<Desc/Clms Page number 1>
,PROCEDE DE FUSION'DES MINERAIS ZINCIFERES.
La présente invention concerne la fusion des minerais zincifères et plus particulièrement, la fusion de ces minerais au four électrique.
La.. 'fusion du zinc dans le four électrique offre un grand intérêt en raison de la simplicité de la préparation de la charge et de la conduite du four, en comparaison avec les procédés de fusion des minerais de zinc ac- tuellement appliqués. Antérieurement à la présente invention il a été propo- sé pour la fusion des minerais zincifères au four électrique de nombreux pro- cédés dans lesquels une charge sèche du minerai et de la matière réductrice est fondue, ce qui effectue la mise en liberté de vapeurs de zinc métallique, mais;
. à la connaissance de la Demanderesse., aucune opération de ce genre n'a été jusque ici réalisée industriellement, La conclusion à laquelle sont arri- vés tous les chercheurs qui ont tenté de réaliser les procédés ainsi propo- sés antérieurement, est que la teneur relativement élevée en poussières et la teneur élevée en anhydride carbonique des gaz chargés de vapeur de zinc qui sont produits dans un four électrique s'opposent à la condensation pratique- ment satisfaisante de la vapeur de zinc en métal fondu.
Il semble que la vo- latilisation de la vapeur de zinc s'accompagne de celle de certaines impure- tés qui se solidifient de nouveau dans l'atmosphère du four en formant des poussières dans le foura Ces particules de poussières peuvent se comporter à la façon de noyaux pour la condensation et la solidification de la vapeur de zinc sous forme de petites particules constituant ce qu'on peut appeler: une "poudre bleue physique".
Les petites particules d'impuretés donnant naissance à des poussières, et qui sont principalement composées d'oxydes métalliques, paraissent agir comme catalyseur de dissociation de l'oxyde de carbone que contiennent les gaz du four., pour donner de l'anhydride carbonique et du car- bone, lorsque ]±température des gaz tombe à environ 900 C et au.-dessous, L'anhydride carbonique résultant est un codant énergique de la vapeur de zinc et son action sur-cette vapeur que les gaz du four, au moment où ceux-ci sont refroidis dans un condenseur de zinc, est de produire une pou- dre bleue chimique ainsi que des dépôts solides d'oxydes qui obstruent rapi- dement le condenseur.
Indépendamment du point de savoir quelle est celle de
<Desc/Clms Page number 2>
ces deux actions qui est la cause de la formation excessive de poudre bleue, le fait demeure que des conditions du four favorables à la volatilisation des impuretés aboutissent à la production de quantités prohibitives de pou- dre bleue.
Or, la Demanderesse a découvert qu'il est possible de fondre des minerais zincifères oxydés ou suroxydés au four électrique en produisant une vapeur de zinc en principe exempte d'impuretés volatilisées génératrices de poussières. Elle a découvert que ce résultat ne peut être obtenu que par le réglage d'une combinaison de conditions de fusion. Ces conditions de fusion critiques résident dans une relation importante entre la composition de la charge et la manière dont la fusion est effectuée. Le réglage de ces condi- tions critiques rend possible la fusion d'un minerai zincifère avec une ma- tière réductrice carbonée au four électrique et la production conséquente d'une vapeur de zinc métallique en principe exempte d'impuretés génératrices de poussières, d'une part, et d'un laitier fondu sensiblement exempt de zinc, d'autre part.
Le présent procédé de fusion consiste à charger le minerai zin- cifère, et la matière réductrice carbonée solide dans le four, à l'état divi- sé et sec,à faire en sorte que la composition de la charge contienne une proportion d'oxyde de fer suffisante pour assurer, par réduction partielle de cet oxyde, une masse- de fer fondu située au-dessous dudit laitier, et que le laitier fondu contienne lui-même au moins 1,5 % en poids d'oxyde de fer (calculé comme Fe);
à établir entre la proportion de matière réductrice et la proportion des constituants à base d'oxyde de zinc et d'oxyde de fer dé la charge, une relation telle que tout l'oxyde de zinc du minerai soit ré- duit en zinc métallique mais que l'oxyde de fer que contient la charge ne soit réduit qu'à un degré tel qu'il reste dans le laitier au moins 1,5 %, et au plus 6 %, en poids, d'oxyde de fer (calculé comme Fe); et à fondre la charge à la surface du laitier fondu à une température ne dépassant pas 14500C.
Le maintien de la température de fusion à une valeur relativement basse (n'ex- cédant pas 1450 C) dans le four électrique, conformément à l'invention, est rendu possible par le réglage de la conduite du chauffage de la charge du four,par le réglage de la fluidité du laitier dans lequel la chaleur du four est concentrée et en utilisant la charge fraîche pour absorber la chaleur de manière à contribuer à empêcher la température de fusion de dépasser 1450 C environ.
Le procédé de fusion qui fait l'objet de l'invention est applica- ble à tout minerai zincifère oxydé, soit à l'état oxydé dans la nature, soit qu'il ait été obtenu par grillage d'une blende. La Demanderesse a fondu avec succès des minerais types dont les' teneurs en zinc variaient d'un extrême à 1-'autre. Par exemple, elle a fondu des minerais et condensé de la vapeur de zinc métallique avec des rendements dépassant 85 %;
en les- fondant les mine- rais et mélanges de minerais étaient les suivantsminerai de Sterling Hill calciné, d'une teneur en zinc de 20 %, un mélange de minerais frittés de Bu- chans River et de New Calumet avec un minerai brut de Sterling Hill calciné, mélange dont la teneur en zinc résultante était de 30 %, un mélange fritté de minerais de Buchans River et de New Calumet et de résidus de minerais non calcinés contenant 60 % de zinc, et un mélange de minerais Avalos, Paragsha ayant été soumis à un grillage direct et de résidus de minerais titrant 67,5% de zinc.
Le laitier obtenu par la fusion de ceux des minerais pauvres ci- dessus ne contenait à sa sortie du four que 0,1 à 0,75 % de zinc., Les mine- rais plus riches ont donné par fusion un laitier contenant environ 0,5 à 1,5% de zinc. Le reste de la teneur en zinc de chacune des charges en avait été séparé sous forme d'une vapeur de zinc métallique et recueilli. Le plomb et le cadmium présents dans le minerai ont été entraînés par la vapeur de zinc à raison de 97 à 98 % de la teneur totale de la charge en ces élémentsOn n'a décelé dans le zinc métallique condensé que 0,02 à 0,3 % seulement de fer, cette teneur en fer du zinc dépendant des teneurs en fer et en zinc du minerai.
La totalité du cuivre présent dans le minerai a été- virtuellement ré- duite et concentrée dans le fer produit dans l'opération de fusion. La plus grande partie de la teneur en argent et en or de la charge de minerai se re-
<Desc/Clms Page number 3>
trouve dans le fer, la portion restante ayant été retrouvée dans le zinc mé- tallique condensé. Lorsque le minerai contient du manganèse, comme c'est le
EMI3.1
cas du minerai Sterling Hill, la majeure partie de ce manganèse reste dans le laitier,, la portion restante se retrouvant dans le fer.
Par conséquent, à l'exception du manganèse lorsque cet élément est présent dans le minerai zin- cifère fondu conformément à l'invention, tous les constituants précieux du Binerai sont recueillis soit dans le zinc métallique condensée soit dans la fonte de fer formée.
En général, les minerais zincifères suroxydés sont composés de zinc, de cadmium,, de plomb, de cuivred'argent et de èt, en principe sous forme d'oxydes qui- sont facilement réductibles par la matière carbonée à des
EMI3.2
températures de 1-'ordre de nOo...140000, ainsi que d'oxydes de calcium, de ma- gnésium et de silicium qui sont difficilement réductibles dans ces conditions.
Des températures de- fusion de l'ordre de 7.007J.00 G peuvent facilement être obtenues au four électrique. Toutefois, pour qu'on puisse chauffer la masse entière d'une charge de fusion à une température de cet ordre au four électri- que, il faut, et ceci est une des caractéristiques de l'opération de chauffa- ge, qu'une portion importante de la charge soit portée à une température net- tement plus élevée. La Demanderesse a constaté que, lorsqu'une portion d'une charge provenant de la réduction d'un minerai zincifère suroxydé est portée
EMI3.3
à une température nettement supérieure à 1450G, un ou plusieurs des consti- tuants de-la gangue { chaux, magnésie et silice) ont une tendance prononcée à se volatiliser.
La volatilisation de ces constituants de la- gangue dans une portion relativement chaude de la charge, est suivie d'une solidification des vapeurs dans- une partieplus froide du four, et les- matières solidifiées appa- raissent ultérieurement dans l'atmosphère du four soue forme- de particules de poussière. Il semble que ces- particules soient celles qui indiquent que les conditions régnant dans le four favorisent la formation de quantités excessi- ves de poudre bleue physique et chimique quand les gaz de fusion contenant de la vapeur de zinc sont refroidis pour produire la condensation du zinc.
EMI3.4
La Demanderesse a découvert qu.1on peut établir des températures de fusion ne- dépassant pas 1450C dans une charge zincifère contenue dans un four électrique, lorsque. cette, charge est chauffée- essentiellement, sinon à peu près- exclusivement, par contact avec le laitier chaud qui se- forme au
EMI3.5
cours de l'opération de fusion et dont la température ne peut dépasser 1450 C lorsqu'on la mesure au moment où le laitier est coulé hors du four, C-'est ain- si que la Demanderesse a constaté qu'il est possible de fondre efficacement une charge zincifère- pendant que cette charge, sous forme d'une masse libre
EMI3.6
de particules séparées, flotte à la surface d un, laitier qui est maintenu flui- de à- des températures d'au moins 11000C environ.
