DE3716012A1 - Verfahren zur anreicherung von bleiverbindungen - Google Patents
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Description
Die Erfindung betrifft ein Verfahren zur flotativen Anreicherung
von Bleiverbindungen aus Abgängen und Zwischenprodukten der
hydrometallurgischen Buntmetallgewinnung und -verarbeitung sowie
aus oxidischen Komplexerzen. Durch die direkte Flotation mit
Aminen bei pH-Werten ≦ 3 werden verhüttungsfähige Bleikonzentrate
erzeugt.
Die saure Laugung komplexer buntmetallhaltiger Vorstoffe wie
polymetallischer Erze sowie deren Röstprodukte führt bei Anwesenheit
von Sulfationen zu PbSO₄-haltigen Rückständen (MARTIN, M.
T. u. JANKOLA, W. A.; CIM-Bulletin (April 1985) S. 77), die untergeordnete
Plumboferrite und Plumbojarosite bzw. andere Komplexsulfate
und Oxide enthalten. Die Gewinnung des Bleies aus derartigen
Abgängen ist bisher nur mit pyrometallurgischen Verfahren
wie z. B. dem Wälzverfahren üblich. Die hydrometallurgische Aufarbeitung
hat sich aus wirtschaftlichen Gründen nicht durchsetzen
können (WEIR, D.R.; Can.Met.Quart. 23 (1984) S. 358). Eine
mechanische Alternative ist die indirekte Anreicherung durch
Magnetscheidung, die jedoch die nichtmagnetischen Bestandteile
wie z. B. SiO₂ und Erdalkalisulfate nicht erfaßt (ROWLANDS, N.; J.
Met. (Juni 1985) S. 18). Ebenfalls PbSO₄-haltige Abgänge entstehen
bei der hydrometallurgischen Aufarbeitung von Hochofenflugstäuben
(REDDY, R.G.; J. Met. (April 1986) S. 50-51) und Räumaschen
sowie Abgängen aus Verzinkereien, die z. T. in ihrer Zusammensetzung
mit Akkuschrott vergleichbar sind. Bei genügend
hohen Bleigehalten erfolgt die Bleigewinnung aus den genannten
Rückständen bisher nur mit Hilfe der Pyrometallurgie (Schachtofen,
New Jersey Retorten).
Bei der Aufarbeitung oxidischer Komplexerze, die z. B. Blei in
Form von Anglesit enthalten, ist die flotative Gewinnung des
Bleiinhaltes mit Sulfhydrylsammlern nach Sulfidierung mit Natriumsulfid
bei pH < 6 vorzugsweise pH 11 üblich. In gleicher Weise
können beim LPF-Verfahren (leaching precipitation flotation)
anfallende Anglesite flotiert werden (SCHUBERT, H.; Aufbereitung
fester mineralischer Rohstoffe Bd. II; (1986) S. 408-409). Aufgrund
feinster Verwachsungen bzw. sehr geringer Partikeldurchmesser
und mitflotierender Mineralparagenesen werden Ausbringen
und Selektivität der Anglesitflotation stark beeinträchtigt.
Es hat daher nicht an Versuchen gefehlt, die Anglesitflotation
zu optimieren. Ein Weg ist die Elektroflotation mit Sulfhydryl-
oder Alkylsulfatsammlern im pH-Bereich zwischen 3 und 11, wobei
es durch die Erzeugung von feinsten Elektrolysegasblasen gelingt,
die Anglesitflotation entscheidend zu verbessern. Diese
Methode wird vorgeschlagen zur Bleiflotation aus den Rückständen
hydrometallurgischer Komplexerzaufarbeitungen (RAO, G.W., SCHNEIDER,
F.U. u. HOBERG, H.; Erzmetall 40 (1987) 183-188). Obgleich
eingeräumt werden muß, daß die Elektroflotation gegenüber herkömmlichen
mechanischen Flotationsverfahren Vorteile bietet,
weist sie folgende Nachteile auf: einen um den Faktor 10 höheren
Energiebedarf, aufgrund starker pH-Schwankungen keine präzise
Kontrollierbarkeit ("because of rapid pH-changes" . . . "however
it will be difficult to predict the flotation behaviour
precisely, especially with lead ions" . . .) und Empfindlichkeit
gegenüber Schwankungen der Elektrolytkonzentrationen der Arbeitstrübe.
Die bei der Elektroflotation von Anglesit eingesetzten
Flotationsreagenzien - Sulfhydryl- und Alkylsulfatsammler
- sind für die Flotation von Anglesit eingeführte Reagenzien.
