DD211363A5

DD211363A5 - Verfahren zur verarbeitung edelmetallhaltiger eisentragender schlacken

Info

Publication number: DD211363A5
Application number: DD83248914A
Authority: DD
Inventors: Juho K Maekinen; Keith B Murden; Heikki P Saari
Original assignee: Outokumpu Oy
Priority date: 1982-03-18
Filing date: 1983-03-17
Publication date: 1984-07-11
Also published as: AU559004B2; AU1211383A; FI820941L; US4717419A; FI65278B; TR23024A; FI65278C; CA1216432A

Abstract

Die vorliegende Erfindung bezieht sich auf ein Verfahren zur Behandlung edelmetallhaltiger eisentragender Schlacken und dabei speziell in Kupfer- und Nickelschmelzprozessen entstandener Schlacken. Ziel der Erfindung ist die Vermeidung wesentlicher Nachteile des Standes der Technik, insbesondere der hohen Temperaturen. Erfindungsaufgabe ist die Bereitstellung eines neuen Verfahrens im reduzierenden Bereich. Erfindungsgemaess erfolgt dies durch Reduzieren der Schlacke dergestalt, dass durch Zusetzen eines moeglichen Sulfidierungsmittels die Zusammensetzung der geschmolzenen Schlacke im verfestigten Zustand in jenen Bereich faellt, in welchem sich das metallisierte, eisentragende geschmolzene Kupfersulfid im Gleichgewicht mit dem metallischen Kupfer und der auf Eisen basierenden Metallegierung befindet. Mittels gesteuerter Kuehlung werden die in diesem geschmolzenen Sulfid mit einer vorteilhaften Liquidstemperatur enthaltenen Edelmetalle in der auf Eisen basierenden Metallphase konzentriert, worauf die die Edelmetalle enthaltende Phase mittels Magnetabscheidung separiert werden kann. Nach der Magnetabscheidung erfolgt eine selektive hydrometallurgische Behandlung zwecks Rueckgewinnung der Edelmetalle.

Description

Berlin, den 16.6.1983 ~ ' . AP C 22 B/248 914

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Verfahren zur Behandlung edelmetallhaltiger eisentragender Schlacken

Anwendungsgebiet der Erfindunp

Die vorliegende Erfindung bezieht sich auf ein Verfahren zur Behandlung edelmetallhaltiger eisentragender Schlacken und dabei speziell von Schlacken, wie sie in den Schmelzprozessen von Kupfer und Nickel entstehen.

Charakteristik der bekannten technischen Lösungen

In pyrometallurgischen Kupferverfahren wird Sulfidkupfererz oder Kupferkonzentrat in allgemeinen zunächst entweder in gerösteter oder in ungerösteter Form geschmolzen« Während dieser ersten Schmelzstufe bilden die oxidischen Nichterzbestandteile sowie ein Teil des im Grundmaterial enthaltenen Eisens gemeinsam eine Schlackenphase, unter der wiederum die Steinphase abgeschieden wird, in welcher Kupfer konzentriert vorliegt. Der resultierende Stein, das künstlich erschmolzene Gemisch von Metallsulfiden, welcher 30 bis 75 % Kupfer enthält, wird daran anschließend in einem Konverter verarbeitet, in welchem Eisen und Schwefel oxydiert werden·

Fig_# 1 veranschaulicht die Verteilung bestimmter Verunreinigungsmetalle zwischen Schlacke und Stein, wobei die Verteilungs-Abi esewerte in Abhängigkeit vom Cu-Gehalt des in einem Schweberost schmelzofen hergestellten Steines dargestellt sind. Es zeigt sich, daß selbst bei Herstellung eines der-

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artigen, beträchtlich kupferarmen Steines das Molybdän in der Schlacke in sehr selektiv konzentrierter Form vorliegt, wohingegen beispielsweise Nickel und Kobalt hauptsächlich in der Steinphase konzentriert sind· Während des Umwandeins wird das im Stein enthaltene Kobalt wie auch das meiste Nickel oxydiert und in die Schlacke überführt. Demzufolge ist es erfolgversprechend, Molybdän aus den Schmelzstufenschlacken von Erz oder Konzentraten zurückzugewinnen, wohin« gegen sich Konverterschlacken besser für die Rückgewinnung von Kobalt und Nickel eignen« Eine ähnliche Art der genauen Prüfung kann hinsichtlich der Behandlung von Ni-(Cu-)Konzentraten vorgenommen werden.

Es ist in höchstem Maße diffizil, die in Frage stehenden Edelmetalle von den genannten Schlacken abzuscheiden, indem die Schlacke bei einer hohen Temperatur reduziert und die wertvollen Metalle in einer mit der Schlacke in kontakt befindlichen metallischen und/oder sulfidischen Phase gesammölt werden, welche ihrerseits as der Scblacke entweder durch Reduzieren oder mittels geeigneter Zusatzstoffe gewonnen wird« Eine direkte hydrometallurgische oder Konzentrationsbehandlung der Schlacke ist nicht erfolgreich, da die genannten wertvollen Metalle in der Schlacke an Silikate, Ferrite sowie andere derartige schwer zu verarbeitende Verbindungen gebunden sind«

in einem die Rückgewinnung von Kobalt und Kupfer aus Kupferkonverterschlacken betreffenden Verfahren nach dem bisherigen Stand der Technik (R, M« Whyte et al«, IMM, London 1977, S, 57-68) wird die Schlacke carbothermisch reduziert, um eine

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Eisen-Kobalt-Kupfer-Legierung zu produzieren« welche sich für die hydrometallurgische Behandlung eignet« Der Nachteil des Verfahrens besteht in der hohen Schmelztemperatur (1350 bis 1450 ⁰C) des entstehenden Bodenmetalles, welche wiederum erfordert, daß die Temperatur im Reduktionsofen 1500 bis 1550 ⁰C betragt. Mithin befindet sich die Fayalitschlacke um 300 bis 350 ⁰C über ihrer Schmelztemperatur, was zu einem hohen Verschleiß der Ofenauskleidung führt·

Durch Einsatz geeigneter Zuschlagstoffe kann die Schmelztemperatur der Schlacke gesteigert werden, doch selbst dann bestehen noch Probleme wie unter anderem das Problem der Silikon-Konzentration im Metall, welches wiederum große Schwierigkeiten bei der hydrometallurgischen Behandlung des Metalls hervorruft. Darüber hinaus muß die gebildete Metallegierung granuliert werden, da es extrem schwierig ist, derartiges Metall, welches im Gießzustand gekühlt worden ist, zu vermählen.

