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Procédé pour séparer les composants des minerais de plomb et de zinc cuprifères et argentifères et des mélanges d'oxydes.
La présente invention a pour objet un procédé pour séparer les composants des minerais de plomb et de zinc cupri- fères et argentifères et des mélanges d'oxydes, minerais dans lesquels la teneur en plomb correspond à peu près à celle en zinc ou le surpasse même comme, par exemple, dons les minerais de Tsumeb dans le Sud-uuest africain. un a déjà, pour séparer le plomb du zinc dans des minerais complexes sulfurés et également dans des mélanges d'oxydes, fait de nombreuses propositions suivant lesquelles on effectue le plus souvent une chloruration et une élimination de du plomb par une opératiun de frittage et/volatilisation, ces
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propositions peuvent convenir pour des minerais à teneur très faible en plomb et à teneur prépondérante en zinc;
mais dans les minerais qui renferment environ des quantités égales de plomb et ue zinc ou qui renferment même plus de plomb que de zinc, ces propositions ne conviennent pas parce que trop de zinc se volatilise ou bien la volatilisation pratiquement com- plète du plomb n'est pas uu tout économique ou devientmême impossible.
Le problème à la base de l'invention et qui se rapporte à la séparation des constituants des rainerais de plomb et de zinc de la natureprécitée en leurs constituants, est rendue encore plus difficile parce que ces minerais ont une teneur notable en cuivre et, surtout, une teneur en argent qui impose de tirer profit de ces métaux. ce problème est résolu maintenant par le procédé, objet de l'invention, qui consiste en une série de phases décrites ci-après.
Lorsque les minerais se présentent, à l'état de sulfures, on commence par les griller pour en éliminer la majeure partie du soufre, mais -Le grillage doit être exécuté à une température d'environ 700 à 800 seulement et, de préférence, aussi voisine que possible de 700 pour empêcher une scorification du proto- xyde de plomb, Car lorsqu'une telle scorification se produit, la volatilisation ultérieure du plomb est rendue beaucoup plus difficile sinun impossible. Mais lorsqu'on emploie des mélanges d'oxydes comme matière première pour le procédé, objet de l'in- vention, ce premier stade du procédé devient inutile.
Dans le deuxième stade du procédé, un ajoute, aux mine- rais maintenant en majeure partie oxydés, des agents de chloru- ratiun et une quantité considérable d'eau. comme agent de chlo- ruration, on emploie de préférence de 12 à 15% de chlorure de sodium et de 4 à 8% d'acide chlorhydrique calculés sur le poids du minerai et la quantité d'eau, ajoutée s'élève à 40% environ de
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ae poids. De préférence, on ajoute en outre de 2 à 3% de chaux vive qui transforme en soufre à l'état. ae sulfates la quantité de soufre à l'état de sulfures encore présente et favorise ain- si la volatilisation ultérieure du lomb.
Au cours du troisième stade du procédé, les minerais auxquels on a ajouté des agents de chloruration et de l'eau song amenés à faire prise. cette prise est une mesure d'une im- portance décisive pour le bon résultat du procédé objet de l'in- vention. Elle est réalisée en agitant le mélange de minerai et d'eau, auquel on a ajouté les agents de chloruration, jusqu'à ce qu'il se produise un mélange intime présentant la consistan- ce d'une bouillie épaisse. Dans le cas de minerais ae Tsumeb de la composition indiquée plus loin, la durée de l'agitation est de 1 à 2 heures environ. un doit laisser maintenant cette bouil- lie se prendre, ce qui se produit en la laissant au repos.
Après un repos de par exemple 12 à 36 heures, il s'est formé un gâteau, ferme, ce qui démontre que presque toute l'eau ajoutée s'est combinée. Quelles que soient les matières premières em- ployées, on doit toujours réaliser cette prise, et ceci est réa- lisable d'ailleurs par le réglage de la quantité et de la nature des agents de chloruration ainsi que de la quantité d'eau.
La matière qui est obtenue au troisième stade et qui se présente sous la forme d'un gâteau ou de gros fragments, est soumise au chauffage au cours du quatrième stade. A cet ef- fet, on transforme la matière en petits fragments ou mieux en granules (de 5 mm. environ) en la brisant et en la tamisant.