Die Sulfhydrylsammler sind in ihrer Anwendbarkeit durch
folgende Nachteile begrenzt: bei Anwesenheit von Sulfiden wird
die Selektivität aufgehoben und im sauren Bereich zersetzen sie
sich. Einschränkend auf die Verwendung von Alkylsulfatsammlern
wirken sich die Verringerung der Selektivität in Gegenwart oxidischer
Minerale wie Quarz oder Eisenoxide aus sowie die verringerte
Löslichkeit dieses Sammlers im stark sauren pH-Bereich.
Die bekanntgewordenen Elektroflotationsversuche mit Anglesit
wurden unter Bedingungen der Mikroflotation durchgeführt, wobei
der Feststoffanteil nur 4 g/l und der Sammlerbedarf jedoch 40 kg
Flotinor S-72 (Na-Alkylsulfat) oder 3,1 kg Kaliumamylxanthat
(Sulfhydryl-Verbindung) pro Tonne Anglesit betrug.
Aufgabe der Erfindung ist daher, ein Bleiflotationsverfahren zur
Verfügung zu stellen, daß die vorgenannten Nachteile aufhebt.
Die Patentansprüche 1 bis 8 enthalten die Lösung dieser Aufgabe.
Danach werden aus Suspensionen feinkörniger gegebenenfalls gemahlener
Abgänge der Buntmetallgewinnung und -verarbeitung sowie
oxidischer Komplexerze bei pH ≦ 3 mit Aminen als sammelnden und
schäumenden Reagenzien, vorzugsweise primären Aminen mit Kohlenwasserstoffkettenlängen
von 10 bis 16, Bleikonzentrate unabhängig
vom verwendeten Flotationsprinzip erzeugt. Durch geeignete
Vorbehandlung wie Tempern bzw. naßchemische Behandlung können
störende entschäumende oder flockende Reagenzien bzw. Eisen-III-
Ionen vor der Flotation entfernt werden. Die Gegenwart von
Zink-, Kupfer- und zweiwertigen Eisen-Ionen stören die Bleiflotation
nicht, sodaß eine parallele Laugung dieser Metalle vorgenommen
werden kann.
Die entscheidenden Vorteile dieses Verfahrens sind:
- - Unabhängigkeit von dem Typ der verwendeten Flotationszelle
- - Unempfindlichkeit gegenüber hohen Säurekonzentrationen
- - störungsfreie Flotation in Gegenwart von gelöstem Zink-, Kupfer- und Eisen-II-Sulfat
- - Selektivität gegenüber Fe₂O₃, FeOOH, SiO₂ und Erdalkalisulfaten
- - kollektive Flotierbarkeit von oxidischen, sulfatischen und sulfidischen Bleiverbindungen
- - gleichzeitig mit der Laugung von Buntmetallen wie z. B. Zink und Kupfer bei Temperaturen bis zu 100°C durchführbare Flotation der Bleiverbindungen.
Die erfindungswesentliche Flotation von Bleiverbindungen mit
Aminen aus sauren Trüben beruht im wesentlichen auf der Präzipitation
und Bildung von Bleiaminkomplexen auf der Oberfläche
der Bleiverbindungen wobei die negative Ladung der Anionen der
Mineraloberflächen die Anlagerung der Komplexverbindungen unterstützt.
Die Löslichkeit der Komplexe wird von der Kettenlänge
und dem Charakter des verwendeten Amins (primär bis quartär) sowie
dem pH-Bereich bestimmt; sie steigt mit sinkendem pH-Wert
und abnehmender Kettenlänge. Die Anforderungen an die Verwendbarkeit
der Amine als sammelnde Reagenzien sind demnach eine
ausreichende Löslichkeit und entsprechende Reaktivität bei möglichst
spezifischer Oberflächenadsorption sowie die Vermeidung
unlöslicher Komplexe mit Ionen anderer Metalle. Von Kupfer, Zink
und Eisen ist bekannt, daß diese Aminkomplexe bilden. Ein weiterer
Störeffekt ergibt sich aus der Wechselwirkung mit Anionen an
den vorhandenen Feststoffoberflächen wie z. B. SO₄2-. Überraschenderweise
wurde nun gefunden, daß die zu erwartenden Störeffekte
die Bleiflotation auch in Gegenwart hoher Konzentrationen
von Kupfer-, Zink- und Eisen-II-Ionen sowie von Sulfat- und
Chlorid-Ionen nicht beeinträchtigen. Als weitere Störeffekte
beim Flotieren mit Aminen ist in Gegenwart von dreiwertigen
Eisen-Ionen das Aussalzen der Amine und damit eine inaktivierende
Wirkung auf das Flotationsverhalten zu erwarten. Dieses hat
ein verringertes Bleiausbringen bzw. in Gegenwart von Hämatit
(Eisen-III-Oxid) eine herabgesetzte Selektivität zur Folge.