Die Temperatur des Reduktionsprozesses kann gesenkt werden, indem die Schmelztemperatur des resultierenden Bodenmetalles durch Sulfid-Zugaben erniedrigt wird. Das Fl-Patent Nr. 21130 führt ein Verfahren zur Reduzierung derartiger edel-· metallhaltiger Schlacke ein, wobei diese durch Kupferschmelzung oder andere metallurgische Prozesse erzielt wird; die Reduktion findet mittels Eisensulfid (Fe/S > 1) oder Eisen statt; bei dem Endprodukt handelt es sich um Kupferstein und dabei möglicherweise teilweise metallisierten Kupferstein. Der Temperaturbereich beträgt 1200 bis 1300 ⁰C, die Reaktionsgeschwindigkeit wird durch Verrühren gestei-

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gert. Das Reduktionsmittel kann in verschiedenen Stadien zugesetzt werden, der resultierende Kupferstein kann nach jedem Stadium abgeführt werden. Das Verfahren zielt indes nicht auf die Rückgewinnung von Edelmetallen -hauptsächlich Ni und Co, aber auch Cu - in verschiedenen Produkten mittels der Regulierung der Zusammensetzung des metallisierten Sulfidsteins, dies weder mittels einer Langsamkühlung noch einer Phasentrennung des metallisierten Sulfidsteins,

Das DE-Patent Nr, 1 558 425 führt ein Verfahren ein, bei dem Kupfer kontinuierlich aus geschmolzener Eisensilikatschlacke gelaugt wird, indem die Schlacke mit geschmolzenem Sulfidmaterial in Kontakt gehalten wird. Eine Einzelcharge von geschmolzenem Eisensulfid oder geschmolzenem Kupfersulfid öder geschmolzenem Kupferstein wird zur Behandlung mehrerer Schlackeverbindungen verwendet, bis sich der Kupfergehalt des geschmolzenen Sulfidmaterials jenem Kupfergehalt eng angenähert hat, welcher sich im Ausgleichszustand mit der Schlacke befindet. Als Grund«*Sulf idierungsmaterial kann beispielsweise das Schmelzprodukt von Pyrit verwendet werden, wobei das Zusetzen von Pyrit auch während der Behandlung möglich ist« Die Bearbeitungszeit kann dadurch verkürzt werden, daß das Verrühren intensiviert wird oder daß Luft oder ein inertes Gas oder ein oxydierendes Gas in das geschmolzene Material eingeblasen wird. Bei diesem Verfahren liegt der Stein in vollständig sulfidischer Form vor, die Betriebstemperatur beträgt ungefähr 1230 ⁰C, Bei dem Verfahren befindet sich der Sulfidstein zu keinem Zeitpunkt in einem metallisierten Zustand, desgleichen zielt das Verfahren nicht auf die Rückgewinnung von Edelmetallen - haupt-

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sächlich Ni und Co, aber auch Cu -in verschiedenen Produkten mit Hilfe von metallisiertem Sulfidstein oder etwa mittels einer Langsamkühlung und Phasentrennung·

Die Anwendung von Sulfid-Zugaben zwecks Minderung der Temperatur des in Kupfer- und Nickel-Schmelzprozessen entstehenden Bodenmetalls ist auch aus dem CA-Patent Nr. 246« dem US-Patent Nr. 2 438 911 und aus dem SU-Patent Nr. 393 336 bekannt.

Das US-Patent Nr· 3 314 783 führt ein Verfahren ein, bei dem molybdäntragende Schlacken, meistens Kupfer-Schmelzschlacken, unter solchen Bedingungen reduziert werden, daß das Molybdän im metallischen Reduktionsprodukt konzentriert ist· Das gekühlte Reduktionsprodukt wird dergestalt in Säure aufgelöst, so daß das Molybdän im Lösungsrückstand zurückbleibt· Während der Reduktionsstufe ist es möglich. Pyrit in den Ofen einzutragen, um das Reduktionsprodukt spröde zu machen· Die Betriebstemperatur im Reduktionsofen beträgt 1275 bis 1400 ⁰C.

in einem Verfahren gemäß US-Patent Nr· 3 857 699, welches eine Weiterentwicklung des vorerwähnten US-Patentes darstellt, werden molybdänhaltige Schlacken - hauptsächlich Kupferschmelzschlacken - einem Laugprozeß unterzogen, bei dem geschmolzenes, nicht mischbares Metallsulfid mit einem Gehalt an Eisen und Schwefel in einem molaren Verhältnis von 9 : 1 bis 2 : 1 in die Schlacke eingerührt wird; die Temperatur reicht vom Schlackenschmelzpunkt bis zu 1600 ⁰C* Das Schlackenbehandlungsprodukt wird von der Schlacke ab-

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geschieden und geröstet« Das Molybdän wird aus dem gerösteten Produkt herausgelöst und anschließend zurückgewonnen«Das Laugen in Eisensulfid kann in mehreren Stadien in gegenläufiger Richtung durchgeführt werden« Ein empfehlenswertes Fe : S-Verhältnis liegt bei 3 : 1 bis 2 : 1, wenn die Systemtemperatur im Bereich von 1200 bis 1375 ⁰C gehalten wird. Das Verfahren soll hauptsächlich bei Flammschmelzschlacken von Kupferkonzentraten angewendet werden, es kann indes auch bei Kupfer-Konverterschlacken Anwendung finden« Gemäß US» Patent Nr« 3 857 699 ist es gewinnträchtig, Kupfer aus Konverterschlacken mittels des im US-Patent Nr« 3 857 700 eingeführten Verfahrens zu eliminieren« bevor das Molybdän aus dem Eisenstein ausgelaugt ist« Nach der durch das FI-Patent Nr* 56 398 eingeführten Methode werden die Schmelzofenschlacken reduziert, um Edelmetalle in metallisiertes, Eisenbase-Schmelzsulfidmaterial abzuscheiden« In diesem Falle ist es während des Schmelzens von sulfidischen oder metallischen Zwischenprodukten notwendig, die Eisen- und Schwefelgehalte des geschmolzenen Materials mittels Zugaben von Eisenschrott-Eisensulfid oder von Element-Schwefel-Zugaben zu steuern, um die durch das Verfahren geforderte exakte Zusammensetzung des geschmolzenen Sulfids zu erzielen« Der metallisierte Sulfidstein wird mittels einer gesteuerten Abkühlung in eine auf Eisengrundlage beruhende Metallphase kristallisiert, in welche - mehr oder weniger vollständig -die folgenden Elemente konzentriert werden: Ni, Co, Ga, Ge, Mo, W, Sn, Re, Au, Pt usw. Die normalerweise kupferreiche Sulfidphase wird von der Metallphase durch Magnetabscheidung, Laugen der Metallphase oder andere wohlbekannte Methoden dieser Art getrennt« Die Reduktion erfolgt Vorzugs-

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weise bei einer Temperatur von 1200 bis 1400 ⁰C₄ das Kühlen des metallisierten geschmolzenen Sulfidmaterials wird im Temperaturbereich von 1000 bis 500 ⁰C verlangsamt«

In der Beschreibung des vorerwähnten FI-Patentes werden unter anderem die folgenden Werte des Verteilungskoeffizien· ten L zwischen der Metallegierung und der Sulfidlegierung in Abhängigkeit von der während des Bilanzglühens (Zeitverzug 2 bis 5h) von nickelreichen metallisierten Sulfidlegierungen (20 bis 30 % Ni, O bis 6 % Cu und 20 bis 30 % S) erzielten Temperatur angegeben:

%L " 260 χ 10³/T - 176 (1)

Lp_n = 170 χ 10³/T - 115 (2)

"Cu

2,15 X 10³/T - 5,79 + 0,297 /% S/ (3)

Es zeigt sich, daß bei abnehmender Temperatur der Verteilungskoeffizient von Nickel und Kobalt beträchtlich wächst, wohingegen die Temperaturwirkung bei Kupfer sehr gering und negativ ist« Der Schwefelgehalt der metallisierten Sulfidlegierung beeinflußt seinerseits den Kupferverteilungskoeffizienten dergestalt, daß der Koeffizient bei wachsendem Schwefelgehalt abnimmt«

Bei freier Kühlung werden für kupfer- und nickelreiche Legierungen (d. h, Schlacke-Reduktionsprodukte) unter anderem die folgenden Werte von Verteilungskoeffizienten gewonnen:

	- 4,58 +	0	+	0	- 8 -	12	16.	6.1983	(4)
	- 10,22		.249 /	; 16	AP	C 22 B/248 914	(5)
	- 4,21 +		0,428	12	62	181/12/37	(6)
^LNi/ ⁼		.274 /	0/ Q /0 ^*
^LNi			• % s
ι ^ L-^₁ —			% s

	% Fe/;
	/% Fe/
% Fe/;

L_Co = + 0,09 + 0,138 /% Fe/i 16 5b S (7)

^{10 L}Cu = 25,50 - 0,1732 /% Fe/; 12 bis 16 % S (8)

Es zeigt sich, daß bei steigendem Eisengehalt einer metallisierten Sulfidlegierung die Werte der Verteilungskoeffizienten sowohl von Nickel als auch von Kobalt ebenfalls zunehmen, während sich der Verteilungskoeffizient von Kupfer verringert»

Die folgenden Werte können hinsichtlich der Verteilungskoeffizienten von anderen Elementen in ähnlichen Bedingungen als AllgemeinbeispJsL angegeben werden:

Mo 6 bis 20, Ga 30 bis 50, Ge 10 bis 20, Ag 0,06 bis 0,40, W 13 bis 20, Re 6 bis 10, Au 8 bis 14, Pt 10 bis 20, Pd 5 bis 10.

der Erf indunp

Ziel der vorliegenden Erfindung ist es, die Nachteile des Standes der Technik auszuräumen.

Darlegung!, des Wesens der Erfindung

Der Erfindung liegt die Aufgabe zugrunde, ein neues Verfahren zur Rückgewinnung von Edelmetallen aus eisenhaltigen

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Schlacken mittels Reduktion sowie erforderlichenfalls unter Anwendung von Sulfid-Zugaben, um die Schmelztemperatur des entstehenden Bodenmetalls zu senken« aufzufinden«

Erfindungsgemäß besteht das Verfahren darin, daß die geschmolzene Schlacke zunächst zwecks Verringerung ihres Magnetitgehaltes reduziert wird, daß nach der vorangegangenen Magnet it reduktion der Reduktionsprozeß fortgesetzt und erforderlichenfalls in die geschmolzene Schlacke Kupfer und/oder Eisen enthaltendes SuIfidierungsmaterial zugegeben wird, so daß die Zusammensetzung der geschmolzenen Schlacke im festen Zustand in jenes Gebiet fällt, in welchem sich das metallisierte, eisentragende geschmolzene Kupfersulfid im Gleichgewicht mit dem metallischen Kupfer und der auf Eisen basierenden Metallegierung befindet, worauf das metallisierte geschmolzene Sulfidmaterial einer gesteuerten Kühlung unterzogen und die Edelmetalle abgeschieden werden·

Erfindungsgemäß werden die in Nickel» und Kupfer-Schmelzprozessen gebildeten eisenhaltigen Schlacken in metallisierten Stein reduziert, um die in den genannten Schlacken enthaltenen Edelmetalle zu extrahieren, wobei die metallische Hauptkomponente des genannten Steines Kupfer ist« Somit ist die Liquidustemperatur des metallisierten geschmolzenen SuIfidmateriale, also jene Temperatur, bei der die Verfestigung des geschmolzenen Materials beginnt, wesentlich niedriger als die Liquidustemperatur des auf Eisen basierenden geschmolzenen Sulfidmaterials gemäß Beschreibung im Fl-tpatent Nr. 56 938, was eine beträchtliche Verringerung sowohl der Betriebstemperatur des Schmelzpro»

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zesses als auch der Betriebskosten - beispielsweise hin»· sichtlich der Schmelzofenauskleidungen ~ bewirkt« Darüber hinaus werden die Edelmetalle wie etwa Kobalt und Nickel wirksamer als zuvor aus der Schlacke abgeführt*

Erfindungsgemäß wird die Reduktion durchgeführt, wenn der im Reduktionsprozeß entstandene Sulfidstein eine Temperatur zwischen 1100 bis 1400 ⁰C- vorzugsweise zwischen 1200 bis 1300 C - aufweist, so daß zunächst der Magnetitgehalt der bearbeiteten Schlacke ** beispielsweise mittels Koksreduktion ~ auf weniger als 10 Masseprozent verringert wird; daran anschließend wird die Schlacke mittels Sulfidierung reduziert, wobei der geschmolzenen Substanz ein kupfer« Und/oder eisenhaltiges sulfidisierendes Medium zugesetzt wird» Nunmehr wird der aus der Schlacke entstandene me» tallisierte Sulfidstein mittels eines Sulfidierungsmediums auf eine solche Zusammensetzung manipuliert, daß der genannte metallisierte Sulfidstein mittels der gesteuerten Kühlung in einem stationären Raum eine solche Struktur annimmt, bei der die eisentragende Kupfersulfid-Phase sich im Gleichgewicht mit dem metallischen Kupfer und derauf Eisen basierenden Metallegierung befindet· Durch die gesteuerte Kühlung während des Temperaturbereiches von 1000 bis 500 ⁰C wird der metallisierte Sulfidstein leicht vermählbar, was sich auch unter dem Gesichtspunkt der weiteren Verarbeitung auszahlt« Der grobzerkleinerte und vermahlene metallisierte Sulfidstein wird des weiteren einer Magnet«* abscheidung unterzogen, worauf die magnetische Fraktion zwecke Abscheidung der Edelmetalle eine selektive hydrometallurgische Behandlung erfährt«

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Im folgenden wird die Erfindung unter Bezug auf die beige·· fügten Zeichnungen erläutert« dabei veranschaulichen:

Fig. 1: die Aufteilung bestimmter Verunreinigungsmetalle

auf Schlacke und Stein in Abhängigkeit vom Kupfergehalt des in einem S_chweberöstschmelzofen pro» duzierten Kupfersteins;

Fig. 2: die Abhängigkeit der Liquidustemperaturen der

Systeme Fe-Cu und Co-Cu vom Kupfergehalt der Legierung sowie den Einfluß der Schwefelzugabe auf die genannte Liquidustemperatur;

Fig. 3: die Phasenflächen und die Mischungslücke im System Cu-Fe-S bei den Temperaturen 1350 ⁰C und 1150 ⁰C sowie

Fig. 4: die Phasenflächen des Systems Cu-Fe-S bei der Temperatur von 600 ⁰C.