La fusion semble se produis dans le interface entre le laitier et la, portion sous-jacente de la masse flot- tante de charge zincifère. La fusion est une opération endothermique, et il
EMI3.7
en résulte que la charge fraîche possède à un degré élevé le pouvoir dlemprun- ter de la chaleur à la surface du laitier, à la fois par contact et par 1 8 ef- fet d'un rayonnement virtuellement obscur. Cette chaleur empruntée au laitier a pour effet de régler la température de cette portion du laitier qui est en contact avec la charge fraîche et rend. possible le maintien de conditions de
EMI3.8
fusion telles que la température n" excède pas le maximum de 1450 0 du laitier.
Au cours de cette opération de fusion les oxydes de zinc, de cadrrd.am, de plomb,, de cuivre et d-largent sont réduits facilement. Il est évident qu'à mesure que la proportion de ces métaux à l'état non réduit dans la por- tion de la charge en contact avec le laitier fluide diminue, la capacité de la charge d' absorber dé la chaleur au -laitier,, et par conséquent de régler la température de ce dernier, diminue également., Par conséquent, à mesure que le degré de rédaction du zinc et des autres métaux facilement réductibles se -rap-
EMI3.9
proche de celui correspondant à une réduction complète, le reste, qui ne s.
plus aucune capacité deabsorp-bion de chaleur, se surchauffe, et il en résulte une volatilisation des constituants du minerai donnant naissance à des poussières.
Toutefois la Demanderesse a découvert que, en comparaison avec les autres constituants facilement réductibles du minerai zincifère, la réduction de l'o-
EMI3.10
xyde de--ter- est un peu plus difficile. C -1 est ainsi quelle a constaté que, si
<Desc/Clms Page number 4>
la charge à fondre contient une quantité suffisante d'oxyde de fer, la quan- tité totale de zinc que contient la charge peut avoir été réduite alors qu'il reste encore un peu d'oxyde de fer à l'état non réduit.
La présence d'oxyde de fer non réduit et de carbone dans la charge, alors que la teneur de la charge en zinc réductible est sur le point d'atteindre zéro 4 pour effet de maintenir dans la charge un mélange réductible (oxyde de fer et carbone) qui est suffisamment capable d'absorber la chaleur, par l'effet de sa réduction endothermique., pour jouer le rôle du composé de zinc réductible et de régler la température de fusion. On se rend compte qu'il faut, pour que l'oxyde de
EMI4.1
fer puisse jouer ce ro'"1.e, qu'une- certaine proportion de cet oxyde ait été réellement réduite en donnant une production correspondante de fer métalli- que.
La Demanderesse a découvert que si le minerai zincifère introduit dans le four électrique est accompagné d'une quantité suffisante d'oxyde de fer pour que, en tenant compte- des proportions du carbone et des antres métaux facilement réductibles que contient le minerai, la réduction partielle de cet oxyde de fer donne du fer métallique, tout en laissant à l'état non ré- duit au moins 1,5 % d'oxyde de fer (calculé comme Fe) en poids de la compo- sition du laitier dans lequel se dissout cet oxyde, on pourra réduire vir- tuellement la totalité du composé de zinc du minerai pour produire un laitier
EMI4.2
sensiblement bsempt de zinc et une vapeur de zinc métallique sensiblement . exempte d'impuretés génératrices de poussières.
La Demanderesse a en outre constaté que, lorsque tout le composé de zinc du minerai a été réduite la
EMI4.3
totalité du cadmimmil du plomb, du cuivre et de l'argent du minerai a aussi été pratiquement réduite.
La production d'une masse de fer métallique conformément à l'in- vention nécessite un réglage supplémentaire de la quantité d'oxyde de fer non réduit restant dans le laitier. Le fer métallique formé par réduction de l'o- xyde de fer est suffisamment acide de carbone pour le recueillir, au fur et à mesure qu'il se produit dans la zone de fusion, en quantité propre à por-
EMI4.4
ter le fer fondu aux températures de l150-1450oc régnant dans la zone de fu- siono Comme le fer métallique est plus lourd que le-laitier,, il descend au fond du four et s'y accumule.
Comme l'apport de chaleur-au four est effec- tué par l'intermédiaire du laitier dans-le présent procédé-, la température qui- règne dans- la portion inférieure du four, au-dessous du laitier, est gé- néralement un peu plus- basse que celle du laitier lui-même. Pour rendre pos- sible un fonctionnement continu du four, il faut que le fer métallique soit maintenu à un état fondu susceptible d'être évacué du four pendant que la fu-
EMI4.5
sion se poursuit à une température n'excédant pas J.:50. G Le fer possède un point de fusion inférieur à 145Qoc s'il contient au moins 1,5 à 2 % de car- bone et, si le laitier qui surnage n'est pas exagérément suroxydé, le fer sera automatiquement carburé dans la mesure nécessaire par la matière carbonée présente dans la charge.
La Demanderesse a constaté que les laitiers qui con-
EMI4.6
tiennent plus d'environ 6 % d'oxyde, de fer. ( calculé comme Fe) sont si suroxy- dés qu'ils font obstacle à la carburation du fer dans la mesure voulue. Dans l'autre cas extrême, la masse- de fer produite contiendra environ 4 % de car-
EMI4.7
bone et sera fondu à environ 1750 E si le laitier ne contient- pas plus de 1,5 % d'oxyde de fer exprimé comme Fe, en poids.
Par* conséquent, si l'on éta- blit une relation appropriée entre les constituants de la charge, comme pré- cédemment décrit, de manière à produire un laitier qui non seulement contien- ne- au moins 1,5 % de fer sous forme d'oxyde, mais n'en contienne pas non plus une proportion supérieure à environ 6 %, on sera sur de produire une masse de
EMI4.8
fer fondu tout en maintenant une température de fusion n'excédant pas-1450oc" Avec cette relation des constituants de la charge,
il est possible d9 effec tuer la fusion continue d'une charge de minerai zincifère dans des conditions conformes au présent procédé-de telle sorte qu'on obtienne la réduction com- plète du zinc en même temps- qu'une vapeur de zinc métallique en principe exempte d'impuretés génératrices de poussières.
La quantité d'oxyde de fer qui doit être présente dans la charge du four ne peut pas être définie de façon analytiquement certaine,. Ainsi qu'il a été indiqué précédemment, il convient que la teneur en oxyde de fer de la charge soit au moins suffisante pour assurer la présence d'au moins 1,5 % de fer (Fe) sous forme d'oxyde de fer dans' le laitier.
De plus, la charge doit contenir suffisamment d'oxyde de fer pour que, par l'effet de la réduction de
<Desc/Clms Page number 5>
ce fer par la matière carbonée à mesure que le constituant zinc du minerai se
EMI5.1
rapproche du stade de la réduction complète, le degré d-absorption de chaleur assuré soit ce-lui qui est nécessaire pour maintenir une température de fusion
EMI5.2
inférieure à environ 1450 CnEn général, la teneur en oxyde de fer de la char- ge doit être au moins de 1-'ordre de 2 à 3 % de fer (Fe) en poids de la portion métallifère de cette charge- (C9 est-a-dire à l' exclusion du poids de la matière rédnctriae et d9un fondant supplémentaire éventuel).
Ainsi;, des minerais zio- cifères- suroxydés- qui ne contiennent pas plus que 2 à 3 % de fer peuvent être fondus efficacement par le présent procédé, sans exiger l'addition de quanti-
EMI5.3
tés supplémentaires d-oxyde de fer. Au-dessous d-une teneur en fer inférieure à environ 2 %, il conviendra d'ajouter aux minerais zincifères une quantité
EMI5.4
supplémentaire d-loyyde de fer à partir de toute source- appropriée.
Il n'exis= te pas de limites- supérieurew critiques pour la quantité d oxyde de fer qui peut être soutenue dans la charge fondue- conformément à l'invention, les seu-
EMI5.5
les limites étant celles dictées par des raisons d. économ3eg étant donné que la fusion d3une quantité exagérée d'oxyde de fer se traduit par un gaspillage d'énergie électrique et de matière réductrice.
Les matières réductrices utilement applicables pour la mise en oeuvre de 1?invention sont les matières carbonées solides dont il est couram= ment fait usage dans les opérations de métallurgie. Ainsi;, on peut avantageu- sementutiliser du-charbon et du coke-,9 de préférence sous forme de particules
EMI5.6
dont la grosseur va d8m maximm de 12'7 mm environ à celle des grains d'un poussier.
La quantité de matière carbonée utilisée pour mettre l'invention en oeuvre doit être telle qu'elle assure une réduction en principe complète
EMI5.7
à la fois de 1 oxyde- de zinc et des- quantités- relativement faibles des oxydes de plomba de cadmium, de cuivre et d'argent que contient le minerai, ainsi que celle d'une proportion de la teneur en oxyde de fer de la charge telle qu'il reste à le état non réduit dans le laitier au moins 1,5 % de fer sous forme d'oxyde de fer.
On peut régler la quantité de carbone que contient la charge en analysant le laitier de temps à autre, la proportion correcte de carbone- contenue dans la charge étant indiquée par la présence d'au moins
EMI5.8
1 % et d'au plus 6 % de fer sous forme- doxyde de fer dans le laitier.
Il importe d9 empêcher l' accumulation de quantité? excessives de carbone, d3 au- tant plus- qu'il semble-s3accumriler dans l'interface- entre le laitier fondu et la charge so-lide-, où il se comporte comme- unr isolant et fait obstacle au transfert de chaleur entre le laitier et la charge Un excès de carbone di- minue aussi'la teneur-en oxyde de- fer-du laitier à une valeur inférieure à'
EMI5.9
ly5 %fil ce qui a$ entre autres,, pour effet de rendre le laitier visqueux et, de ce fait-" d?abaisser encore Inefficacité du transfert de chaleur du laitier à la charge.
