DE2611592A1

DE2611592A1 - Verfahren zur aufbereitung eines fein verteiltes bleisulfid fuehrenden, eisensulfid- und gegebenenfalls zinkhaltigen mineralkonzentrates

Info

Publication number: DE2611592A1
Application number: DE19762611592
Authority: DE
Inventors: Nathaniel Arbiter; Martin Clifford Kuhn
Original assignee: Anaconda Co
Current assignee: Anaconda Co
Priority date: 1975-03-26
Filing date: 1976-03-19
Publication date: 1976-10-14
Also published as: DE2611592C3; AR205956A1; DE2611592B2; YU61376A; AU1174576A; IE43684B1; IE43684L; SE417843B; IN143453B; CA1072342A; ES445703A1; PL111479B1; SE7602828L; US3954450A

Description

DR.-ING. EUGEN MAIER DR.-¹.NG. ECKHARD WOLF

TELEFON: (0711)24 37 61/2 TELEGRAMME: MENTOR

PATENTANWÄLTE

7 STUTTSART 1, PISCHEKSTR. 19

DRESDNER BANK AG STUTTGART NR. 1920534 POSTSCHECK STGT. 25200-709

A 11 881

17.3.1976

f/i-dm

THE ANACONDA COMPANY

Time & Life Building

1271 Avenue of the Americas

New York, N.Y. 10020 (U.S.A.)

Verfahren zur Aufbereitung eines fein verteiltes Bleisulfid führenden, eisensulfid- und gegebenenfalls zinkhaltigen Mineralkonzentrates

Die Erfindung betrifft ein Verfahren zur Aufbereitung eines fein verteiltes Bleisulfid führenden, eisensulfid- und gegebenenfalls zinkhaltigen Mineraltkonzentrates, insbesondere zur Gewinnung von Blei. Bleisulfid (Bleiglanz, Galenit) kommt in der Natur gewöhnlich zusammen mit Eisensulfid (Pyrit) und oft mit Zinksulfid (Zinkblende, Sphalerit) vor. Meist werden derartige Erze durch eine selektive Schaumschwimmaufbereitung, der sog. Flotation aufgearbeitet, um das Blei in Form eines hoch angereicherten Bleikonzentrates und das Zink in Form eines hoch angereicherten Zinkkonzentrates zu erhalten. Diese Konzentrate werden dann

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getrennt zur Gewinnung der betreffenden Metallanteile weiterbehandelt.

Allerdings können viele massiv-feinkörnige Blei-Zinkerze auf diese Weise nicht zu einem hochangereicherten 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 den 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 einen nur 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 Ge-

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winnung von Kupfer und Nickel aus zinkhaltigen Sulfid-Erzen und Konzentraten durch Auslaugen unter Druck mit einer oxidierenden ammoniakalischen Lösung bekannt, daß das Zink beim Auslaugen in Lösung geht.

Der Erfindung liegt daher die Aufgabe zugrunde, ein Verfahren der eingangs beschriebenen Art zu entwickeln, nach dem aus feinverteiltes Bleisulfid führendem, eisensulfidhaltigem Mineralkonzentrat sowie aus Blei-Zink-Mischkonzentraten Blei in wirtschaftlicherer Weise gewonnen werden kann.

Zur Lösung dieser Aufgabe wird gemäß der Erfindung vorgeschlagen, daß ein das Mineralkonzentrat sowie Ammoniumsulfat und freies Ammoniak enthaltender wässriger Schlamm in einem geschlossenen Reaktionsbehälter unter einem Druck von maximal 2,1 atü und in Gegenwart von Sauerstoff mit einem Partialdruck von mindestens einigen Zehntel at kräftig umgerührt wird, wobei das sulfidische Blei zum größten Teil unter Bildung wasserunlöslicher oxidischer Bleiverbindungen oxidiert wird, daß anschließend der Schlamm aus dem Reaktionsbehälter abgezogen und der unlösliche Rückstand von der wässrigen Lösung getrennt wird, daß der abgetrennte Rückstand einer Flotation unterworfen wird, bei der sich ein im wesentlichen das gesamte Eisensulfid enthaltendes Konzentrat und ein im wesentlichen

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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 60 C 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