Toutefois, il n'est pas nécessaire de'moudre cette matière en poudre. un soumet ensuite la matière à un chauffage au cours du- quel il ne peut se produire néanmoins ni volatilisation ni frittage, un -effectue le chauffage en majeure partie à 750 en- viron ce n'est que versla fin qu'on élève la température jusqu'à 900 à 950 . pour ce chauffage, les fours tubulaires rotatifs chauffés intérieurement conviennent le mieux, et le pre-
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mier stade au procédé peut aussi être exécuté avec le plus grana avantage dans un tel four parce que celui-ci permet l'u- tilisation complète de la enaleur engendrée par le soufre du sulfure, sans qu'il se produise une scorification du plomb.
comme tout frittage doit être évité également au cours du deu- xième chauffage des minerais, il y a avantage à ne pas intro- duire la matièrea l'état de grains trop fins ou àl' état p ulvé- rulent dans le four.
Dans ce dernier stade du procédé, pratiquement tout le plomb se volatilise maintenant, tandis qu' il ne passe du zinc qu'en quantités qu'on peut négliger. En même temps que le plomb, la majeure partie du cuivre et pratiquement tout l'argent sont chassés. Il reste, comme résidu, du zinc contenant 1% et au maximum 3% de plomb, le sine de cette composition étant suscep- tible d'être traité pour la production de olanc de zinc plom- bifére et d'être vendu comme tel.
Le plomb séparé, qui contient du cuivre et de l'argent, est décomposé en ses constituants par un des procédés connus, de préférence par un procédé métallurgique par voie humide, on en sépare d'abord le plomb et l'argent qui forment un plomb qu'on traite et dont on extrait l'argent. un extrait le cuivre a l'état de cuivre de cémentation ou de cuivre électrolytique.
Exemple de réalisation n 1.
On a traité un minerai brut de la composition suivante :
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Après le grillage oxydât: la matière présentait la composition suivante
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<tb> S <SEP> total <SEP> 5,71.
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On a ajouté à cette matière,à la façon décrite ci- dessus, des agents de chloruration, on l'a amenée à faire prise, et on l'a chauffée, Il est resté un résidu de:
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<tb> cu <SEP> 1,72%
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<tb> Pb <SEP> 0,90%
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<tb> Zn <SEP> 28,20%
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Le procédé objet de l'invention permet donc une sé- parationpratiquement complète du plomb d'avec le zinc, l'extrao- tion de presque tout l'argent contenu dans le minerai et de la majeure partie du cuivre, ce qui n'était pas possible d'une ma- nière économique par aucun des procédés connus jusqu'à pr ésent.
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Exenrole de réalisation no 2.
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------------------------------------------- Minerai brut Après g1' illage, oxydant AlDrès rillage chlorurant r. ¯¯ ¯,.¯ ¯¯ ..¯w¯¯¯¯¯¯¯¯¯¯¯¯¯¯¯ ¯..¯¯¯¯¯¯¯..¯¯¯¯¯¯¯¯¯¯¯¯¯..¯¯¯¯¯..¯¯ Cu 2aô 6 4'c 8., e 16 " Pb 34,25% 34, 0';0 3 e (jeo I22 ''l, 80C'/ 2 3 e u 0,1;
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REVENDICATIONS.
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Process for separating the components of copper-bearing and silver-bearing lead and zinc ores and mixtures of oxides.
The present invention relates to a process for separating the components of copper and silver-bearing lead and zinc ores and mixtures of oxides, ores in which the lead content approximately corresponds to that of zinc or even exceeds it. such as, for example, Tsumeb minerals in South West Africa. One has already, in order to separate lead from zinc in complex sulphide ores and also in mixtures of oxides, made numerous proposals according to which chlorination and elimination of lead are most often carried out by a sintering operation and / volatilization, these
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proposals may be suitable for ores with very low lead and predominantly zinc content;
but in ores which contain about equal amounts of lead and zinc, or which contain even more lead than zinc, these propositions are not suitable because too much zinc volatilizes or else the substantially complete volatilization of lead does not. is not uu all economical or even becomes impossible.
The problem at the basis of the invention and which relates to the separation of the constituents of the lead and zinc grooves of the aforementioned nature into their constituents, is made even more difficult because these ores have a significant copper content and, above all , a silver content that requires taking advantage of these metals. this problem is now solved by the method, object of the invention, which consists of a series of phases described below.
When the ores are present, in the sulphide state, they are first roasted to remove most of the sulfur, but -The roasting should be carried out at a temperature of about 700 to 800 only and, preferably, also as close as possible to 700 to prevent slagging of the lead protoxide, since when such slagging occurs the subsequent volatilization of the lead is made much more difficult if not impossible. However, when mixtures of oxides are employed as the raw material for the process which is the subject of the invention, this first stage of the process becomes unnecessary.