Tout obstacle ainsi apporté au transfert de chaleur favorise- le développement de températures excessives du laitier et donne lieu aux ineon=. vénients qui en découlent- et qui ont été précédemment décrits en détail.
Le maintien du constituant oxyde de fer précédemment mentionné
EMI5.10
du laitier et le maintien d:1'une température de fusion ne excédant pas 145 0 C (mesurée par la température que- possède le laitier au moment ou il est éva- cué du four) sont des ûaractél'istiques déterminantes du présent procède.
0-'est la, combinaison de ses- caractéristiques qui rend possible la fusion du minerai de manière à produire une 'vapeur de zinc métallique ne contenant tout,
EMI5.11
au plus qu'une faible quantité- non préjudiciable dj) impurebés volatilisées-- gé- nératrices de poussières,, Le constituant du zinc du minerai,de. même que les autres métaux facilement réductibles-du minerai, tendent à empêcher la fusion de la charge.
Il en résulte que le minerai a peu tendance à fondre aux tem-
EMI5.12
pératures de fusion inférieures à environ 1450oC""tant que la presque totalité de l'oxyde de zinc et des autres oxydes métalliques facilement réductibles
EMI5.13
qui absorbent la ehaleur, nea pas été séparée de la charge par l'opération de fusion.
Par conséquente a condition de maintenir une température de- fa- sion n'excédant pas 1450 09 il est possible de réaliser- la fusion du minerai pendant que celui=ci flotte à la surface de la couche de laitier fondu, avec
EMI5.14
les avantages- décrits ci-après qui en décoUlento Les constituants de la gan- gue du minorai forment, après que les métaux réductibles ont été éliminés- par
EMI5.15
fusion.}> Vn9 mélange- relativement .fusible, et ces constituants sont convertis en un laitier par 19 intermédiaire duquel s-l' effectue le chauffage de la cham
<Desc/Clms Page number 6>
EMI6.1
ge conformément à 1-linvention.
Au cours de ses recherches, la Demanderesse s'est efforcée de chauffer le four électrique de fusion par les moyens classiques du chauffage à l'arc nu et de chauffage par résistance du laitier. Aucun de ces deux mo- des opératoires n'a permis d'obtenir, la vapeur de zinc désirée à faible te-
EMI6.2
neur en impuretés volatilisées génératrice de poussires,méme lorsque le lai- tier contenait la teneur en oxyde de fer précitée. Le chauffage à l'arc nu, poussé au degré nécessaire pour chauffer la charge à une température de fu- sion, a occasionné- près de 18 arc un échauffement local si exagéré qu'il en est résulté la volatilisation de grandes quantités d'impuretés génératrices de- poussières.
La Demanderesse a alors tenté de chauffer le four principale- ment en utilisant la résistance du laitier et, à cet effet, elle a réalisé la fusion de manière à produire une couche de laitier relativement épaisse et maintenu les électrodes suffisamment immergées dans le laitier pour engen- drer un courant de chauffage régulier, celui-ci étant une indication de l'ab- sence à peu près complète d'are. On a constaté que la fusion de la charge fraîche au voisinage de la surface du laitier absorbe de la chaleur dans une mesure telle-, en comparaison avec la quantité de chaleur fournie au laitier par le chauffage par effet de la résistance de ce laitier, que la surface de la couche de laitier était brusquement refroidie.
Lorsque ce refroidissement
EMI6.3
se produzsait, la- résistance du laitier relativement froid augmentait, en obli- geant de ce fait le courant à passer uniquement à travers -la portion la plus. basse., relativement chaude, de- la couche de laitier, suivant une voie qui com-
EMI6.4
prenait la couche de fer fondu. Il en est résulté rapidement une solidiìca- tion de la surface de 1 couche de laitier et 15li4possibilité pratique de fon- dre une nouvelle addition de charge.
Le Demanderesse a découvert qu'il n'est possible d'effectuer une fusion satisfaisante des minerais zincifères au four électrique que par une combinaison du chauffage à l'arc submerge et du chauffage par résistance du laitier. Quel que soit le nombre des- électrodes utilisées' ou leur mode de con- nexion électrique, la profondeur d'immersion de chacune d'elles doit être telle que la résistance calculée offerte à l'arc périphérique soit comprise
EMI6.5
entre O08 et 0.,32 ohms - centimètre et de préférence entre 0,12'-et 0,24 ohms - centimètre. Le rapport de la chute de tension qui se produit dans une élec- trode au courant passant dans cette électrode est appelé "résistance de l'are
EMI6.6
d'électrode".
Le produit mathématique de cette résistance calculée et de la périphérie de 1-'électrode est la résistance périphérique de 1-'électrode expri- mée en ohms - centimètre. Pour déterminer cette résistance périphérique en vue de satisfaire à la prescription précitée,, il faut que la périphérie soit calculée à partir du diamètre initial de l'électrode avant que celle-ci ait subi une corrosion ou une attaque à l'intérieur du four.
La Demanderesse a
EMI6.7
découvert que, lorsque la tension de l'électrode et son degré d'imme ion dans le laitier (et par suite l'intensité du courant) sont convenablement choisis. par rapport au diamètre de 1-'électrode pour établie et maintenir une résistan-
EMI6.8
ce périphérique comprise entre les limites précitées de 08Q et Og3 ohms-cen- timètre à chaque électrode,
la multiplicité de petits arcs qui en résulte au- tour de P électrode assure le chauffage efficace du laitier sans occasionner une volatilisation appréciable des constituants du laitier ou de la charge qui donnent naissance aux poussières. Ges petits arcs différent d'un arc nu en ce qu'ils fournissent une quantité de chaleur relativement faible qui est
EMI6.9
bien répartie dans toutes 3as directions dans le laitier enveloppant la portion submergée de 1-1 électrode. Cet apport de chaleur au laitier contribue à main- tenir la partie supérieure de sa couche à une température de fluidification et assure le maintien d'un.voie pour le courant électrique- entre les électro- des à travers la partie supérieuredu
laitier. Le chauffage du laitier situé entre les électrodes qui résulte du passage du courant électrique à travers ledit laitier contribue encore à maintenir la couche de laitier à 1-' état flui- de. Par conséquent, cette combinaison d'un chauffage par un arc immergé et d'un chauffage par effet de résistance du laitier est caractérisée par la pro- duction d'une quantité de chaleur suffisante dans la partie supérieure de la
EMI6.10
couche de laitier pour satisfaire aux besoins de- chaleur de 1-opération de fu- sion endothermique sans qu'il en résulte un refroidissement et une solidifica-
<Desc/Clms Page number 7>
tion excessifs de la couche de laitier et sans occasionner un surchauffage local assez élevé pour provoquer la volatilisation des
impuretés génératrices de poussières en marne temps que la formation de vapeur de zinc. Il est évi- dent toutefois que l'effet satisfaisant de ce chauffage combiné par 1-lare immergé et par la résistance du laitier, sur la fusion de la charge, est su- bordonné au maintien d'un laitier fluide.
La Demanderesse a découvert qu'on peut facilement régler la flui- dité du laitier en réglant convenablement les constituants basiques et acides du laitier. Au cours de la fusioncomme il a été indiqué précédemment, la majeure partie du composé de fer du minerai est réduite en fer métallique., et celui-ci recueilleen outre, le cuivre, l'argent et l'or présents dans le minerai pendant que la presque totalité du constituant zinc du minerai se sépare sous forme de vapeur de zinc métallique, en entraînant le plomb et le cadmium présents dans le minerai, Il en résulte quil ne reste comme laitier que les constituants de- la gangue qui, dans le cas de la plupart des minerais zincifères, sont principalement composés de chaux et de silice.
De faibles quantités de magnésie et d'alumine sont aussi généralement présentes dans le minerai et dans les cendres de charbon et apparaissent dans le laitier sous forme d'un constituant mineur, avec la proportion d'oxyde de fer qu'on laisse à dessein dans le laitier conformément à l'invention. La Demanderesse a dé- couvert que, lorsque les quantités relatives des éléments principaux (chaux et silice) de la charge sont réglées de façon qu'on les retrouve dans le lai- tier dans un rapport compris entre 0,8 et 1,4 parties en poids de chaux par partie de silice, la fluidité du laitier aux températures comprises entre 1100-1450 C (et de préférence 1200 - 1400 C) suffit à satisfaire aux exigen- ces du présent procédé.
Il y a lieu de noter toutefois que les minerais de zinc ne contiennent généralement pas de chaux et de silice dans des rapports qui correspondent à l'échelle précitée et que, pour cette raison, il est né- cessaire que la composition de la charge soit réglée pour donner ce rapport de la chaux à la silice. On peut aisément effectuer un tel réglage et déter- miner ce rapport en ajoutant à la charge soit de la chaux, soit de la silice, ou par un mélange approprié de différents types de minerais zincifères conte- nant des quantités relatives différentes de chaux et de silice à titre de constituants de la gangue.
Le degré de fluidité du laitier joue un rôle important dans le présent procédé de fusion, ainsi qu'il a été spécifié précédemment,, L'immer- sion des électrodes dans le laitier est essentielle pour réaliser le chauf- fage par Parc immergée et la profondeur d9immersion est, dans une large me- sure, fonction de la fluidité du laitier, laquelle est à son tour déterminée par la composition du laitier.
Lorsque le laitier est caractérisé par un rap- port chaux-silice compris à l'intérieur des limites précitées, la fluidité du laitier est suffisante pour maintenir les électrodes assez immergées pour as- surer la formation autour de chaque électrode, d'un certain nombre de petits arcs bien diffusés dans toutes les parties du laitier adjacente Un degré de fluidité élevé du laitier favorise aussi une circulation thermique énergique par convection dans toutes les parties de la couche de laitier et facilite ainsi la distribution de la chaleur engendrée aux arcs immergés et dans le laitier situé entre les électrodes dans toutes les parties de la couche.