Fig. 1 ist bereits in Verbindung mit dem Stand der Technik einer Betrachtung unterzogen worden,

Fig. 2 illustriert schematisch die Abhängigkeit der Liquidustemperaturen der Systeme Fe-Cu und Co-Cu vom Kupfergehalt der Legierung sowie den Einfluß der Schwefelzugabe auf die genannte Temperatur. Es zeigt sich« daß ohne Schwefelzugabe die Liquidustemperatur von Fe-Cu-Legierungen bereits bei einem 20%igen Eisengehalt 1400 ⁰C übersteigt. In einem reinen Co-Cu-System stellt sich die Liquidustem-

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peratur bei ungefähr 30 bis 50 ⁰C darunter ein» Wird die vollständige Mischbarkeit des Fe-Co-Systems berücksichtigt« so kann abgeschätzt werden, daß die Liquidustemperatur des Fe-Co-Cu-Systems irgendwo zwischen diesen beiden Kurven zu finden ist·

Ein 1Obiger Schwefel-Zusatz in die genannten Systeme verringert die Liquidustomperatur um 50 bis 100 ⁰C bei kupferarmen (weniger als 50 % Cu) Legierungen und um 70 bis 200 ⁰C bei kupferreichen (50 bis 90 % Cu) Legierungen, Bei einem Kupfergehalt von 70 % beispielsweise beträgt die Liquidustemperatur des Systems Fe-Cu + 10 % S lediglich 1240 ⁰C, wohingegen sie bei einem Kupfergehalt von 50 % 1370 ⁰C beträgt. ;

Durch Zusetzen von 20 % Schwefel zu den Fe-Cu- oder Co-Cu-Systemen werden die Liquidustemperaturen weiter verringert, wenngleich im Gehaltsbereich 20 bis 40 % Cu die Steigerung der Schwefelzugabe von 10 % auf 20 % keinerlei merkbare Wirkung mehr aufweist« Ein Vergleich in der obigen Weise zeigt« daß bei einem Kupfergehalt von 70 % die Liquidustemperatur des Fe-Cu + 20 % S-Systems lediglich 1130 ⁰C beträgt« während sie bei einem Kupfergehalt von 50 % 1340 ⁰C beträgt - mit anderen Worten: der 20 ^-Anstiegdes Kupfergehaltgs verringert die LiquidLstemperatur um nicht weniger als 210 C«

Beim Reinigen von Eisensilikat-Schlacken in einem Elektroofen darf die Temperatur der Schlacke 1400 ⁰C nicht übersteigen, wenn ein außerordentlich starker Verschleiß der

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Ofenauekleidungen vermieden werden soll« Die Temperatur des Steins oder des Bodenmetalls liegt im allgemeinen um 50 bis 100 ⁰C unter der Schlacketemperatur· Der optimale Liquidustemperaturbereich des Steins kann mit 1200 bis 1300 C angegeben werden« In Fig. 2 ist der genannte Temperaturbereich (durch ein Rechteck gekennzeichnet) auf den Cu^Gehalt 50 bis 70 % begrenzt« Zusätzlich hierzu ist innerhalb des genannten Rechteckes ein schraffierter Raum gekennzeichnet, welcher über der Liquidustemperatur des Fe-Cu + 20 % S-Systems bleibt« Dieser Raum wird weiter vergrößert, wenn Eisen durch Kobalt substituiert wird.

Ein ähnlicher Überblick kann desgleichen mit dem Fe-Mo-Cu-S-Systera angestellt werden, wobei darauf zu verweisen ist, daß in praxi die aufgefundenen Mo-Gehalte sehr klein sind, da festes Eisen Molybdän nur in einem außerordentlich kleinen Grad auflöst (700 ⁰C: 7 Masseprozent Mo) und metallisches Kupfer es überhaupt nicht auflöst« Das überschüssige Molybdän wird entweder in metallischer oder - bei höheren Schwefelgehalten - in sulfidischer Form ausgefällt« Die Abscheidung dieser Formen aus sulfidischen Phasen ist magnetisch nicht möglich, in einigen Fällen kann allerdings Flotation oder Laugung in Betracht gezogen werden«

Was das System Ni-Cu-S betrifft, so besitzt der vorerwähnte Überblick keine Gültigkeit, da Nickel an sich dazu neigt, die Schmelztemperaturen der genannten Steine zu senken«

Im Verfahren nach dem FI-Patent Nr, 56 398 werden die

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Schlacken unter solchen Umständen sowie erforderlichenfalls durch Zusetzen von Schwefel und/oder Eisen reduziert, daß die Zusammensetzung des geschmolzenen Materials in einem festen Zustand sowohl dem Gleichgewicht von Bornit» Pyrrbotin entspricht als auch einer solchen Menge an Metallphase entspricht, daß die Bildung von Ni- und Co-Pentlandit verhindert wird. Im Verfahren gemäß vorliegender Erfindung liegt jedoch eine wesentliche Menge des Kupfers in metallischem, festem Zustand vor*

Fig, 3 veranschaulicht die Phasenflächen sowie die Mischungslücke im System Cu-Fe-S bei den Temperaturen 1350 ⁰C und 1150 C, Als Gegenstand einer genauen Prüfung ist hierbei eine Metallegierung mit 60 % Cu und 40 % Fe ausgewählt worden, Werden dieser Legierung 10 % Schwefel zugesetzt g dann wird der Punkt A im Diagramm erreicht, ein Zusetzen von 20 % Schwefel führt zum Erreichen von Punkt B,

Bei der Temperatur von 1350 ⁰C fällt der Punkt A in die Mischungslüeke der Schmelze, wobei die Zusammensetzungen an den Endpunkten der durch Punkt A hindurchgehenden Querverbindungslinie etwa 52 % Cu, 27 % Fe, 21 % S und 54,5 % Cu, 39 % Fe sowie 6,5 % S entsprechen« Wird die Legierung A auf 1150 ⁰C gekühlt, dann wird eine Fläche von drei verschiedenen Phasen erreicht, wobei sich das geschmolzene Sulfidmaterial (m) im Gleichgewicht mit der geschmolzenen, auf Kupfer basierenden Metallphase (m*) und mit dem festen /-Eisen befindet· Wird die Temperatur weiter verringert, so werden sowohl die geschmolzene Sulfidphase als auch die auf Kupfer beruhende Phase verfestigt, und die f- -Phase wird

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in f. -Eisen transformfert. Bei der Temperatur von 700 ⁰C werden nur 0,35 % Fe und 0,001 % S gemeinsam mit der Kupferphase aufgelöst« und 1,25 % Cu und etwa 0,01 % S werden ge» meinsam mit der Eisenphase aufgelöst· Es ist klar« daß der« art kleine Verunreinigungsgehalte die magnetischen Eigenschaften des f -Eisens nicht beeinflussen·