Durch den Einsatz länger- und kurzkettigerer Ammoniumsalze wie
z. B. Hexadecyl- und Decylammoniumchlorid ist die bisher unvorhersehbare
Wiederherstellung der Selektivität der Bleiflotation
gegenüber Hämatit möglich; bei der Übertragung der gleichen Maßnahme
auf die Bleiflotation in Gegenwart von Calciumsulfat
(Gips) wird ebenfalls eine unerwartet hohe Selektivität erreicht.
Die Sammlertauglichkeit der Amine für die Flotation von
Bleiverbindungen nimmt von den primären über die sekundären,
tertiären bis hin zu den quartären ab; für Dioctylammoniumchlorid
(sekundäres Amin) konnte zwar noch ein gutes Ausbringen bei
hoher Selektivität gegenüber Kalziumsulfat erreicht werden, die
Selektivität gegenüber Eisen-III-Oxid ist jedoch unbefriedigend.
Das gefundene Verfahren wird nachfolgend an drei Beispielen erläutert.
Ein hochreiner Anglesit (PbSO₄) mit einer mittleren Korngröße
d50 = 6,1 µm und einer spezifischen Oberfläche von 0,4 m²/g
sowie ein hochreiner Plattnerit (PbO₂) mit einer mittleren Korngröße
d50 = 4,4 µm und einer spezifischen Oberfläche von 0,23
m²/g wurden in einer Rührwerksflotationszelle (5 l Arbeitsvolumen)
in getrennten Versuchsserien flotiert. Die konstanten Versuchsbedingungen
waren:
Feststoffgehalt= 400 g/l
Dispergieren= 3 min
pH-Einstellen= 5 min
Sammlereinsatz= 500 g/t Dodecylammoniumchlorid
Rührerdrehzahl= 1500 U/min
Luftdurchsatz= 13 l/min
Flotationsdauer= 10 min
Variiert wurden der pH-Wert, der Salzgehalt der Arbeitstrübe,
der pH-Regulator und die Temperatur. Die Ergebnisse zeigt Tab. 1.
Zum Nachweis der Selektivität gegen Quarz (SiO₂), Hämatit
(Fe₂O₃) und Gips (CaSO₄ × 2 H₂O) wurden künstliche Gemische mit den
Mineralen Anglesit (PbSO₄), Plattnerit (PbO₂) und Galenit (PbS)
hergestellt und mit verschiedenen Aminen flotiert. Die konstanten
Versuchsbedingungen waren:
Feststoffgehalt= 100 g/l
Dispergieren= 3 min
pH-Einstellen= 5 min
Sammlereinsatz= 500 g/t
Rührerdrehzahl= 1500 U/min
Luftdurchsatz= 13 l/min
Flotationsdauer= 10 min
Trübetemperatur= 20°C
Variiert wurden die Mineralgemische, die Sammlerreagenzien und
der pH-Wert. Die Ergebnisse sind in Tabelle 2 zusammengefaßt.
Die Integration der Bleiflotation in die schwefelsaure Laugung
von Buntmetallen wurde für Zinklaugungsrückstände der Lithoponeindustrie
mit folgender chemischer Zusammensetzung überprüft:
ZnO21,4%
Fe₂O₃20,0
PbO 8,5%
MnO₂ 7,1%
CaO 0,4%
CuO 0,2%
SiO₂17,2%
SO₂14,9%
Al₂O₃ 4,9%
Nachweisbare mineralische Bestandteile waren: Anglesit (PbSO₄),
Plumbojarosit (PbFe₆(SO₄)₄ × (OH)₁₂), Plumboferrit (PbFe₄O₇),
Esperit ((Ca, Pb)ZnSiO₄), Franklinit bzw. andere Spinelle
(Zn, X)Fe₂O₄), Illit (KAl₂((OH)₂Si₃O₁₀)) und Quarz (SiO₂). Das
Material wurde vor der Laugung und Flotation auf eine mittlere
Korngröße d50 = 7 µm aufgemahlen. Es wurde von folgenden konstanten
Flotationsbedingungen ausgegangen:
Feststoffanfangsgehalt100 g/l
H₂SO₄-Anfangskonzentration200 kg/t
Temperatur 20°C
Laugedauer 15 min.