Le maintien de telles conditions de températures uniformes à 1-'intérieur de la couche de laitier contribue dans une mesure importante à l'aptitude à la fu- sion des minerais zincifères au four électrique, sans provoquer une volatili- sation exagérée des impuretés génératrices de poussières mêlées à la. vapeur de zinc dégagée.
La température relativement uniforme de la surface de la couche delaitier est mise à profit, conformément à l'invention, comme moyen de four- nir la chaleur de fusion nécessaire à la charge fraîche. A cet effet, la De- manderesse a trouvé avantageux d'introduire la charge dans le four, de pré- férence à travers la voûte du four, de manière à constituer une masse de char- ge flottant sur le laitier au voisinage des électrodes.
On peut avantageuse- ment introduire de temps- à autre une charge supplémentaire près des parois du four, de manière à constituer un talus de charge qui s'incline vers le bas et
<Desc/Clms Page number 8>
vers l'intérieur et non seulement protège les parois du four, mais assure en outre la présence d'une quantité supplémentaire de charge fraîche disponible pour absorber la chaleur du laitier. La Demanderesse a toutefois constaté que le fait d'introduire la charge uniquement près des parois latérales du four oblige à effectuer le chauffage de cette charge essentiellement par ra- diation, et que ce type de chauffage provoque le développement de tempéra- tures excessives dans le laitier, qui favorisent fâcheusement la volatilisa- tion des constituants de la charge générateurs de-poussières.
Lorsque, con- formément au présent procédé, la charge est amenée principalement à la sur- face du laitier, son chauffage est assuré presque exclusivement par la cha- leur que lui transmet le laitier. Bien que celui-ci soit chauffé par l'arc immergé et par le passage du courant électrique à travers le laitier lui- même; le surchauffage du laitier est empêché en raison du fait que la matiè- re relativement froide et réductible de la charge absorbe de la chaleur. Cet- te absorption de chaleur tend à refroidir la surface du laitier et agit ain- si comme un tampon régulateur de la température en empêchant qu'il se déve- loppe dans la charge une température de fusion supérieure à environ 14500C.
Il s'ensuit que la façon dont la charge fraîche est successivement fondue et utilisée à titre d'agent régulateur de la température, conformément à l'invention,favorise la réalisation de 1-'objet visé par cette invention,, à savoir libérer de la zone de fusion une vapeur de zinc caractérisée par l'ab- sence de toute quantité d'impuretés volatilisées susceptibles de produire des- poussières, et d'avoir un effet nuisible sur la condensation de la vapeur de zinc en métal fondu.
La condensation des gaz de fusion chargés de vapeur de zinc qui sont obtenus conformément à l'invention peut facilement être réalisée avec un haut rendement. Bien qu'on puisse effectuer une condensation efficace de la vapeur de- zinc dans des condenseurs du type à chicanes fixes tels que celui décrit dans le brevet des Etats-Unis ? 1.873.000 du 28 décembre 1948, la con- densation peut être réalisée d'une façon particulièrement avantageuse dans un condenseur du type dans lequel la vapeur de zinc est mise en contact intime avec une surface fraîchement exposée et relativement grande de zinc fondu.
Ce dernier type de condenseur est par exemple celui dans lequel les gaz chargés de vapeur de zinc sont amenés à passer à travers une pluie de zinc fondu pro- jetée sous pression dans une zone de condensation comme décrit dans les bre- vets des Etats-Unis Nos 2.457.544 à 204570551 tous en date du 28 décembre 1948 et dans le brevet belge N 487.565 du 25 février 1949, au nom de la Demande- resse. Ce dernier type de condenseur de zinc est capable de recueillir et con- denser en métal fondu toute la vapeur de zinc que contiennent les gaz de fu- sion, à l'exception de la quantité de vapeur qui correspond à la tension de vapeur que possède le zinc fondu à la température des gaz- d échappement du condenseur.
Lorsqu'on fond des minerais zincifères au four électrique, con- formément à l'invention, la température des gaz du four contenant de 1-oxyde de carbone est de beaucoup inférieure à celle qui règne dans la zone- de fusion et elle est souvent de l'ordre de 900-1000 C.Il est bien connu que l'oxyde de carbone tend à se dissocier à un. degré appréciable à environ 900 C et au- dessous, en anhydride carbonique et carbone.
L'anhydride carbonique est un oxydant énergique de la vapeur de zinc et sa présence tend à provoquer la formation de- dépôts solides d'oxydes et de poudre bleue. Toutefois, si une quantité appréciable de carbone naissant est maintenue en suspension dans les gaz du four, la présence d'anhydride carbonique dans ce four pourra être à peu près complètement supprimée. On peut obtenir une telle suspension de car-- bone à l'état naissant dans l'atmosphère du fous' en introduisant dans- cette atmosphère un hydrocarbure craquable en quantité telle que, à la température qui règne à l'intérieur de la dite atmosphère du four, cet hydrocarbure soit craqué, au sein de cette atmosphère,
en provoquant la formation d'un nuage de particules de carbone à 1-'état, naissant semblables à de la suie. On a consta- té que ces particules de carbone qui sont à la fois à il état naissant et à l'état incandescent lorsqu'elles flottent à travers les gaz du four effec- tuent d'une manière extrêmement efficace la réduction de la teneur de ces gaz en anhydride carbonique.
<Desc/Clms Page number 9>
EMI9.1
Il est nécessaire que 15hydrocarbure craquable soit introduit dans 1-'atmosphère du four pour être craqué in situ dans cette atmosphère, et non pas dans la zone de fusionoù il serait consumé préférentiellement
EMI9.2
dans 1-lopération de fusion.
On pourra par exemple introduire 1 hydrocarbure craquable, sous forme d'une huile combustible liquide, de kérozène, de gas oil ou autre, le faisant tomber goutte à goutte dans l'atmosphère du four.
Un gaz craquable permanente tel qu'un. gaz naturel, 1-acétylène,ou autre, peut aussi être introduit par un tube à l'intérieur de l'atmosphère du four.
Des résultats particulièrement efficaces ont été obtenus en introduisant l'hydrocarbure craquable sous une forme solide., par exemple sous forme du constituant volatil d'un charbon bitumineux. Si l'on remplace une partie de 1'anthracite ou du coke utilisé comme agent réducteur pour 1-'opération de fusion, par son équivalent en charbon bitumineux (sur la base de la teneur en carbone solide)., la matière volatile contenue dans le charbon bitumineux présent dans la charge flottant sur la couche de laitier fondu sera rapide- ment libérée dans 1' atmosphère du four sans avoir été consumée- à un degré
EMI9.3
appréciable dans l'opération de fusion.
La quantité dehydrocarbure craquable nécessaire à cette fin n'est pas critique, étant donné que la teneur en an- hydride carbonique des gaz du four diminue progressivement par l'introduction de quantités croissantes d'hydrocarbure craquable à l'intérieur du four.
La .seule exigence pour la forme physique de la charge utilisée pour la mise en oeuvre de l'invention, est que cette charge soit déliée et sèche. On entend ici par !déliée!! que la charge ne doit pas être introdui- te à l'état massif', par exemple sous forme d'un gros bloc aggloméré unique.
Cette charge doit être déliée de façon qu'elle tombe librement sur la sur- face du laitier fondu et s'y étale dans une mesure correspondant à 1-'angle
EMI9.4
du talus d-'éboulement des particules de la charge. En disant que la charge doit être "sécher on entend qu"elle-ne doit pas être introduite à 3.' état fondu. Une des caractéristiques essentielles du présent procédé de fusion est que la charge soit fondue sur la surface d'un laitier de four- chaud à l'état fluide, et cette condition ne peut être satisfaite que si la charge est in- troduite dans le four à l'état délié et sec, ainsi qu'il. a été mentionné plus haut.
Le degré de subdivision du constituant minerai de la charge n'est pas critique. Par exemple, la Demanderesse a chargé directement dans le four électrique, conformément à l'invention, un minerai ayant été soumis à un grillage rapide à feu poussé, minerai dont 6,6 % étaient retenus sur un ta-
EMI9.5
mis à maille de oyo74 ra dont 4?4 % étaient retenus par un second tamis à maille de. o,044 mm. et dont les $g restants passaient à travers ce second tamis. La Demanderesse a aussi fondu un minerai zincifère fritté dont les par- ticules avaient un diamètre maximom de :L2,7 mIn. On a aussi fondu avec succès un minerai zincifère brut dont les particules avaient au plus environ 6,3 mm de diamètre. En général, il est préférable de limiter la grosseur des grains ou morceaux de la charge à environ 12,7 mm de diamètre.
Abstraction faite du
EMI9.6
problème, soulevé- par les pouflsières, il n9r a pas de limites inférieures cri- tiques dans les dimensions des particules de la charge.
Bien qu'on puisse déposer séparément les constituants de la char-
EMI9.7
ge sur des parties CC:mmi1..1'les de la. surface du laitier,, il est préférable de mélanger ces constituants avant leur introduction dans le four, qu'il s'agis- se d'un simple mélange physique ou deun mélange de particules nodulisées ou autrement agglomérées, de la grosseur des briquettes de charbon ordinaires.
On peut aussi avantageusement préchauffer la charge à des températures de
EMI9.8
l'ordre de 400-8000C en conformité à la pratique courannsent adoptée dans les fours électriques. Tout préchauffeur approprié peut être appliqué à cet ef-
EMI9.9
fet, la chaleur étant fournie par une flamme dehuile ou de gaz- au par la cha- leur de combustion des gaz d'échappement provenant du condenseur de zinc.