Bei der Temperatur 1350 ⁰C fällt der Punkt B in die Fläche zweier unterschiedlicher Phasen, wobei sich das etwa 10 % Cu und etwas Schwefel enthaltende feste f-Eisen im Gleichgewicht mit der geschmolzenen Sulfidphase befindet« die diesbezügliche Zusammensetzung beträgt ungefähr: 49 % Cu, .30,5 % Fe und 20,5 % S₀ Bei Absinken der Temperatur auf 1150 ⁰C bleibt die Zusammensetzung noch innerhalb der Fläche von zwei Phasen« Nunmehr ist der Fe-Gehalt des geschmolzenen Sulfids auf unter 20 % zurückgegangen, wohingegen sich sein Kupfergehalt auf 57 bis 58 % gesteigert hat«

Bei weiter absinkender Temperatur verfestigt sich das geschmolzene Sulfid, und die Pyrrhotinphase Fe₁^_xS beginnt daraus auszufällen* Schließlich wird das im FI-Patent Nr, 56 398 erwähnte Bornit-Pyrrhotin-Gleichgewicht errefcht·

In Fig, 4 wird ersichtlich, daß anstelle von Fe₁ S (^e) metallisches Kupfer aus dem Sulfid auszufällen beginnt, wenn das Cu/S-Verhältnis im System über 3 hinausgeht - mit anderen Worten: wenn die Zusammensetzung innerhalb der Fläche von drei Phasen (Cu) + μ + ( *t -Fe) angesiedelt ist, wobei (Cu) einem festen metallischen Kupfer entspricht, μ eine feste Bornitphase darstellt und ( QiL-Fe) ein festes

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metallisches Eisen ist. Zur Veranschaulichung der verschiedenen Phasen ist in Fig. 4 auch die feste Chalkopyrit-Phase Tg markiert. Aus Fig. 4 geht auch hervor, daß metallisches Eisen immer dann vorhanden ist, wenn das S/Fe-Verhältnis im System weniger als 2,7 beträgt, während der Schwefelgehalt zwischen 6,5 und 23 % <* vorzugsweise zwischen 10 und 20 Masseprozent - liegt.

Der Einfluß des Verschwindens der Pyritphase sowie des Erscheinens der (Cu)-Phase auf die Edelmetallverteilung in verschiedenen Phasen wird auf der Basis der in Tabelle 1 aufgeführten Werte geprüft. Dort zeigt sich die Löslichkeit von Nickel, Kobalt und Molybdän in Alpha- und Gamma-Eisen, in metallischem Kupfer und Pyrrhotin, welches sich bei der Temperatur von 700 ⁰C mit metallischem Alpha-Eisen im Gleichgewicht befindet.

Tabelle 1 Die Löslichkeit einiger Metalle in «*C- und f-Eiseh. Kupfer und Pyrrhotin bei 700 ⁰C

Element (Masseprozent)

Phase Ni Co Mo

s* -Eisen 2,5 75 7

f-Eisen 100

Kupfer 100 1,0 O

FiQ₁ S im GMch-

geftScht mit *-Eisen 1,0 2,5 2

Aus Tabelle 1 geht hervor, daß das Verschwinden von Pyrrhotin und die Ablagerung von metallischem Kupfer zweifellos die Rückgewinnung von Kobalt und Molybdän in die Eisenphase

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Verbessert· Andererseits wird offenbar, daß sich die Röckgewinnung von Nickel - dessen Preis etwa bei IO % des Preises von Kobalt und Molybdän nach dem Stand der Preise von 1980 liegt - in die Eisenphase verringern kann· In praxi kann indes eine korrekt ausgeführte Kühlung zu einem Gleichgewicht führen, bei dem die Verteilungskoeffizienten von Nickel, Kobalt und Molybdän zwischen den Eisen- und Kupferphasen L^Fe~^Cu = 20, L^Fe"^Cu = 80 und i_^Fe~^Cu = 100 betragen. Ni Co Mo

Unter diesen sind die Verteilungskoeffizienten von Kobalt und Molybdän eindeutig höher als jene des Eisen-Fe, -Gleich-

gewichtes«

Das Arbeitsprinzip sowie einige vorteilhafte Anwendungsformen der vorliegenden Erfindung sind in den Ausführungsbeispielen 3 bis 5 beschrieben« In den Ausführungsbeispielen 1 und 2 wird ein Schlackereduktionsverfahren nach bisherigem Stand der Technik ohne Sulfidierung (Ausführungsbeispiel 1)

sowie ein Reduktionsverfahren zur Bildung von auf Eisen beruhendem Stein gemäß Fl-Patent Nr. 56 398 (Ausführungsbeispiel 2) beschrieben, wobei beide Ausführungsbeisptele eine ähnliche Schlacke sowie ähnliche Ausrüstungen! verwenden« wie dies in Ausführungsbeispiel 3 der Fall ist; im letztgenannten Ausführungsbeiepiel wird das erfindungsgemäße Verfahren angewendet, um metallisierten Kupfersulfidstein entstehen zu lassen«

Erfindungsgemäß erfolgte die Reduktion von edelmetallhaltigen, eisentragenden Schlacken - speziell von in Kupfertrnd Nickelschmelzprozessen entstandenen Schlacken - zwecks

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Schaffung eines derartigen metallisierten Steines mit dem Hauptbestandteil Kupfer in einem Elektroofen« welcher mit drei Graphitelektroden ausgerüstet war und eine Nennleistung von 500 kVA aufwies» Die Schlackencharge wies einen Umfang von 1000 kg auf, sie wurde dem Reduktionsofen in geschmol« zenem Zustand eingespeist* Das sulfidierende Medium wurde der Schlacke entweder durch Einspritzen oder durch Hinein» schütten in festen oder geschmolzenem Zustand zugeführt« Um die Schwefelverluste zu verringern, wurde das Sulfidierungsmedium lediglich dann in den Elektroofen eingetragen, nachdem der Magnetit - ^Fe3°4 " ^Ge^nal* der Schlacke auf weniger als 10 Masseprozent der Schlackemenge reduziert worden war« Die Gesamtmenge des Reduktionsmittelkokses betrug 5 Masseprozent der Schlackemenge, der letztendliche Fe₃O₄-Gehalt der reduzierten Schlacke belief sich auf 1 bis 3 Masseprozent des reduzierten Produktes·

Das reduzierte Produkt des Elektroofens wurde in einen Tiegel überführt, in welchem es in einem gesteuerten Regime unter einer dünnen Koksschicht gekühlt wurde· Die Kühlungsgeschwindigkeit wurde während des Temperaturbereiches 1000 bis 500 ⁰C verlangsamt, so daß die Kühlzeit auf mehrere Stunden auseinandergezogen wurde· Mittels der Koksschicht wird die Bildung von Eisenoxid und Ferriten während des langsamen Kühlens verhindert; dies verbessert die Löslichkeit während der der Behandlung folgenden Phasentrennung·

