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En général, les minerais de plomb sont traités au four à cuve. la charge étant maintenue avec une teneur en plomb ne dépassant pas 40% car autrement la perméabilité au gaz de la charge serait trop faible et le courant d'air passant dans le four rencontrerait une trop grande résistance ce qui ralentirait trop ou même arrêterait la réaction. Comme les concen- trés de flottation à grain fin dont on dispose actuellement ont une teneur en plomb allant jusqu'à 80 %, ceux-ci sont dilués à une teneur en plomb de
40% avant de les mettre dans le four, en général par incorporation de sco- ries et d'additions contenant des silicates ou de la chaux. Cette quantité diluée est mise sous forme de morceaux avant la concrétion.
Outre qu'il n'est pas techniquement avantageux de.diminuer une concentration après l'avoir déjà enlevée, d'influer par suite défavorablement sur l'encombrement et l'économie, de provoquer enfin une production de scories très élevée, la concrétion préalable nécessite des appareils supplémentaires avec frais d'amortissement et de fonctionnement correspondants.
On peut remédier partiellement à cet inconvénient en décompo- sant en plomb et anhydride sulfureux des minerais ou des concentrés de plomb riches par insufflation d'air sur des foyers Newman ou des installations
Schlippenbach d'après la réaction de grillage connue. Dans ce procédé la production moyenne du plomb est cependant au maximum de 80 %. Le restant doit être traité d'après le procédé décrit plus haut dans une installation de concrétion et au four à cuve.
Bien que ce procédé représente d'après soi un certain progrès par rapport au traitement au four à cuve il ne permet. cependant pas, de supprimer complètement le four à cuve et l'installation de concrétiono Outre la circulation très ramifiée de la matière, les charges en personnel de ce procédé sont relativement élevées et le personnel de service est fortement soumis à l'action des poussières.
On a encore proposé de traiter des minerais ou des concentrés de plomb riches en fondant le minerai avec de la soude, du charbon et de l'oxyde de fer dans des fours à réverbère à environ 1000 à 1200 , le soufre combiné au plomb étant fixé par la soude et l'oxyde de fer. On a encore proposé de remplacer une partie de la soude par NaCl ou autres sels de sodium. Ce procédé permet de travailler les concentrés même les plus riches sans concrétion préalable, il nécessite cependant des quantités sensibles de chaleur car la transmission de chaleur à l'intérieur d'une matière en grains au repos, comme cela a lieu exclusivement dans un four à réverbère. est, ainsi qu'on le sait, très mauvaiseo En outre, la phase sulfure fusible qui se forme après la fusion contient des quantités sensibles de plomb.
En opérant longtemps la phase sulfure s'appauvrit progressivement en plomb. cependant les durées de séjour qui seraient nécessaires pour extraire complètement le plomb de la phase sulfure ne sont pas admissibles économiquement. En effet les frais de chauffage seraient trop élevés, et en outre, le plomb métallique et le sulfure de plomb sont déjà volatils à cette température élevée, ce qui, pour un long traitement entraînerait des pertes en plomb. Après achèvement de l'opération, la phase sulfure est constituée surtout par du Na2S et du FeS. Ces matières sont susceptibles de dissoudre la gangue du minerai de sorte que l'on obtient un plomb métallique relativement pur. On n'obtient pas dans les procédés décrits jusqu'ici en une seule opération, la séparation du minerai d'avec les métaux l'accompagnant tels que le cuivre, l'arsenic et métaux analogues.
La présente invention est relative à un procédé permettant de traiter immédiatement même les concentrés les plus riches pour donner du plomb métallique avec séparation simultanée des métaux d'accompagnement sans qu'il soit nécessaire d'avoir des installations d'agglomération et de nettoyage du gaz. Il ne se produit pratiquement pas de perte de poussière ou de perte par évaporation du plomb ou du sulfure de plomb et la consommation de chaleur est sensiblement plus faible que dans les procédés décrits plus haut.
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Le procédé consiste essentiellement en ce que l'on fait fondre le minerai ou le concentré de plomb avec de la soude et du charbon dans un four tambour à des températures de 700 à 1000 , éventuellement une partie de la soude étant remplacée par du NaCl ou d'autres sels de sodium. La tem- pérature à utiliser dépend de la composition du minerai et elle est d'autant plus élevée qu'est élevée la teneur en gangue difficilement fusible, elle est, cependant, dans tous les cas, sensiblement inférieure à celle de tous les autres procédés décrits plus haut. On peut indiquer à peu près que la température est d'environ 200 plus faible que celle qui serait nécessaire pour effectuer cette réaction dans des fours à réverbère fixes.
Du fait de la plus basse température on évite dans une grande mesure une vaporisa- tion du plomb ou du sulfure de plomb car la bonne transmission de chaleur permet d'avoir une courte durée de charge et on ne peut plus déceler de per- tes en service par vaporisation. Le progrès le plus important obtenu par le procédé de l'invention consiste cependant en ce que la phase sulfure est dès le début pratiquement débarrassée du plomb de sorte qu'il n'est pas né- cessaire de traiter spécialement cette phase pour en extraire le plomb et que la totalité du plomb contenu dans la charge peut être obtenue directement très pur en une opération.