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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 schematisch 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 nicht sulfidische Gangart entfernt, die,falls sie in dem Verfahren belassen würde, zum größten Teil bei dem Blei verbleiben und damit ein Endprodukt mit verringertem Bleianteil ergeben würde. Die genannte Anreicherung kann durch bekannte Flotationsvesfahren erfolgen; es ist jedoch nicht erforderlich, daß ein hoher Anreicherungsgrad erzielt wird oder eine Trennung des Zinks vom Blei erfolgt, oder, wenn eine solche Trennung erfolgt, daß das Blei-

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konzentrat völlig zinkfrei ist. Es reicht aus, wenn das Ausgangskonzentrat weitgehend frei von der nichtsulfidischen Gangart ist, um mit dem erfindungsgemäßen Verfahren ein hochangereichertes, von Zink und Eisen freies Bleiprodukt zu erhalten. Es können auch andere sulfidische Mineralien vorhanden sein wie Kupfersulfid (beispielsweise Chalkosit oder Kupferkies) oder Cadmiumsulfid (Greenockit), ohne den Wirkungsgrad des Verfahrens zu beeinträchtigen. Kupfer- und Zinksulfid gehen in Lösung, so daß Kupfer bei der Behandlung der Lösung zur Zinkgewinnung von diesem abgetrennt werden kann. Gleichzeitig mit Zink löst sich auch Cadmiumsulfid und kann ebenfalls aus der Reaktionslösung gesondert gewonnen werden.

Das sulfidische Aufgabegut liegt, wie bei Flotationskonzentraten 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 Ammoniumsulfatlösung, die freies Ammoniak enthält, 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 gebildet, und

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die zurückgewonnene ammoniakalische Lösung, die in den Reaktionsbehälter zurückgeführt wird, enthält ebenfalls etwas Ammoniumsulfat, so daß es praktisch während des gesamten Verfahrensablaufes vorhanden ist.

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 wird vorzugsweise im Bereich zwischen 9 und 11 gehalten, 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 größer als die Summe der Partialdrücke von Ammoniak und Wasserdampf. Es ist erwünscht, daß der Sauerstoff-Partialdruck mindestens einige Zehntel at.

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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 zugrundeIiegt, bei Atmosphärendruck oder bei einem nicht wesentlich über diesem liegenden Druck zu arbeiten, ist es zweckmäßig, in wesentlichen reinen Sauerstoff zu verwenden und die ständige Zufuhr von Stickstoff bei Verwendung von Luft zu vermeiden.

Das erfindungsgemäße Verfahren kann bei Atmosphärendruck ausgeführt werden. Es sind jedoch geschlossene Auslaugbehälter erforderlich, um einen Verlust von freiem Ammoniak zu vermeiden und andererseits den Verfahrensablauf kontrollieren zu können. 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 Partialdrücke von Ammoniak und Wasserdampf etwa Atmosphärendruck. Es ist daher vorteilhaft, die Auslaugbehälter unter einem Überdruck zu betreiben, der jedoch klein genug sein sollte, um für Atmosphärendruck ausgelegte Vorrichtungen, wie z.B. den Auslaugbehälter, Gasdichtungen für geschlossene Systeme, Wellendichtungen usw., verwenden zu können und nicht auf teure Überdruckeinrichtungen angewiesen zu sein. Deshalb

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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 0,6 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 Ausgangskonzentrate einen größeren Zink-Anteil enthalten, Temperaturen über 60 oder 65°C erwünscht, wobei Temperaturen, die über 90⁰C liegen, besonders vorteilhaft sind, da sie eine rasche und vollständige Lösung des Zinksulfids gewährleisten.

Für einen schnellen Reaktionsäblauf 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, vorteilhafterweise bis zu etwa 3,6 PS pro cbm betragen. Bei schwächerem Rühren erniedrigt sich sowohl der Wirkungsgrad als auch die Oxidationsrate des Konzentrats beträchtlich.

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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 Behälterbodens in den Schlamm gefördert wird. Andererseits kann die Rückführung von Sauerstoff auch gleichzeitig mit dem Umrühren mittels eines Unterluft-Rührers erfolgen, der gleichzeitig den Schlamm umrührt und sauerstoffhaltige Luft aus der über dem Schlamm befindlichen Atmosphäre in den 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 Oxidationsgrad in geringstmöglicher Zeit zu erreichen.