Pie Phasentrennung erfolgte unter Einsatz eines Magnetabscheiders, dessen magnetische Feldstärke zwischen 150 und 1000 Gauss reguliert werden konnte« Die so erzielte magneti-

16*6.1983 AP C 22 B/248 914 - 19 - 62 181/12/37

sehe Fraktion eignet sich für eine hydrometallurgische Behandlung zwecks selektiver Abscheidung von Edelmetallen, wohingegen die nichtmagnetische Fraktion zum Schmelzen zurückgeführt wird«

Ausf üh rung, Sb ₁ BiSpIeIe ₁ Beispiel 1

Im Beispiel 1 erfolgte die Konverterschlackenreduktion in einem industriellen Kupferschmelzer ohne Zusetzen von irgendwelchem Sulfidierungsmedium. Die behandelten Schlakken enthielten 5,3 % Cu, 2,6 % Co, 1,8 % S und 25 % Fe₃O₄ (Masseprozent). Bei der Reduktion belief sich die Schlacketemperatur auf 1500 ⁰C, die Reduktionszeit betrug 2 h. Die Analyse des produzierten Metalles in Masseprozent ergab (Tabelle 2):

13,1 % Co, 26, 1 % Cu, 57,6 % Fe und 3,2 % S₀

Fig. 2 kann entnommen werden, daß der Schmelzpunkt der geschaffenen Metallegierung über 1400 ⁰C liegt; da die Temperatur der Schlacke und des Steins/Metalles im Reduktionsofen im allgemeinen 50 bis 100 ⁰C beträgt, wird folgerichtig ein Teil der Metallegierung im Ofen verfestigt und verläßt ein Cu-reiches geschmolzenes Sulfidmaterial. Das Grobzerkleinern und Vermählen eines solchen Metalles ist praktisch unmöglich, weshalb weder eine Langsamkühlung noch eine Phasenabscheidung in Betracht gezogen werden könnten« Zur vollständigen Verhinderung des selektiven Erstarrens sollte

16.6,1983 AP C 22 B/248 914 - 20 - 62 181/12/37

diese Schlacke in einer Temperatur von ungefähr 1550 ⁰C reduziert werden. Dies löst den Reduktionsprozeß von Siliziumdioxid SiO₂ aus, was wiederum jedwede weitere hydro» metallurgische Behandlung des Metalls sehr erschwert und einen katastrophalen Verschleiß der Ofenauskleidungen her« vorruft,

Beispiel 2

Pie Reduktion der kobaltreichen Konverterschlacke - wie in Ausführungsbeispiel 1 - erfolgte durch Zusetzen von Pyrit als einem SuIfidierungsmedium zwecks Bildung eines auf Eisen beruhenden geschmolzenen Sulfidmaterials entsprechend den Verfahren nach dem bisherigen Stand der Technik, Die Reduktion fand bei einer Temperatur von 1450 ⁰C statt. Entsprechend tabelle 3 ergab die Analyse des produzierten Sulfidsteins in Masseprozent:

11,1 % Co, 16,9 % Cu, 52,8 % Fe und 16,6 % S.

Laut Fig« 2 lag die Liquidustemperatur des gewonnenen^ auf Eisen beruhenden geschmolzenen Sulfidmaterials über 1350 ⁰C, Mithin wurde vom Stein eine auf Eisen basierende Metallphase mit einer hohen Schmelztemperatur abgeschieden, wobei diese Metallphase eine Kobalt konzentratlon aufwies.

Nach dem Abziehen der Schlacke mußte der gewonnene, auf Eisen basierende Stein erhitzt werden, um mögliche Zuwächse zu eliminieren, worauf der Stein gemäß FI-Patent Nr. 56 einer gesteuerten Kühlung, Grobzerkleinerung, Vermahlung

16.6.1983 AP C 22 B/248 914 - 21 - 62 181/12/37

und magnetischen Abscheidung unterzogen wurde· Aus Tabelle 3a geht hervor« daß die magnetische Fraktion aus der Magnet· abscheidung 20,8 Masseprozent Co enthielt, wodurch sie für eine weitere hydrometallurgische Behandlung geeignet war« Die nichtmagnetische Fraktion enthielt 27,6 Masseprozent Cu, sie kann in einem Kupferschmelzer verarbeitet werden, so daß das darin enthaltene Kobalt erneut in der Konverterschlacke enden wird«

Beispiel 3

Die in den Ausführungsbeispielen 1 und 2 erwähnte hochwertige Kobalt-Konverterschlacke wurde erfindungsgemäß bei einer Temperatur Von 1400 ⁰C reduziert, wobei als SuIfidierungsmedium geschmolzener Kupferstein (60 Masseprozent Cu) verwendet wurde. Tabelle 4 gibt die Analysenwerte des produzierten Sulfidsteins in Masseprozenten an:

6,8 % Co, 49,2 % Cu, 28,4 % Fe und 13,8 % S.

Gemäß Fig. 2 lag die Liquidustemperatur des erzeugten metallisierten Kupfersulfidsteins unter 1300 ⁰C, Mithin fand keine selektive Kühlung statt· Bei einem Vergleich der Tabellen 3 und 4 wird ersichtlich, daß die Rückgewinnung von Schwefel in den Stein etwa 88 % betrug, wohingegen sie bei Verwendung von Pyrit als SuIfidierungsmedium (Ausführungsbeispiel 2) lediglich etwa 50 % betrug·

Der produzierte Stein wurde nach einem gesteuerten Regime abgekühlt, grobzerkleinert und vermählen sowie daran an-

16*6.1983 AP C 22 B/248 914 - 22 « 62 181/12/37

schließend einer Magnetabscheidung unterzogen« Wie aus Tabelle 4a hervorgeht, weist die magnetische Fraktion eine sehr ähnliche Zusammensetzung wie die magnetische Fraktion aus dem Ausführungsbeispiel 2 auf, wohingegen die nichtmagnetische Fraktion nicht weniger als 67,9 Masseprozent Kupfer enthält, was sich hinsichtlich des weiteren Schmälzens der Fraktion als vorteilhaft erweist«

Beispiel 4

Kobalt«- und nickelhaltige Konverterschlacke wurde nach dem neuen Verfahren in einer Temperatur von 1350 ⁰C unter Ein« satz von Kupferkonzentrat (26 Masseprozent Cu) als SuIfidierungsmedium reduziert« Tabelle 5 veranschaulicht die Materialbilanz für die Magnetabscheidung des metallisierten Kupfersulfidsteins, wie er nach dem Ausführungsbeispiel produziert wurde. Es zeigt sich, daß folgende Aftalysenwerte des produzierten Sulfidsteinsin Masseprozent vorlagen:

2,79 % Co, 4413 % Ni, 43,6 % Cu, 32,0 % Fe und 15,3 % S«

Gemäß Fig« 1 lag die Liquidustemperatur des erzeugten metallisierten Kupfersulfidsteins unter 1300 °C« In Wirklich« keit war die Liquidustemperatur auf Grund des im Stein aufgelösten Nickels noch niedriger« Auf Grund der niedrigen Liquidustemperatur kam es zu keinen Zuwachsbildungen im Ofen« Aus Tabelle 5 geht hervor, daß die Rückgewinnung von Schwefel in das geschmolzene Material 71 % betrug«

