfahren nach Anspruch 1, dadurch gekennzeichnet, daß bei einer Schlammtemperatur in dem
Reaktionsbehälter im Bereich zwischen 500C und der dem jewe..j herrschenden Druck entsprechenden
Siedetemperatur gehugt wiH.
3. Verfahren nach Anspruch 1 oder 2, dadurch gekennzeichnet, daß der Schlarr-n in dem Reaktionsbehälter
mit einer Leistung von mindestens 1.8 PS pro cbm mechanisch umgerührt wird.
4. Verfahren nach einem der Ansprüche 1 bis 3, dadurch gekennzeichnet, daß in dem Reaktionsbehälter
ein Gesamtdruck zwischen 0,2 und 0,6 atü aufrechterhalten wird.
5. Verfahren nach einem der Ansprüche 1 bis 4, dadurch gekennzeichnet, daß in dem Schlamm
innerhalb des Reaktionsbehälters bei einem pH-Wert zwischen 9 und 11 gelaugt wird.
6. Verfahren nach einem der Ansprüche 1 bis 5, dadurch gekennzeichnet, daß das oberhalb des
Schlamms innerhalb des Reaktionsbehälters vorhandene sauerstoffhaltige Gas kontinuierlich in tief
unter der Oberfläche gelegene Schlammbereiche zurückgeführt wird.
7. Verfahren nach einem der Ansprüche 1 bis 6, dadurch gekennzeichnet, daß das in dem Mineralkonzentrat
enthaltene, in ammoniakalische Lösung gebrachte Zink aus dieser Lösung nach Abscheidung
der unlöslichen Bestandteile isoliert wird.
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