In dem Reaktionsbehälter gehen Zinksulfid und Cadmiumsulfid im wesentlichen aufgrund folgender Reaktionen in Lösung:

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ZnS + 4NH₃ + 2O₂ >. Zn (NH₃)₄ ⁺⁺ + SO₄ (1)

CdS + 4 NH₃ + 2O₂ ^. Cd (NH₃)₄ ⁺⁺ + SO₄ (2)

Eventuell vorhandenes Kupfersulfid wird ebenfalls gelöst

nach der Gleichung

Cu₂S + 8 NH₃ + 2 1/2 O₂ + H₃O > 2 Cu(NH₃ )^⁺ + SO₄ + 2 OH"

Das Bleisulfid geht jedoch in basisches Bleisulfat oder in neutrales Bleisulfat über, die beide praktisch unlösliche Verbindungen darstellen:

2PbS + 4O₂ + H₂O > PbO . PbSO₄ + SO₄ + 2H⁺ (4)

PbS + 2O₂ > PbSO₄ (5)

Das außerdem noch vorhandene Eisensulfid bleibt dagegen unter den oxidierenden Verhältnissen in der ammoniakalisehen Lösung chemisch unverändert.

Die für eine vollständige Durchführung der Oxidationsreaktion 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,

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das in einem typischen Bleisulfid-Konzentrat vorhanden ist, das größere Anteile von Zinkblende und Greenockit enthält. Wesentlich kürzere Auslaugzeiten sind ausreichend, wenn das Auslaugen bei geringen Überdrücken, beispielsweise bei Drücken zwischen 1 und 1,8 atü, durchgeführt wird.

Die aus dem Reaktionsbehälter abgezogene wässrige Phase des Schlamms enthält das gelöste Zink und Cadmium (und gegebenenfalls Kupfer) in Form eines Metall-Ammonium-Komplexes, 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 SuIfaminaten und Thionaten 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. Weiter enthält sie unverändert den Pyritanteil des Konzentrats sowie Erdmaterialien, 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

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feste Phase wird sodann einer Flotation unterworfen, um die oxidischen Bleibestandteile 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, z.B. Amylisopropylcarbinol, 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 sammelt 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.

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Die Vorkonzentrate werden dann einer Nachflotation 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 eventuellen Gold- oder Silberanteils in dem Ausgangskonzentrat kann in das Nachkonzentrat gelangen, so daß dessen Nachbehandlung zur Gewinnung dieser wertvollen Stoffe geboten sein kann.

Die Rückstände der Nachflotation enthalten oxidische Bleiverbindungen, die mit dem Vorkonzentrat gesammelt worden sind, und werden daher zweckmäßig zu einer erneuten Behandlung in die Vorflotationsstuffe zurückgeführt.

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Ausführungsbeispiel

Aus einem massiv-feinkörnigen sulfidischen Blei-Zinkerz wurde ein niedrig angereichertes Bleikonzentrat hergestellt. Dieses Konzentrat enthielt 29,0% Blei, weitgehend in Form von Bleiglanz, 2,32% 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 Ammoniumhydroxid aufgeschlämmt. 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 Gesamtdruck von 0,42 atü aufrechtzuerhalten. Ferner wurde soviel Ammoniak in den Behälter eingeführt, wie für den Verbrauch und die Aufrechterhaltung des pH-Wertes 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 sauerstoffhaltige Gas wurde mittels einer externen Umwälzpumpe von der Gasatmosphäre über dem Schlamm abgesaugt und in der Nähe des Rührers kräftig in den Schlamm eingeblasen· Die Verweilzeit des Schlamms in dem Behälter betrug etwa zwei Stunden, um eine nahezu vollständige Auflösung des Zinks und Oxidation des Bleisulfids

zu gewährleisten.

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Am Ende der Behandlung im Reaktionsbehälter wurde der Schlamm aus dem Behälter abgezogen und die wässrige Phase von der festen Phase getrennt. Die 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.

Die feste Phase wurde einer Flotation unterworfen, zunächst in einer Vorstufe zur Gewinnung eines Rückstandes mit hohem Bleigehalt und dann einer Nach- oder Reinigungsstufe zur Erzeugung eines im wesentlichen bleifreien Pyrit-Konzentrats. Bei diesem Ausführungsbeispiel wurde der Rückstand der Nachflotation nicht in die Vorflotationsstufe zurückgeführt.