Wie aus Tabelle 5a hervorgeht, welche die Stoffbilanz für

16.6*1983 AP C 22 B/248 914 - 23 - 62 181/12/37

die Magnetabscheidung des gemäß Ausführungsbeispiel erzeugten metallisierten Kupfersulfidsteins veranschaulicht, enthält die magnetische Fraktion 8,23 Masseprozent Co und 12,4 Masseprozent Ni, die nichtmagnetische Fraktion enthält 73,0 Masseprozent Cu,

Beispiel 5

In Anwendung des erfindungsgemäßen Verfahrens erfolgte die Reduktion von molybdänhaltiger Flammenschmelzofonschlacke, welche aus einem porphyrische Kupferkonzentrate verarbeitenden industriellen Schmelzer bezogen wurde, unter Einsatz von geschmolzenem Kupferstein (46,8 % Cu) aus dem genannten Flammenschmelzofen als SuIfidierungsmittel· Die zu reduzierende Schlacke enthielt - in Masseprozent - 0,38 % Mo, 0,55 % Cu, 0,10 % S und 11,2 % Pe₃O₄. Die Reduktion fand bei einer Schlacketemperatur von 1350 ⁰C statt« Die Tabellen 6 und 6a veranschaulichen die Stoffbilanz fur die Reduktion sowie die magnetische Fraktion gemäß Ausführungsbeispiel· Die Analyse des produzierten Sulfidsteins (Tabelle 6) zeigte die folgenden Masseprozentwerte:

1,83 % Mo, 48,4 % Cu, 31,7 % Fe und 16,1 % S,

Gemäß Fig_# 2 wurde eine Liquidustemperatur von etwa 1250 ⁰C erzielt. Innerhalb des Ofens entstanden keinerlei schädliche Stoffansammlungen· In diesem Ausführungsbeispiel wurden 81 % des Schwefels des zugesetzten SuIf id ie rung smittels in das geschmolzene Material zurückgewonnen.

16.6*1983 AP C B2 B/248 914 - 24 - 62 181/12/37

Bei der Magnetabscheidung (Tabelle 6a) betrug die Rate der Rückgewinnung von Molybdän in die magnetische Fraktion etwa 88 %, während der Molybdängehalt 6,5 Masseprozent betrug.

ι . · ~25 ~ . ;

Tabelle 2 Reduktion von Co-reicher Cu-Konverterschlacke ohne Sulfidierung

16*6.1983

AP C 22 B/248 914

62 181/12/37

Menge kg

Co

Cu

Fe

SiO

CaO

Fe,0

In:	%	1000	2,6	5.3	44,0 1,8	23,3	•	3,4	0,71	25*0
Konverterschlacke	kg	50	26,0	53,0	440,0 18,0	233,0	34,0	7,10	250,0
Konverterschlacke	kg	1050
Koke	kg
Gesamt
Aus:	%	186,9	12,9	26,9	54,3	3,9
Metallegierung	kg		24,11	50,28	101,5	7,29
Metallegierung	C/ /O	713,5	0,26	0,39	47,4	0,95	32,6		0,26
Schlacke	kg	938,4	1,86	2,78	338,20	6,78	232,6		1.86
Schlacke	kg		25,97	53,06	439,69	12,76	232,6
Gesamt		19,92
Verteilungen:		80,08	92,84	94,76	23,08	40,50
Metall			7,16	5,24	76,92	37,67
Schlacke

	ion	von Co-reicher	In:	%	Menge	Steins	'. _£ · .-...	Fe	S	und Sulfidierung	Al₂O	16	•6,1983
		des resultierenden	Konverterschlacke	kg	kg	Co		%. kg	;i.kg			AP	C 22 B/248 914
			Konverterschlacke			%.kg				SiO₂		52	181/12/37
Tabelle 3 Redukt			Pyrit	kg				44,2	1.2	%, kg	2.9
		Pyrit	kg	1000	2,6		442,0	12,0		29,0
		Koks	kg		26,0		45,0	50,4	23,6		CaO	Fe₂O
		Gesamt		150		Cu-Konverterschlacke	67,5	75,6	236.0		%»kg
Aus:	%	50	-	mit Pyrit			2,0
Stein	kg	1200		Cu	509,5	87,6	3,0		2,3	22.8
Stein			26,0	%*kg					23,0	228.0
Schlacke	kg				52,8	16,6	239,0
Schlacke	kg	212,2	11,1	3,8	112,0	35,23
Gesamt			23,55	38,0	48,4	1,10
Verteilungen:	%	821,0	0,30	0,07	397.4	9.03
Stein	%	1033,2	2.46	o.i	509,4	44.26	29,1
Schlacke		26,01				• 238,9
	20,54		38,1	21,99	40,22	238.9
	79,46	90,54		78,01	10,31				2,32
	9,46	16,9					19,00
	35,86
	0,28
	2,30
38,16

93,97
6,03

Tabelle 3a Magnetabscheidung des in Ausführungsbeispiel 2 geschaffenen —~—"——" "·"" _un3 langsam gekühlten Sulfidsteins

16.6*1983

AP C 22 B/248 914

62 181/12/37

	%	Menge	Co	Cu	Fe	S
	kg	kg	%, kg	%.kg	Si. kg	%»kg
In:
Vermahlener Stein	%		11,1	16,9	52,8	16,6
Vermahlener Stein	kg	212,1	23,55	35,86	112,0	35,23
Aus:
Magnetische Fraktion	kg		20,8	7,2	61,2	8,8
Magnetische Fraktion	kg	111,4	23,17	8,02	68,2	9,80
Nichtmagn· Fraktion			0,38	27,6	43,5	25,2
Nichtmagn· Fraktion	%	100,8	0,38	27,82	43,8	25,40
Gesamt	kg	212,2	23,55	35,84	112,0	35,20
Verteilungen:
Magnetische Fraktion	52,5	98,39	22,38	60,89	27,84
Nichtmagn· Fraktion	47.5	1,61	77,62	39,11	72,16

	In:	- j&o	Menge	Steins	mit Cu-St	ein	Fe	S	Sulfidierung	16.6.1983
	Konv.-schlacke		kg	Co	Cu		%. kg		AP C 22 B/248 914
	Konv «-schlacke			%. kg				SiO₂ A1₂(	62 181/12/37
	Stein					44,8	1.4
	Stein		1000	2.4	4,8	448,0	14,0
	Koks			24,0	48,0	14,6	22,4	25,0 3,5	λ, CaO ^Fe-»°A
Tabelle 4 Redukt	Gesamt		200	0,36	59,9	29,2	44,8	250,0 35,0	j iO$ *y /ob* *^y
des	Aus:	ion von Co-reicher Cu-Konverterschlacke und	50	0,72	119,8
	Stein	resultierenden	1250			477,2	58,8		2,1 24,2
	Stein			24,72	167,8				21,0 242,0
Schlacke					28,4	13,8
Schlacke		332,5	6,8	49,2	94,4	44,9
Gesamt	%		22,61	163,6	47,4	0,85
Verteilungen:	kg	807,9	0,26	0,51	382,9	6,87
Stein		1140,4	2,10	4,12	477,3	51,77	30.9
Schlacke	kg		24,71	167,72			249,6
		29,16			19,78	76,36	249,6
	kg	70,84	91,50	97,54	80,22	11,68		1,66
		8,50	2,46				13,4
	%
	kg
	%
	kg
	kg