In the second stage of the process, chlorurating agents and a considerable amount of water are added to the now largely oxidized minerals. 12 to 15% sodium chloride and 4 to 8% hydrochloric acid, calculated on the weight of the ore, and the amount of water added is 40% as chlorinating agent. around
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ae weight. Preferably, 2 to 3% of quicklime is additionally added, which converts into sulfur as it is. ae sulphates the quantity of sulfur in the form of sulphides still present and thus favors the subsequent volatilization of the lumbar.
During the third stage of the process, the ores to which chlorinating agents and water have been added are caused to set. this setting is a measure of decisive importance for the good result of the process which is the subject of the invention. It is carried out by stirring the mixture of ore and water, to which the chlorinating agents have been added, until an intimate mixture is produced having the consistency of a thick slurry. In the case of Tsumeb ores of the composition indicated below, the duration of the stirring is approximately 1 to 2 hours. one must now allow this boil to set, which occurs in leaving it to stand.
After standing for for example 12 to 36 hours, a firm cake has formed, showing that almost all of the added water has combined. Regardless of the raw materials used, this setting must always be carried out, and this can be done by adjusting the quantity and nature of the chlorinating agents as well as the quantity of water.
The material which is obtained in the third stage and which is in the form of a cake or large fragments, is subjected to heating in the fourth stage. To this end, the material is transformed into small fragments or better still into granules (approximately 5 mm.) By breaking it up and sieving it.
However, it is not necessary to grind this material into a powder. one then subjects the material to heating during which however neither volatilization nor sintering can take place, one -heating mostly to about 750 - it is only towards the end that the temperature is raised up to 900 to 950. for this heating internally heated rotary tube furnaces are best suited, and the first
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A further step in the process can also be carried out with the greatest advantage in such a furnace because this allows the complete use of the value generated by the sulfur of the sulphide, without the slagging of the lead occurring.
since any sintering should be avoided also during the second heating of the ores, it is advantageous not to introduce the material in the too fine grain state or in the p ulverulent state in the furnace.
In this last stage of the process, virtually all of the lead now volatilizes, while zinc only passes through in quantities that can be neglected. Along with the lead, most of the copper and almost all of the silver is driven out. There remains, as residue, zinc containing 1% and at most 3% lead, the sine of this composition being capable of being processed for the production of leaded zinc slurry and of being sold as such.
The separated lead, which contains copper and silver, is broken down into its constituents by one of the known processes, preferably by a wet metallurgical process, first the lead and the silver are separated from it, which form a lead that is processed and from which the silver is extracted. an extract the copper in the form of carburizing copper or electrolytic copper.
Example of realization n 1.
A crude ore of the following composition was processed:
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<tb> Cu <SEP> 4.74%
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<tb> Pb <SEP> 19, <SEP> 80%
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<tb> Zn <SEP> 20, <SEP> 90%
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After the oxidate roasting: the material had the following composition
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To this material was added, as described above, chlorinating agents, allowed to set, and heated. A residue of:
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<tb> cu <SEP> 1.72%
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<tb> Pb <SEP> 0.90%
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<tb> Zn <SEP> 28.20%
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<tb> Ag <SEP> 3 <SEP> g. <SEP> per <SEP> ton
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<tb> S <SEP> total <SEP> 4.58%.
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The process which is the subject of the invention therefore allows a practically complete separation of the lead from the zinc, the extraction of almost all the silver contained in the ore and of the major part of the copper, which was not not economically possible by any of the heretofore known methods.
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Exenrole of realization no 2.
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------------------------------------------- Raw ore After g1 'illage, oxidant AlDrès rillage chlorinating r. ¯¯ ¯, .¯ ¯¯ ..¯w¯¯¯¯¯¯¯¯¯¯¯¯¯¯¯ ¯..¯¯¯¯¯¯¯..¯¯¯¯¯¯¯¯¯¯¯¯ ¯¯..¯¯¯¯¯..¯¯ Cu 2aô 6 4'c 8., e 16 "Pb 34.25% 34, 0 '; 0 3 e (jeo I22' 'l, 80C' / 2 3 eu 0.1;
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<tb> Ag <SEP> 80 <SEP> g.per <SEP> ton <SEP> 80 <SEP> g. <SEP> per, <SEP> ton <SEP> 3 <SEP> g. <SEP> per <SEP> ton ,.
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CLAIMS.
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