Le procédé de fusion selon l'invention peut être illustré par l'exemple particulier suivant. On a préparé un mélange de charge composé de
EMI9.10
15 parties d'antbracitey de 2 parties de charbon bitumineux et de 6 parties de chaux à titre de fondant et provenant d'une source étrangère, pour 100 parties en poids d'un mélange de minerai comprenant des minerais frittés de Buchans River et de New Calumet et des résidus de minerais bruts formés de
<Desc/Clms Page number 10>
particules détachées de 6,2 mm de diamètre et plus fines.
L'analyse de ce mélange a donné:
EMI10.1
<tb> Zn <SEP> 60% <SEP> Ag <SEP> 110 <SEP> gr/tonne <SEP>
<tb>
<tb>
<tb> Fe <SEP> 6,6 <SEP> % <SEP> Au <SEP> 0,3 <SEP> gr/tonne
<tb>
<tb>
<tb> Pb <SEP> 3 <SEP> % <SEP> CaO <SEP> 1,3 <SEP> %
<tb>
<tb>
<tb> Cd <SEP> 0,12% <SEP> SiO2 <SEP> 4,5%
<tb>
<tb>
<tb> Cu <SEP> 0,81% <SEP> MgO <SEP> 0,44%
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> A12O3 <SEP> 1,1%
<tb>
Ce mélange de minerai, de charbon et de chaux constituant la charge contenait une proportion suffisante d'oxyde de fer et des autres con- stituants de formation de laitierpour satisfaire aux conditions opératoires du présent procédé de fusion.
On a préchauffé le mélange dans un four chauffé à l'huile, à une température de 500 0 environ, et on l'a introduità des intervalles de 6 mi nutes, successivement à travers une série de 6 orifices de chargement prati- qués prés des électrodes dans la voûte du four. Le four était du type monopha- sé d'une puissance de 500 Kw à deux électrodes-de 15 cm de diamètre et d'une construction classique. On ce fait travailler ce four sous 300 Kw en introdui- sant la charge à raison de 4 tonnes par jour.
Les deux électrodes étaient im- mergées dans la couche .de laitier à des profondeurs variables comprises entre 7,6 et 15,2 cm, la profondeur d'immersion ayant été déterminée par le degré d'immersion qu'exigent les électrodes pour assurer la marche du four avec un arc immergée ce qu'indiquait le passage d'un courant assez stable d'une inten- sité d'environ 3000 ampères sous une tension de 60 volts entre les extrémités des électrodes. On a effectué le chauffage du four par une combinaison de chauffage à l'arc immergé et de chauffage par résistance du laitier. Les gaz de fusion chargés de vapeur de zinc étaient transférés à un condenseur à dis- persion sensiblement identique à celui faisant l'objet du brevet Belge pré- cité.
En raison des méthodes appliquées de préchauffage et de charge- ment du four, ainsi que de l'ouverture occasionnelle du four et du conden- seur aux fins d'observation,. 81,5% seulement de la teneur en zinc du mine- rai introduit dans le préchauffeur ont été recueillis. L'efficacité remarqua- ble de la présente opération de fusion est indiquée d'une façon plus précise par la composition du laitier,, qui fait ressortir le degré d'extraction des oxydes métalliques réductibles de la charge.
Les analyses- du laitier composi- te produit au cours des 4 jours de fonctionnement continu comme précédemment décrit, montrent qu'il ne restait dans le laitier que 0,33% du zinc, 0,4% du plomb, moins de 0,5 % du cadmium, 1 % du cuivre;, 0,4 % de l'argent et moins de 1 % de 1-'or, tous métaux qui étaient présents dans la charge intro- duite dans le préchauffeur, le reste de ces constituants ayant été obtenu, sous une forme récupérable, dans le zinc métallique condensé et la fonte de fer obtenus. La condensation -le la vapeur de zinc a été effectuée avec un ren- dement atteignant presque 93 %, exprimé en poids de métal condensé recueilli par rapport au poids de la vapeur de zinc admise au condenseur.
La fonte de fer obtenue à l'état fondu a été évacuée-du four par intermittences et conte- nait environ 2 % de carbone. Le laitier a similairement été évacué par inter- mittences à une température d'environ 1250 C et contenait en moyenne 2,5% de fer sous forme d'oxyde de fer.
Il ressort par conséquent de la description qui précède que la présente invention offre un procédé de fusion de matières zincifères oxydées au four électrique qui présente un grand intérêt commercialo L'équipement du four électrique nécessaire est 1-'équipement classique,, et le procédé donne non seulement le-zinc métallique, mais aussi .une fonte de fer, ces deux pro- duits étant tels que les impuretés précieuses qu'ils contiennent peuvent fa- cilement être récupérées par des- méthodes ordinaires.
Dans les conditions nor- males d'un four travaillant à une échelle industrielle-, il semble qu'on ait toutes raisons d escompter un rendement de 96-97 % de Isolément zinc du mine- rai sous forme d'un zinc fondu condensé ne contenant que celles des impuretés qu'il est actuellement possible d'éliminer par une rectification ordinaire.
<Desc/Clms Page number 11>
Une extraction sensiblement complète des teneurs en plomb, cadmium, cuivre, argent et or, du minerai zincifère,, peut être réalisée conformément au pré- sent procédé, le plomb, le cadmium et une partie de 1-'argent et de l'or étant récupérés à partir du zinc métallique condensé, alors que le cuivre et la partie restante de l'argent et de l'or peuvent être récupérés à partir du fer dans-un convertisseur de cuivre ou un appareil similaire.
<Desc / Clms Page number 1>
, ZINCIFIER MINERALS FUSION PROCESS.
The present invention relates to the smelting of zinciferous ores and more particularly, the smelting of these ores in an electric furnace.
Zinc smelting in the electric furnace is of great interest because of the simplicity of charge preparation and furnace operation, compared to the zinc ore smelting processes currently applied. Prior to the present invention, for the smelting of zinc-bearing ores in an electric furnace, numerous methods have been proposed in which a dry charge of the ore and of the reducing material is melted, thereby effecting the release of vapors of metallic zinc, corn;
. To the knowledge of the Applicant., no operation of this type has hitherto been carried out industrially. The conclusion reached by all the researchers who have attempted to carry out the processes thus proposed previously, is that the content The relatively high dustiness and high carbon dioxide content of the zinc vapor laden gases which are produced in an electric furnace oppose the virtually satisfactory condensation of the zinc vapor to molten metal.
It seems that the volatilization of the zinc vapor is accompanied by that of certain impurities which solidify again in the atmosphere of the furnace, forming dust in the furnace. These dust particles can behave in the same way of nuclei for the condensation and solidification of the zinc vapor in the form of small particles constituting what can be called: a "physical blue powder".
The small particles of impurities giving rise to dust, and which are mainly composed of metal oxides, appear to act as a catalyst for dissociating the carbon monoxide contained in the gases of the furnace, to give carbon dioxide and of carbon, when] ± gas temperature drops to about 900 C and below, the resulting carbon dioxide is a vigorous coder of zinc vapor and its action upon this vapor as furnace gases, at when these are cooled in a zinc condenser, is to produce a chemical blue powder as well as solid oxide deposits which quickly clog the condenser.
Regardless of the point of knowing which one is
<Desc / Clms Page number 2>
These two actions which is the cause of the excessive formation of blue powder, the fact remains that oven conditions favorable to the volatilization of the impurities result in the production of prohibitive quantities of blue powder.
Now, the Applicant has discovered that it is possible to melt oxidized or overoxidized zinciferous ores in an electric furnace by producing zinc vapor in principle free of volatilized impurities which generate dust. She found that this result can only be achieved by setting a combination of melting conditions. These critical melting conditions lie in an important relationship between the composition of the feed and how the melting is carried out. The adjustment of these critical conditions makes possible the fusion of a zinciferous ore with a carbonaceous reducing material in an electric furnace and the consequent production of a metallic zinc vapor in principle free of dust-generating impurities, of on the one hand, and a molten slag substantially free of zinc, on the other hand.
The present smelting process involves charging the zinc-bearing ore, and the solid carbonaceous reducing material into the furnace, in a divided and dry state, causing the composition of the charge to contain a proportion of oxide. sufficient iron to ensure, by partial reduction of this oxide, a mass of molten iron situated below said slag, and that the molten slag itself contains at least 1.5% by weight of iron oxide (calculated like Fe);
to establish between the proportion of reducing material and the proportion of the constituents based on zinc oxide and iron oxide in the feed, a relation such that all the zinc oxide in the ore is reduced to metallic zinc but that the iron oxide contained in the charge is reduced only to such an extent that at least 1.5%, and not more than 6%, by weight, of iron oxide remains in the slag (calculated as Fe); and melting the charge to the surface of the molten slag at a temperature not exceeding 14500C.
Maintaining the melting temperature at a relatively low value (not exceeding 1450 C) in the electric furnace, according to the invention, is made possible by adjusting the heating line of the furnace load, by controlling the fluidity of the slag in which the heat of the furnace is concentrated and by using the fresh load to absorb the heat so as to help prevent the melting temperature from exceeding about 1450 C.
The smelting process which is the subject of the invention is applicable to any oxidized zinc-bearing ore, either in the oxidized state in nature, or whether it has been obtained by roasting a blende. Applicants have successfully smelted typical ores the zinc contents of which varied from one extreme to the other. For example, it smelted ores and condensed metallic zinc vapor with yields exceeding 85%;
by smelting the ores- and ore mixtures were as follows: calcined Sterling Hill ore, 20% zinc content, a blend of sintered ores from Bu- chans River and New Calumet with a crude ore from Sterling Hill calcined, mixture with a resulting zinc content of 30%, a sintered mixture of Buchans River and New Calumet ores and uncalcined ore tailings containing 60% zinc, and a mixture of Avalos ores, Paragsha having been subjected to direct roasting and ore residues grading 67.5% zinc.