Un autre avantage essentiel du procédé consiste en ce qu'il est possible d'obtenir ureséparation du plomb d'avec les métaux d'accompa- gnement en une seule opération. On a, en effet, trouvé que la soude ne fixe que le S associé au plomb, mais pas le soufre associé à Ou ou à As. Le cui- vre et l'arsenic passent par suite dans la phase sulfure et on obtient dans la phase métallique un plomb ne contenant pas ces métaux.
Par contre, l'an- timoine et les métaux précieux restent dans le plomb et on peut les en sé- parer au moyen des procédés habituels de raffinage lorsque l'on ne préfère pas obtenir directement du plomb dur, c'est-à-dire laisser l'antimoine dans le plomb Les métaux précieux ne sont par suite, pas perdus dans la phase . sulfure dont le traitement ne paye en général que pour des teneurs élevées en cuivreo
En outre, le bismuth éventuellement présent, qui ainsi qu'on le sait. constitue l'impureté la plus nuisible car on ne peut l'enlever qu'à grand'peine par raffinage, passe également, pour la plus grande partie, dans la phase sulfure de sorte que pour des teneurs en bismuth qui ne sont pas trop élevées, on peut obtenir en une seule opération, un plomb avec une teneur en bismuth encore admissible.
On peut encore obtenir une autre économie de la dépense de chaleur d'environ 20% en utilisant un four tambour court, c'est-à-dire un four tournant avec flamme en retour dont la longueur inférieure n'est pas sensiblement plus grande que son diamètre intérieur.
Une variante du procédé consiste en ce que la matière première finement divisée est granulée avant d'être mise dans le four tournant et pour cela on a constaté qu'il était avantageux d'effectuer cette granulation avec de l'eau chaude à environ 50 à 70 . Grâce à cela, on a une diminution sensible de la durée de séjour de la charge car le four peut être mis en ro- tation immédiatement après le chargement de sorte qu'on peut utiliser à plein l'avantage de la bonne transmission de chaleur par rapport au four fi- xe. non seulement pendant une partie, mais .encore pendant toute la durée de fonctionnement. En outre, le mélange intime des éléments de la réaction agit favorablement sur la durée de la réaction de la sorte naturellement , la consommation de combustible diminue encore, et en fait de 20 à 30 %.
On peut réduire aussi la durée de l'alimentation par l'angle de talus plus fa- vorable des granules et éviter la perte des poussières. Finalement, cette façon de procéder permet également de réaliser une certaine économie en pro- duits chimiques car le mélange intime des constituants permet une utilisa- tion sans résidu des produits chimiques ajoutés. La perte par poussière est réduite à un minimum que l'on ne peut plus déceler en service. De même na- turellement. il ne se produit pas de perte de plomb dans les gaz d'échappe-
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ment.,
REVENDICATIONS.
Procédé de traitement de matières premières sulfureuses riches en plomb par fusion avec de la soude, du charbon et éventuellement de l'oxyde de fer. caractérisé par les points suivants pris isolément ou en combinaison :
1) La fusion se fait dans un four tambour à flamme à des températures inférieures à celles qui sont nécessaires pour la fusion dans un four à réverbère fixe. de préférence à 700 - 10000.
2) La quantité de matières premières riches en plomb est mise sous forme de granule avec la soude. le charbon et éventuellement l'oxyde de fer au moyen d'eau chaude dont la température est de préférence de 60 - 70 avant d'être envoyée dans le four tambour.
3) On utilise pour la fusion un four tambour court de préférence à axe horizontal, dont la longueur utile n'est sensiblement pas plus grande que son diamètre intérieur.
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Generally, lead ores are treated in a shaft furnace. the charge being maintained with a lead content not exceeding 40% because otherwise the gas permeability of the charge would be too low and the air current passing through the furnace would encounter too much resistance which would slow down too much or even stop the reaction . As the fine-grained flotation concentrates currently available have a lead content of up to 80%, these are diluted to a lead content of.
40% before putting them in the oven, generally by incorporation of slag and additions containing silicates or lime. This diluted quantity is put in the form of pieces before concretion.
In addition to the fact that it is not technically advantageous to decrease a concentration after having already removed it, to influence consequently unfavorably on the size and the economy, to finally cause a very high production of slag, the preliminary concretion requires additional devices with corresponding depreciation and operating costs.
This drawback can be partially overcome by decomposing into lead and sulfur dioxide in ores or rich lead concentrates by blowing air into Newman fireplaces or installations.
Schlippenbach from the known roasting reaction. In this process, however, the average production of lead is at most 80%. The remainder must be treated according to the process described above in a concretion plant and in a shaft furnace.
Although this process in itself represents a certain advance over the tank furnace treatment it does not allow. however not to completely eliminate the shaft furnace and the concretion installation. In addition to the very branched circulation of the material, the personnel costs of this process are relatively high and the service personnel are strongly subjected to the action of dust.