Die Zusammensetzungen des Aufgabegutes, der in dem Reaktionsbehälter in Lösung gegangenen Produkte und der Flotationsprodukte, 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 Produkten der verschiedenen Verfahrensstufen angegeben ist.

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Zusammensetzung der Produkte in den verschiedenen Verfahrensstufen in % (Ag in g/t)

Pb Cu Zn Ag;

Pe

Aufgabe- gut	29	,0	0,98	2.32	415	,9	23	,4	33,7
Inhalt ^Lösung	O,	23	0,88	3,72	^m mm				47,4
co OO ■tSNach- Mconzentrat	3,	94	0,37	1,58	482	/5	38	,0	45,7
CX
^Rückstand _*Nach- flotation	2,	18	1,24	0,07	742	,5	28	,5	30,7

Rückstand
Vorflotation 29,0 0,68 0,06 442,0 10,5 15,7 Verteilung in % bezogen auf das Aufgabegut

Cu

Zn Act

100. 100. 100. 100. 0,60 45,18 74,72 —

Fe

100,

15,47

5,18 14,32 23,98 43,03 68,09 54,^-

4,84 8,08 0,19 10,62 8,61 6,23

89,38 32,42 1,19 46,35 23,30 23,3C

TO CJ)

CD

ro

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Der größte Teil des in dem Aufgabegut enthaltenen Pyrits wurde im Nachkonzentrat gesammelt. Die Verweilzeit im Reaktionsbehälter und die Reaktionsbedingungen ermöglichten keine vollständige Auflösung des Kupfers, so daß nur etwa die Hälfte des vorhandenen Kupfers in der Lösung enthalten war. Auch das silber teilte sich je etwa zur Hälfte auf das Nachkonzentrat und auf den Rückstand der Vorflotation auf, so daß eine Verarbeitung beider Produkte zur 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 Aufgabekonzentrats in dem Reaktionsbehälter, vorzugsweise bei einer Temperatur von über 90⁰C, kann die Gewinnung von Zink und Kupfer über die Lösung verbessert und der Bleiverlust in dem Nachkonzentrat vermindert werden.

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Claims

Patentansprüche

1. Verfahren zur Aufbereitung eines feinverteiltes Blei- -^ sulfid führenden, eisensulfid- und gegebenenfalls zinkhaltigen Mineralkonzentrats, insbesondere zur Gewinnung von Blei, dadurch gekennzeichnet, daß ein das Mxneralkonzentrat sowie Ammoniumsulfat und freies Ammoniak enthaltender wässriger Schlamm in einem geschlossenen Reaktionsbehälter unter einem Druck von maximal 2,1 atü und in Gegenwart von Sauerstoff mit einem Partialdruck von mindestens einigen Zehntel at so lange kräftig umgerührt wird, bis das sulfidische Blei zum größten Teil unter Bildung wasserunlöslicher oxidischer Bleiverbindungen oxidiert wird, daß anschließend der Schlamm aus dem Reaktionsbehälter abgezogen und von der wässrigen

und

Lösung getrennt wird, /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.

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2. Verfahren nach Anspruch 1, dadurch gekennzeichnet , daß die Schlammtemperatur in dem Reaktionsbehälter im Bereich zwischen 50⁰C und der dem jeweils herrschenden Druck entsprechenden Siedetemperatur liegt.

3. Verfahren nach Anspruch 1 oder 2, dadurch gekennzeichnet , daß der Schlamm 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 gekennze ichnet, daß der in dem Reaktionsbehälter aufrechterhaltene Gesamtdruck zwischen 0,2 und

0,6 atü beträgt.

5. Verfahren nach einem der Ansprüche 1 bis 4, da d u r c h gekennzeichnet , daß der pH-Wert in dem Schlamm innerhalb des Reaktionsbehälters zwischen 9 und 11 beträgt.

6. Verfahren nach einem der Ansprüche 1 bis 5, dadurch gekennzeichnet , daß das oberhalb des Schlamme innerhalb des Reaktionsbehälters vorhandene sauerstoffhaltige Gas kontinuierlich in tief unter der Oberfläche gelegene Schlammbereich zurückgeführt wird.

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IS 0 9 «4.2/(1 H 8 1

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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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