The slag obtained by melting those of the poor ores above contained only 0.1 to 0.75% zinc when it came out of the furnace. The richer ores melted together to produce a slag containing about 0, 5 to 1.5% zinc. The remainder of the zinc content of each charge had been separated therefrom as a metallic zinc vapor and collected. The lead and cadmium present in the ore were entrained by the zinc vapor at a rate of 97 to 98% of the total content of the charge in these elements. Only 0.02 to 0, were detected in the condensed metallic zinc, Only 3% iron, this iron content of zinc depending on the iron and zinc content of the ore.
All of the copper present in the ore has been virtually reduced and concentrated in the iron produced in the smelting process. Most of the silver and gold content of the ore charge is re-
<Desc / Clms Page number 3>
found in iron, the remaining portion having been found in condensed metallic zinc. When the ore contains manganese, as it is
EMI3.1
In the case of Sterling Hill ore, most of this manganese remains in the slag, with the remaining portion ending up in the iron.
Therefore, with the exception of manganese when this element is present in the molten zinciferous ore according to the invention, all the valuable constituents of Binerai are collected either in the condensed metallic zinc or in the cast iron formed.
In general, superoxidized zinciferous ores are composed of zinc, cadmium, lead, silver copper and et, usually in the form of oxides which are easily reducible by carbonaceous matter at
EMI3.2
temperatures of 1-'order of n0 ... 140,000, as well as oxides of calcium, magnesium and silicon which are difficult to reduce under these conditions.
Melting temperatures of the order of 7.007J.00 G can easily be obtained in an electric oven. However, in order to be able to heat the entire mass of a melting charge to a temperature of this order in an electric furnace, it is necessary, and this is one of the characteristics of the heating operation, that a a significant portion of the load is brought to a significantly higher temperature. The Applicant has observed that, when a portion of a charge originating from the reduction of an overoxidized zinc-bearing ore is carried
EMI3.3
at a temperature significantly above 1450G, one or more of the gangue constituents (lime, magnesia and silica) have a marked tendency to volatilize.
The volatilization of these constituents of the gangue in a relatively hot portion of the charge, is followed by solidification of the vapors in a cooler part of the furnace, and the solidified materials subsequently appear in the atmosphere of the furnace. form- dust particles. These particles appear to be those which indicate that the conditions in the furnace favor the formation of excessive amounts of physical and chemical blue powder when the fusion gases containing zinc vapor are cooled to produce condensation of the zinc. .
EMI3.4
We have discovered that melting temperatures not exceeding 1450C can be established in a zinciferous charge contained in an electric furnace, when. this charge is heated- essentially, if not almost- exclusively, by contact with the hot slag which forms in the
EMI3.5
during the melting operation and the temperature of which cannot exceed 1450 C when measured at the moment when the slag is poured out of the furnace, it is thus that the Applicant has found that it is possible to efficiently melt a zinc-bearing charge - while this charge, as a free mass
EMI3.6
of separated particles, floats on the surface of a slag which is kept flowing at temperatures of at least about 11000C.
Fusion appears to occur in the interface between the slag and the underlying portion of the zinc-bearing charge floating mass. Fusion is an endothermic operation, and it
EMI3.7
As a result, the fresh charge possesses to a high degree the power to borrow heat from the surface of the slag, both by contact and by the effect of virtually dark radiation. This heat borrowed from the slag has the effect of regulating the temperature of that portion of the slag which is in contact with the fresh load and returns. possible maintenance of conditions
EMI3.8
melting such that the temperature does not exceed the maximum of 1450 0 of the slag.
During this smelting operation the oxides of zinc, cadrrd.am, lead, copper and silver are easily reduced. It is evident that as the proportion of these unreduced metals in the portion of the filler contacting the fluid slag decreases, the capacity of the filler to absorb heat at the slag. , and therefore regulating the temperature of the latter, also decreases., Therefore, as the degree of reducibility of zinc and other easily reducible metals becomes -rap-
EMI3.9
close to that corresponding to a complete reduction, the rest, which does not.
no more capacity of absorb-bion of heat, overheats, and there results a volatilization of the constituents of the ore giving rise to dust.
However, the Applicant has discovered that, in comparison with the other easily reducible constituents of the zinc ore, the reduction of o-
EMI3.10
xyde de - ter- is a little more difficult. C -1 is thus what found that, if
<Desc / Clms Page number 4>
the charge to be melted contains a sufficient quantity of iron oxide, the total amount of zinc in the charge may have been reduced while some iron oxide still remains in the unreduced state.
The presence of unreduced iron oxide and carbon in the feed, while the reducible zinc content of the feed is about to reach zero, has the effect of maintaining a reducible mixture in the feed (iron oxide and carbon) which is sufficiently capable of absorbing heat, by the effect of its endothermic reduction, to act as the reducible zinc compound and to regulate the melting temperature. We realize that, for the oxide of
EMI4.1
iron can play this role, that a certain proportion of this oxide has actually been reduced to give a corresponding production of metallic iron.
The Applicant has discovered that if the zinciferous ore introduced into the electric furnace is accompanied by a sufficient quantity of iron oxide so that, taking into account the proportions of carbon and other easily reducible metals contained in the ore, the reduction part of this iron oxide gives metallic iron, while leaving in the unreduced state at least 1.5% iron oxide (calculated as Fe) by weight of the composition of the slag in which is obtained. dissolves this oxide, all of the zinc compound in the ore can be virtually reduced to produce a slag
EMI4.2
substantially free of zinc and substantially metallic zinc vapor. free of dust-generating impurities.
The Applicant has further found that when all of the zinc compound in the ore has been reduced the
EMI4.3
all of the cadmimmil in the lead, copper and silver in the ore has also been virtually reduced.
The production of a mass of metallic iron in accordance with the invention requires further control of the amount of unreduced iron oxide remaining in the slag. The metallic iron formed by reduction of iron oxide is sufficiently acidic of carbon to collect it, as it is produced in the melting zone, in an amount suitable for por-
EMI4.4
remove the molten iron at the temperatures of l150-1450oc prevailing in the fusion zone. Since metallic iron is heavier than slag, it descends to the bottom of the furnace and accumulates there.
Since the heat supply-to the oven is effected through the slag in-the present process- the temperature in the lower portion of the oven, below the slag, is generally a little lower than that of the milkman himself. To make continuous operation of the furnace possible, the metallic iron must be maintained in a molten state capable of being discharged from the furnace while the fu-
EMI4.5
sion continues at a temperature not exceeding J.:50. G Iron has a melting point below 145 Qoc if it contains at least 1.5 to 2% carbon and, if the slag that floats is not excessively overoxidized, the iron will automatically be carburized to the extent necessary. by the carbonaceous material present in the load.
The Applicant has observed that the slags which con-
EMI4.6
hold more than about 6% oxide, iron. (calculated as Fe) are so overoxidized that they obstruct the carburization of iron to the extent desired. In the other extreme case, the mass of iron produced will contain about 4% of carbon.
EMI4.7
bone and will melt at about 1750 E if the slag does not contain more than 1.5% iron oxide expressed as Fe, by weight.
Therefore, if a suitable relationship is established between the constituents of the filler, as previously described, so as to produce a slag which not only contains at least 1.5% iron as oxide, but also does not contain a proportion greater than about 6%, we will be sure to produce a mass of
EMI4.8
molten iron while maintaining a melting temperature not exceeding -1450oc "With this relation of the constituents of the charge,
it is possible to carry out the continuous smelting of a zinc-bearing ore feed under conditions according to the present process-so that the complete reduction of the zinc is obtained at the same time as a vapor of metallic zinc in principle free of dust-generating impurities.
The quantity of iron oxide which must be present in the furnace charge cannot be defined in an analytically certain manner. As indicated above, the iron oxide content of the feed should be at least sufficient to ensure the presence of at least 1.5% iron (Fe) in the form of iron oxide in 'the milkman.
In addition, the filler must contain sufficient iron oxide so that, by the effect of the reduction of
<Desc / Clms Page number 5>
this iron by the carbonaceous material as the zinc constituent of the ore becomes
EMI5.1
approaches the stage of complete reduction, the degree of heat absorption ensured is that which is necessary to maintain a melting temperature
EMI5.2
less than about 1450 Cn In general, the iron oxide content of the filler should be at least 1 -order of 2 to 3% iron (Fe) by weight of the metalliferous portion of this filler- (C9 is ie excluding the weight of the rednctriae material and any additional flux).
Thus, zio-overoxidized ores which do not contain more than 2-3% iron can be effectively smelted by the present process, without requiring the addition of quantities.
EMI5.3
additional iron oxide tees. Below an iron content of less than about 2%, the zinciferous ores should be added a quantity
EMI5.4
additional iron oxide from any suitable source.
There are no critical upper limits for the amount of iron oxide which can be supported in the molten charge according to the invention, the only ones.
EMI5.5
the limits being those dictated by reasons d. save as melting an excessive amount of iron oxide results in wasted electrical energy and reducing material.
The reducing materials usefully applicable in the practice of the invention are the solid carbonaceous materials commonly used in metallurgical operations. Thus, coal and coke can advantageously be used, preferably in particulate form.
EMI5.6
the size of which goes from d8m maximum of 12'7 mm approximately to that of the grains of a dust.
The quantity of carbonaceous material used to implement the invention must be such as to ensure a reduction in principle complete
EMI5.7
both zinc oxide and relatively small amounts of the lead oxides of cadmium, copper and silver in the ore, as well as a proportion of the iron oxide content of the ore. filler such that at least 1.5% iron remains in the unreduced state in the slag as iron oxide.