It has further been proposed to treat rich lead ores or concentrates by smelting the ore with soda, coal and iron oxide in reverberatory furnaces at around 1000 to 1200, with sulfur combined with lead fixed by soda and iron oxide. It has also been proposed to replace part of the sodium hydroxide with NaCl or other sodium salts. This process makes it possible to work even the richest concentrates without prior concretion; however, it requires significant amounts of heat because the transmission of heat inside a grain material at rest, as occurs exclusively in a kiln. street lamp. is, as is known, very bad. In addition, the fusible sulphide phase which forms after melting contains substantial amounts of lead.
By operating for a long time, the sulphide phase gradually becomes depleted of lead. however, the residence times which would be necessary to completely extract the lead from the sulphide phase are not economically acceptable. In fact, the heating costs would be too high, and in addition, the metallic lead and the lead sulphide are already volatile at this high temperature, which, for a long treatment, would lead to losses of lead. After completion of the operation, the sulphide phase consists mainly of Na2S and FeS. These materials are capable of dissolving the gangue of the ore so that a relatively pure metallic lead is obtained. In the processes described heretofore in a single operation, the separation of the ore from the accompanying metals such as copper, arsenic and the like is not achieved.
The present invention relates to a process making it possible to immediately treat even the richest concentrates to give metallic lead with simultaneous separation of the accompanying metals without it being necessary to have agglomeration and gas cleaning installations. . Virtually no dust loss or evaporative loss of lead or lead sulphide occurs and the heat consumption is significantly lower than in the processes described above.
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The process essentially consists of melting the ore or lead concentrate with soda and coal in a drum furnace at temperatures of 700 to 1000, optionally part of the soda being replaced by NaCl or other sodium salts. The temperature to be used depends on the composition of the ore and the higher the content of hard-to-melt gangue, it is, however, in all cases, appreciably lower than that of all the other processes. described above. Roughly, the temperature can be said to be about 200 cooler than that which would be required to carry out this reaction in stationary reverberant furnaces.
Due to the lower temperature, vaporization of lead or lead sulphide is to a great extent avoided because the good heat transmission allows for a short charging time and no further losses can be detected. spray service. The most important progress obtained by the process of the invention, however, consists in that the sulphide phase is from the start practically free of lead so that it is not necessary to specially treat this phase in order to extract the lead therefrom. lead and that all of the lead contained in the charge can be obtained directly very pure in one operation.
Another essential advantage of the process is that it is possible to obtain a separation of lead from the accompanying metals in a single operation. We have, in fact, found that soda only fixes the S associated with lead, but not the sulfur associated with Ou or As. Copper and arsenic subsequently pass into the sulphide phase and we obtain metal phase a lead not containing these metals.
On the other hand, the antimony and the precious metals remain in the lead and can be separated from it by means of the usual refining processes when it is not preferable to obtain hard lead directly, that is to say. say leave the antimony in the lead Precious metals are therefore not lost in the phase. sulphide whose treatment generally pays only for high copper contents
In addition, any bismuth present, which as is known. constitutes the most harmful impurity because it can only be removed with great difficulty by refining, also passes, for the most part, in the sulphide phase so that for bismuth contents which are not too high , we can obtain in a single operation, a lead with a bismuth content still admissible.
A further saving in heat expenditure of about 20% can still be obtained by using a short drum kiln, that is to say a rotary kiln with return flame, the lower length of which is not significantly greater than its inside diameter.
A variant of the process consists in that the finely divided raw material is granulated before being put into the rotary kiln and for this it has been found that it is advantageous to carry out this granulation with hot water at about 50 to 70. Thanks to this, there is a noticeable reduction in the residence time of the load because the furnace can be rotated immediately after loading so that the advantage of the good heat transfer by the heat can be fully utilized. relative to the fixed oven. not only for one game, but for the entire period of operation. In addition, the intimate mixing of the reaction elements acts favorably on the reaction time so naturally the fuel consumption decreases further, and in fact by 20 to 30%.
The feeding time can also be reduced by the more favorable slope angle of the granules and the loss of dust can be avoided. Finally, this procedure also makes it possible to achieve a certain saving in chemicals because the intimate mixture of the constituents allows a residue-free use of the chemicals added. Dust loss is reduced to a minimum that can no longer be detected in service. Likewise, of course. there is no loss of lead in the exhaust gases.
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is lying.,
CLAIMS.
Process for the treatment of sulphurous raw materials rich in lead by fusion with soda, coal and possibly iron oxide. characterized by the following points taken singly or in combination:
1) Melting takes place in a flame drum furnace at temperatures lower than those required for melting in a fixed reverberation furnace. preferably 700 - 10,000.
2) The quantity of raw materials rich in lead is put in the form of granule with the soda. coal and optionally iron oxide by means of hot water, the temperature of which is preferably 60 - 70 before being sent to the drum furnace.
3) A short drum furnace preferably with a horizontal axis is used for melting, the useful length of which is not substantially greater than its internal diameter.
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