Flotiert wurde mit stufenweise zugegebenem Hexadecylammoniumchlorid,
bei einem Gesamteinsatz von 2000 g/t. Die Flotationsdauer
betrug 30 min. Es wurde ein Bleiausbringen von 81,2% bei
einem Bleigehalt im Konzentrat von 24,1% ohne nachfolgende Rei
nigungsschritte erzielt. Das Zinkausbringen betrug 83%. Abb. 1
zeigt Diffraktogramme im Bereich von 2R = 10-40° bei CuKα-
Strahlung des aufgegebenen Zinklaugungsrückstandes und des flotierten
Bleikonzentrates. Beim Vergleich der Reflexintensitäten
ist zu erkennen, daß als Bleiminerale bevorzugt Anglesit sowie
Plumbojarosit und Plumboferrit flotiert wurden.
Claims (8)
1. Verfahren zur flotativen Anreicherung von Bleiverbindungen
aus Abgängen und Zwischenprodukten der hydrometallurgischen
Buntmetallgewinnung und -verarbeitung sowie aus oxidischen
Komplexerzen, dadurch gekennzeichnet, daß
die Flotation mit Hilfe von Aminen im pH-Bereich ≦ 3 in Gegenwart
anorganischer Säuren und von Schwermetallionen bei
Temperaturen zwischen 20 und 100°C erfolgt.
2. Verfahren nach Anspruch 1,
dadurch gekennzeichnet, daß
vorzugsweise primäre und sekundäre Amine der Kettenlängen 8
bis 16 eingesetzt werden.
3. Verfahren nach einem der Ansprüche 1 bis 2,
dadurch gekennzeichnet, daß
die Flotation von Anglesit (PbSO₄) und Plumboferrit (PbFe₂O₄)
vorzugsweise im PH-Bereich ≦ 1,5 erfolgt.
4. Verfahren nach einem der Ansprüche 1 bis 3,
dadurch gekennzeichnet, daß
die Flotation von Plumbojarosit (PbFe₆(SO₄)₄ × (OH)₁₂), Plattnerit
(PbO₂) und Galenit (PbS) vorzugsweise im pH-Bereich 1,5
bis 3,0 durchgeführt wird.
5. Verfahren nach einem der Ansprüche 1 bis 4,
dadurch gekennzeichnet, daß
die Konzentration von Zink-, Kupfer- und Eisen-II-Ionen in
der Flotationstrübe von Null bis zur Sättigungskonzentration
variieren kann.
6. Verfahren nach einem der Ansprüche 1 bis 5,
dadurch gekennzeichnet, daß
als anorganische Säuren Schwefelsäure und Salzsäure eingesetzt
werden können.
7. Verfahren nach einem der Ansprüche 1 bis 6,
dadurch gekennzeichnet, daß
die Flotation während oder nach der Buntmetallaugung durchgeführt
wird.
8. Verfahren nach einem der Ansprüche 1 bis 7,
dadurch gekennzeichnet, daß
alle bekannten Flotationsapparate eingesetzt werden können.
Priority Applications (2)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
DE19873716012 DE3716012A1 (de) | 1987-05-11 | 1987-05-11 | Verfahren zur anreicherung von bleiverbindungen |
CA000553054A CA1268564A (en) | 1987-05-11 | 1987-12-30 | Process to recover lead compounds |
Applications Claiming Priority (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
DE19873716012 DE3716012A1 (de) | 1987-05-11 | 1987-05-11 | Verfahren zur anreicherung von bleiverbindungen |
Publications (1)
Publication Number | Publication Date |
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DE3716012A1 true DE3716012A1 (de) | 1988-11-24 |
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ID=6327467
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
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Country Status (2)
Country | Link |
---|---|
CA (1) | CA1268564A (de) |
DE (1) | DE3716012A1 (de) |
Citations (3)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
DD109405A5 (de) * | 1973-01-27 | 1974-11-05 | ||
US4351668A (en) * | 1981-03-09 | 1982-09-28 | Cominco Ltd. | Flotation of Cu and Pb sulfide concentrates containing carbonates |
EP0174866A2 (de) * | 1984-09-13 | 1986-03-19 | The Dow Chemical Company | Neue Sammler für die Schaumflotation von hochwertigen Mineralien |
-
1987
- 1987-05-11 DE DE19873716012 patent/DE3716012A1/de not_active Withdrawn
- 1987-12-30 CA CA000553054A patent/CA1268564A/en not_active Expired
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---|---|---|---|---|
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100, Ref. 142775p * |
104, Ref. 72241t * |
79, Ref. 44565y * |
87, Ref. 122352h * |
99, Ref. 143710m * |
US-Zeitschriften: Chemical Abstracts: 107, Ref. 62454n * |
Also Published As
Publication number | Publication date |
---|---|
CA1268564A (en) | 1990-05-01 |
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