The amount of carbon in the feed can be adjusted by analyzing the slag from time to time, the correct proportion of carbon contained in the feed being indicated by the presence of at least
EMI5.8
1% and not more than 6% iron as iron oxide in the slag.
It is important to prevent the accumulation of quantity? excess carbon, so much more than it seems to accumulate in the interface between the molten slag and the solid filler, where it behaves like an insulator and obstructs the transfer of heat between the slag and load An excess of carbon also decreases the 'iron oxide-content of the slag to less than'
EMI5.9
ly5% yarn which has, among other things, the effect of making the slag viscous and thereby further lowering the inefficient heat transfer from the slag to the feed.
Any obstacle thus brought to the heat transfer favors the development of excessive temperatures of the slag and gives rise to ineon =. vénients which result therefrom and which have been previously described in detail.
Maintaining the iron oxide component previously mentioned
EMI5.10
slag and maintaining a melting temperature not exceeding 145 ° C. (measured by the temperature the slag possesses at the time it is removed from the oven) are defining characteristics of the present procedure.
0-'is the combination of its characteristics which makes it possible to melt the ore in such a way as to produce an all-containing metallic zinc vapor,
EMI5.11
at most a small amount - not detrimental dj) volatilized impure - generating dust ,, The zinc constituent of the ore, of. same as the other easily reducible metals of the ore, tend to prevent the melting of the charge.
The result is that the ore has little tendency to melt at temperatures.
EMI5.12
melting peratures less than about 1450oC "" as long as almost all of the zinc oxide and other metal oxides easily reducible
EMI5.13
which absorb heat, has not been separated from the charge by the melting operation.
Consequently, on condition of maintaining a de- fa- sion temperature not exceeding 1450 09, it is possible to carry out the melting of the ore while it is floating on the surface of the layer of molten slag, with
EMI5.14
the advantages- described below which in decoUlento The constituents of the gan- gue of the minorai form, after the reducible metals have been eliminated- by
EMI5.15
melting.}> Vn9 mixture- relatively fusible, and these constituents are converted into a slag through which the heating of the chamber is effected.
<Desc / Clms Page number 6>
EMI6.1
age according to 1-the invention.
In the course of its research, the Applicant has endeavored to heat the electric melting furnace by the conventional means of bare arc heating and resistance heating of the slag. Neither of these two operating methods made it possible to obtain the desired zinc vapor at low temperature.
EMI6.2
neur in volatilized impurities generating dust, even when the milk contains the aforementioned iron oxide content. Bare arc heating, when applied to the degree necessary to heat the charge to a melting temperature, caused a local heating of nearly 18 arcs so exaggerated that it resulted in the volatilization of large quantities of impurities. dust generators.
Applicants then attempted to heat the furnace primarily using the resistance of the slag and, to this end, performed the melting so as to produce a relatively thick layer of slag and kept the electrodes sufficiently submerged in the slag to generate - draw a regular heating current, this being an indication of the almost complete absence of are. It has been found that the melting of the fresh charge in the vicinity of the surface of the slag absorbs heat to such an extent, in comparison with the quantity of heat supplied to the slag by heating by the effect of the resistance of this slag, that the surface of the slag layer was suddenly cooled.
When this cooling
EMI6.3
The resistance of the relatively cold slag increased, thereby forcing the current to pass only through the furthest portion. low., relatively warm, de- the slag layer, following a path which com-
EMI6.4
took the layer of molten iron. This rapidly resulted in a solidification of the surface of the slag layer and the practical possibility of melting a further addition of filler.
We have discovered that it is only possible to achieve satisfactory smelting of zinciferous ores in an electric furnace by a combination of submerged arc heating and resistance heating of the slag. Whatever the number of electrodes used or their mode of electrical connection, the immersion depth of each of them must be such that the calculated resistance offered to the peripheral arc is included.
EMI6.5
between O08 and 0. 32 ohms - centimeter and preferably between 0.12 '- and 0.24 ohms - centimeter. The ratio of the voltage drop that occurs in an electrode to the current flowing through that electrode is called the "resistance of the electrode.
EMI6.6
electrode ".
The mathematical product of this calculated resistance and the periphery of the 1-electrode is the peripheral resistance of the 1-electrode expressed in ohms-centimeter. To determine this peripheral resistance with a view to satisfying the aforementioned requirement, the periphery must be calculated from the initial diameter of the electrode before the latter has undergone corrosion or attack inside the furnace.
The Applicant has
EMI6.7
found that when the voltage of the electrode and its degree of immersion in the slag (and hence the intensity of the current) are suitably chosen. relative to the diameter of the electrode to establish and maintain a resistance
EMI6.8
this peripheral between the aforementioned limits of 08Q and Og3 ohms-centimeter at each electrode,
the resulting multiplicity of small arcs around the electrode ensures efficient heating of the slag without causing appreciable volatilization of the constituents of the slag or the filler which give rise to the dust. These small arcs differ from a bare arc in that they provide a relatively small amount of heat which is
EMI6.9
well distributed in all 3as directions in the slag enveloping the submerged portion of 1-1 electrode. This supply of heat to the slag helps to maintain the upper part of its bed at a fluidizing temperature and ensures the maintenance of a path for the electric current between the electrodes through the upper part of the slag.
dairy. The heating of the slag situated between the electrodes which results from the passage of electric current through said slag further contributes to maintaining the layer of slag in a fluid state. Therefore, this combination of submerged arc heating and slag resistance heating is characterized by the generation of sufficient heat in the upper part of the slag.
EMI6.10
slag layer to meet the heat needs of the endothermic melting operation without resulting in cooling and solidification.
<Desc / Clms Page number 7>
the slag layer and without causing local overheating high enough to cause volatilization of the
impurities that generate dust in the form of zinc vapor. It is evident, however, that the satisfactory effect of this combined heating by the submerged lare and the resistance of the slag on the melting of the charge is dependent on the maintenance of a fluid slag.
We have found that the fluidity of slag can easily be controlled by properly controlling the basic and acidic constituents of the slag. During smelting, as stated earlier, most of the iron compound in the ore is reduced to metallic iron., And this further collects the copper, silver and gold present in the ore while almost all of the zinc constituent of the ore separates out in the form of metallic zinc vapor, entraining the lead and cadmium present in the ore. As a result, only the constituents of the gangue remain as slag which, in the case of of most zinciferous ores, are mainly composed of lime and silica.
Small amounts of magnesia and alumina are also generally present in the ore and in coal ash and appear in slag as a minor constituent, with the proportion of iron oxide that is intentionally left in the slag. the slag according to the invention. The Applicant has discovered that, when the relative amounts of the main elements (lime and silica) of the filler are adjusted so that they are found in the milk in a ratio of between 0.8 and 1.4 parts by weight of lime per part of silica, the fluidity of the slag at temperatures between 1100-1450 C (and preferably 1200-1450 C) is sufficient to meet the requirements of the present process.
It should be noted, however, that zinc ores generally do not contain lime and silica in ratios which correspond to the aforementioned scale and that, for this reason, it is necessary that the composition of the filler be adjusted to give this ratio of lime to silica. Such an adjustment can easily be made and this ratio determined by adding to the feed either lime or silica, or by a suitable mixture of different types of zinc-bearing ores containing different relative amounts of lime and lime. silica as constituents of the gangue.
The degree of fluidity of the slag plays an important role in the present melting process, as has been specified previously, The immersion of the electrodes in the slag is essential to achieve the submerged park heating and the Immersion depth is to a large extent a function of the fluidity of the slag, which in turn is determined by the composition of the slag.
When the slag is characterized by a lime-silica ratio within the aforementioned limits, the fluidity of the slag is sufficient to keep the electrodes sufficiently submerged to ensure the formation around each electrode, of a certain number. small arcs well diffused in all the parts of the adjacent slag A high degree of fluidity of the slag also favors an energetic thermal circulation by convection in all the parts of the layer of slag and thus facilitates the distribution of the heat generated in the submerged arcs and in the the slag located between the electrodes in all parts of the layer.
Maintaining such uniform temperature conditions within the slag layer contributes significantly to the smelability of zinc-bearing ores in an electric furnace, without causing excessive volatilization of the carbon-generating impurities. dust mixed with. zinc vapor evolved.
The relatively uniform temperature of the surface of the slag layer is utilized in accordance with the invention as a means of providing the heat of fusion necessary for the fresh charge. To this end, the Applicant has found it advantageous to introduce the charge into the furnace, preferably through the roof of the furnace, so as to constitute a mass of charge floating on the slag in the vicinity of the electrodes.
An additional load can advantageously be introduced from time to time near the walls of the furnace, so as to form a load bank which slopes downwards and
<Desc / Clms Page number 8>
inward and not only protects the walls of the furnace, but also ensures the presence of an additional amount of fresh charge available to absorb the heat of the slag. The Applicant has, however, observed that the fact of introducing the load only near the side walls of the furnace makes it necessary to heat this load essentially by radiation, and that this type of heating causes the development of excessive temperatures in the oven. slag, which annoyingly favor the volatilization of the constituents of the charge which generate dust.
When, in accordance with the present process, the feed is supplied mainly to the surface of the slag, its heating is effected almost exclusively by the heat transmitted to it by the slag. Although this is heated by the submerged arc and by the passage of electric current through the slag itself; overheating of the slag is prevented because the relatively cold and reducible material of the charge absorbs heat. This heat absorption tends to cool the surface of the slag and thus acts as a temperature regulating buffer by preventing a melting temperature above about 14500C from developing in the feed.
It follows that the way in which the fresh charge is successively melted and used as a temperature regulating agent, according to the invention, favors the achievement of the object of this invention, namely to release the melting zone a zinc vapor characterized by the absence of any quantity of volatilized impurities liable to produce dust, and of having a deleterious effect on the condensation of the zinc vapor into molten metal.
The condensation of the zinc vapor laden fusion gases which are obtained according to the invention can easily be carried out with high efficiency. Although efficient condensation of zinc vapor can be carried out in fixed baffle type condensers such as that described in the United States patent? 1,873,000 of December 28, 1948, the condensation can be carried out particularly advantageously in a condenser of the type in which the zinc vapor is brought into intimate contact with a freshly exposed and relatively large surface of molten zinc.
The latter type of condenser is, for example, that in which the gases charged with zinc vapor are caused to pass through a rain of molten zinc projected under pressure into a condensation zone as described in the patents of the United States. Nos. 2,457,544 to 204570551 all dated December 28, 1948 and in Belgian patent N 487,565 of February 25, 1949, in the name of the Applicant. This latter type of zinc condenser is capable of collecting and condensing in molten metal all the zinc vapor contained in the fu- sion gases, except for the quantity of vapor which corresponds to the vapor pressure that exists. molten zinc at condenser exhaust gas temperature.
When melting zinciferous ores in an electric furnace according to the invention, the temperature of the gases of the furnace containing 1-carbon monoxide is much lower than that prevailing in the melting zone and is often in the range of 900-1000 C. It is well known that carbon monoxide tends to dissociate with one. appreciable degree at about 900 C and below, in carbon dioxide and carbon.
Carbon dioxide is a strong oxidizer of zinc vapor and its presence tends to cause the formation of solid oxide deposits and blue powder. However, if an appreciable amount of nascent carbon is maintained in suspension in the furnace gases, the presence of carbon dioxide in this furnace can be almost completely suppressed. Such a suspension of carbon in the nascent state can be obtained in the atmosphere of the madman by introducing into this atmosphere a crackable hydrocarbon in an amount such that, at the temperature which prevails inside said atmosphere furnace, this hydrocarbon is cracked, within this atmosphere,
by causing a cloud of 1-state carbon particles to form, originating soot-like. It has been found that those carbon particles which are both incandescent and incandescent as they float through the furnace gases extremely effectively reduce the carbon content. these gases into carbon dioxide.
<Desc / Clms Page number 9>
EMI9.1
It is necessary that the crackable hydrocarbon be introduced into the atmosphere of the furnace in order to be cracked in situ in this atmosphere, and not in the melting zone where it would preferentially be consumed.
EMI9.2
in 1-merge operation.
One can for example introduce 1 crackable hydrocarbon, in the form of a liquid fuel oil, kerozene, gas oil or the like, causing it to drop dropwise into the atmosphere of the furnace.
A permanent crackable gas such as. natural gas, 1-acetylene, or the like, can also be introduced through a tube into the atmosphere of the furnace.
Particularly effective results have been obtained by introducing the crackable hydrocarbon in a solid form, for example in the form of the volatile component of bituminous coal. If part of the anthracite or coke used as a reducing agent for the smelting operation is replaced by its bituminous coal equivalent (based on solid carbon content), the volatile matter contained in it the bituminous coal present in the charge floating on the layer of molten slag will be rapidly released into the atmosphere of the furnace without having been consumed to any degree.
EMI9.3
appreciable in the merger operation.
The amount of crackable hydrocarbon required for this purpose is not critical, since the carbon dioxide content of the furnace gases gradually decreases by introducing increasing amounts of crackable hydrocarbon into the interior of the furnace.
The only requirement for the physical form of the filler used for practicing the invention is that this filler be loose and dry. We mean here by! Untied !! that the filler should not be introduced in the bulk state, for example in the form of a single large agglomerated block.
This load must be loosened so that it falls freely on the surface of the molten slag and spreads out therein to an extent corresponding to the angle.
EMI9.4
of the slope of the particles of the load. By saying that the load must be "dry, we mean that" it must not be introduced at 3. ' molten state. One of the essential characteristics of the present melting process is that the charge is melted on the surface of a furnace slag in a fluid state, and this condition can only be satisfied if the charge is introduced into the furnace. in the loose and dry state, as well as it. was mentioned above.
The degree of subdivision of the ore component of the charge is not critical. For example, the Applicant has charged directly into the electric furnace, in accordance with the invention, an ore which has been subjected to a rapid roasting over high heat, ore of which 6.6% was retained on a table.
EMI9.5
meshed oyo74 ra of which 4-4% was retained by a second mesh sieve. o, 044 mm. and the remaining $ g of which passed through this second sieve. The Applicant also smelted a sintered zinc ore whose particles had a maximum diameter of: L2.7 mIn. A crude zinc bearing ore with particles at most about 6.3 mm in diameter was also successfully smelted. In general, it is preferable to limit the size of the grains or pieces of the filler to about 12.7 mm in diameter.
Apart from the
EMI9.6
Problem, raised by the dustbots, there are no critical lower limits in the particle sizes of the filler.
Although the constituents of the char-
EMI9.7
ge on CC parts: mmi1..1'les of the. surface of the slag, it is preferable to mix these constituents before their introduction into the furnace, whether it is a simple physical mixture or a mixture of nodulized or otherwise agglomerated particles, the size of charcoal briquettes ordinary.
It is also advantageously possible to preheat the load to temperatures of
EMI9.8
around 400-8000C in accordance with the practice commonly adopted in electric ovens. Any suitable preheater can be applied to this effect.
EMI9.9
fet, the heat being supplied by an oil or gas flame by the combustion heat of the exhaust gases from the zinc condenser.
The melting process according to the invention can be illustrated by the following specific example. A charge mixture composed of
EMI9.10
15 parts of anthracitey of 2 parts of bituminous coal and 6 parts of lime as flux from a foreign source, per 100 parts by weight of an ore mixture comprising sintered ores from Buchans River and New Pipe and crude ore tailings formed from
<Desc / Clms Page number 10>
loose particles 6.2 mm in diameter and finer.
Analysis of this mixture gave:
EMI10.1
<tb> Zn <SEP> 60% <SEP> Ag <SEP> 110 <SEP> gr / tonne <SEP>
<tb>
<tb>
<tb> Fe <SEP> 6,6 <SEP>% <SEP> Au <SEP> 0,3 <SEP> gr / ton
<tb>
<tb>
<tb> Pb <SEP> 3 <SEP>% <SEP> CaO <SEP> 1.3 <SEP>%
<tb>
<tb>
<tb> Cd <SEP> 0.12% <SEP> SiO2 <SEP> 4.5%
<tb>
<tb>
<tb> Cu <SEP> 0.81% <SEP> MgO <SEP> 0.44%
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> A12O3 <SEP> 1.1%
<tb>
This mixture of ore, coal and lime constituting the feed contained a sufficient proportion of iron oxide and other slag forming constituents to meet the operating conditions of the present smelting process.
The mixture was preheated in an oil-heated oven, to a temperature of about 500 ° C., and introduced at 6 minute intervals, successively through a series of 6 charging holes made near the holes. electrodes in the roof of the oven. The furnace was of the single-phase type with a power of 500 Kw with two electrodes of 15 cm in diameter and of a conventional construction. This furnace is made to work at 300 Kw by introducing the load at the rate of 4 tonnes per day.
The two electrodes were immersed in the slag layer at varying depths between 7.6 and 15.2 cm, the depth of immersion having been determined by the degree of immersion required by the electrodes to ensure the operation of the furnace with an immersed arc, which was indicated by the passage of a fairly stable current with an intensity of about 3000 amperes at a voltage of 60 volts between the ends of the electrodes. The furnace was heated by a combination of submerged arc heating and resistance heating of the slag. The fusion gases loaded with zinc vapor were transferred to a dispersion condenser substantially identical to that covered by the Belgian patent cited above.
Due to the applied methods of preheating and charging the furnace, as well as the occasional opening of the furnace and condenser for observation ,. Only 81.5% of the zinc content of the ore introduced into the preheater was recovered. The remarkable efficiency of the present melting operation is more accurately indicated by the composition of the slag, which brings out the degree of extraction of the reducible metal oxides from the feed.
Analyzes of the composite slag produced during the 4 days of continuous operation as previously described, show that only 0.33% of the zinc, 0.4% of the lead, less than 0.5 remained in the slag. % of cadmium, 1% of copper ;, 0.4% of silver and less than 1% of 1-gold, all metals which were present in the feed introduced into the preheater, the remainder of these constituents having was obtained, in a recoverable form, in the condensed metallic zinc and the cast iron obtained. The condensation of the zinc vapor was carried out at an efficiency of up to almost 93%, expressed as the weight of condensed metal collected relative to the weight of the zinc vapor admitted to the condenser.
The resulting molten iron was discharged from the furnace intermittently and contained about 2% carbon. The slag was similarly discharged intermittently at a temperature of about 1250 ° C and contained an average of 2.5% iron as iron oxide.
It will therefore be apparent from the foregoing description that the present invention provides a method of melting oxidized zinc-bearing materials in an electric furnace which is of great commercial interest. The necessary electric furnace equipment is conventional equipment, and the process gives not only metallic zinc but also cast iron, both of these products being such that the valuable impurities they contain can easily be recovered by ordinary methods.
Under normal conditions of a kiln operating on an industrial scale, there seems to be every reason to expect a yield of 96-97% of zinc alone from the ore as a condensed molten zinc ne containing only those impurities which can currently be removed by ordinary rectification.
<Desc / Clms Page number 11>
A substantially complete extraction of the lead, cadmium, copper, silver and gold contents of the zinciferous ore can be carried out in accordance with the present process, lead, cadmium and part of the silver and gold. being recovered from the condensed metallic zinc, while the copper and the remaining part of the silver and gold can be recovered from the iron in a copper converter or the like.