C/ /O
C /O

Tabelle 4a

Magnetabscheidung des in Ausführungsbeispiel 3 geschaffenen und langsam gekühlten Sulfidsteins

16,6.1983

AP C 22 B/248 914

62 181/12/37

Menge kg

Co

Cu

Fe SS. kg

SS.kg

In: Vermahlenem	Stein	•	%	332,5	6,8	49,2	28,4	13,8
Vermahlenem	Stein	Fraktion	kg		22,61	163,6	94,4	44,9
Aus:		Fraktion
Magnetischer	Fraktion	%	118,04	18,7	15,2	54,3	8,7
Magnetischer	Fraktion	kg		22,07	17,9	64,1	10,3
Nichtmagn,	Fraktion		214,46	0,25	67,9	14,1	16,1
Nichtmagn·	Fraktion	kg	332,5	0,54	145,6	30,2	34,5
Gesamt		kg		22,61	163,5	94,3	44,8
Verteilungen		35,5
Magnetische	%	64,5	97,61	10,95	68,0	23,2
Nichtmagn.	C/ /O	2,39	89,05	32,0	76,8

Tabelle 5

Reduktion von Co- und Ni-haltiger Cu-Konverterschlacke und Sulfidierung des resultierenden Steins mit Cu-Konzentrat

16.6.1983

AP C 22 B/248 914

62 181/12/37

Menge Co Ni Cu Fe kg kg kg kg kg

SiO„ kg -

In: , Konv.-schlacke	%	1000	0,62	0,76	4,75	47,8	0,92	28,5	23,0
Konv_#-schlacke	kg		6.2	7,6	47,5	478,0	9,2	285,0	230,0
Cu-Konzentrat	%	150	0,23	0,60	26,0	30,6	28,4	7,8
Cu-Konzentrat	kg	50	0,35	0,90	39,0	45,9	42,6	11,7
Koks	kg	1200
Gesamt	kg		6,55	8,50	86,5	523,9	53,8	296,7
Aus:
Stein	%	187.6	2,79	4,13	43,6	32,0	15,3
Stein	kg		5,23	7,75	81,8	60,0	28,7
Schlacke	%	946,5	0,14	0,08	0,49	49,0	1,0	31,3	2,85
Schlacke	kg	1134,1	1,33	0,76	4,64	463,8	9,5	296,7	27,0
Gesamt	kg		6,56	8,51	86,44	523,8	38,2	296,3
Verteilungen:		16,54
Stein	O/ /O	83,46	79,73	91,07	94,63	11,45	53,3
Schlacke	%	20,27	8,93	5,37	88,55	17,7

Tabelle 5a

Magnetabscheidung des in AusfOhrungsbeispiel 4 geschaffenen und langsam gekühlten Sulfidsteins

16*6#1983

AP C 22 B/248 914

62 181/12/37

Menge kg

Ni %. kg

Cu

Fe

Vermahlenera Stein Vermählenem Stein

C/ /O

kg

Magnetischer Fraktion % Magnetischer Fraktion kg Nichtmagn· Fraktion % Nichtraagn. Fraktion kg Gesamt kg

Verteilungen: Magnetische Fraktion Nichtmagn. Fraktion kg

O/

187,6

60,64

126,96 187,6

32,32 67,68

8,23 4,99 0,19 0,24 5,23

4.13 7.75

12,4 7.52 0,18 0,23 7,75

97,03 2,97

43,6 81,8

14,5 8,8 57.5 73,0 81,8

10,76 89,24

32,0 60,0

51,6 31,3 22,6 28,7 60,0

52,17 47,83

15,3 28,7

9,7

5,9

18,0

22,9

28,8

20,49 79,51

Tabelle

- ,33 -

Reduktion von Mo-haltiger Cu-Schmelzerechlacke und Sulfidierung des resultierenden Steins mit Cu-Stein

15,6.1983

AP C 22 0/248 914

62 181/12/37

Menge Mo

Cu

%, kg

»kg

S Jo, kg

Fe-O,, c/ 3. 4 /o# Kg

Flammenofenschlacke Flammenofenschlacke Flammenofenstein Flammenofenstein

Gesamt

Schlacke Schlacke Gesamt

Verteilungen:

Schlacke

0/ /a	1000	0,38	0,55	35,4	0,10	36	,5	11,2
r^kg		3,80	5,50	354,0	1,00	365	,0	112,0
	200	0,10	46,8	24,3	24,1
kg	50	0,20	93,6	48,6	48,2
kg	1250
kg		4,00	99,1	402,6	49,2
%	195,3	1,83	48,4	31,7	16,1
kg		3,57	94,5	61,9	31,4
C/ /0	882,5	0,05	0,52	38,6	9.5	41	,4	1,25
kg	1077,8	0,44	4,6	340,6	8,4	365	,4	11,0
kg	18,12	4,01	99,1	402,5	39,8
D/ /O	81,88	89,03	95,36	15,38	63,82
(V /3	10,97	4,64	84,62	17,07

	-as-	*	gekühlten Sulfidsteins	Mo	16 AP 62	5 geschaffenen	Fe	•6,1983 C 22 B/248 914 181/12/37
Tabelle 6a	Magnetabscheidung des in Ausführungsbeispiel	Menge kg	1,83 3,57		31,7 61,9
	und langsam	195,3	6,55 3.13 0,30 0,44 3.57	Cu	62,4 29,8 21,8 32,1 61,9
		47,78 147,52 195,3	87,68 12,32	48,4 94,5	48,14 51,86	S %,kg
In: Vermahlenem Vermahlenem	Stein % Stein kg	24,46 75,54		16,7 8,0 58,6 86,4 94,4	16,1 31,4
Aus: Magnetischer Magnetischer Nichtmagn· Nichtmagn· Gesamt	Fraktion % Fraktion kg Fraktion % Fraktion kg kg	88,47 11,53	10,7 5,1 17,8 26,3 31,4
Verteilungen Magnetische Nichtmagn·	Fraktion % Fraktion %		16,24 83,76

Claims

Erfindungsanspruch

1* Verfahren zur Verarbeitung von edelroetallhaltigen eisentragenden Schlacken aus Kupfer- und Nickelschmelzprozessen« gekennzeichnet dadurch, daß die geschmolzene Schlacke zunächst zwecks Verringerung ihres Magnetitgehaltes reduziert wird, daß nach der vorangegangenen üagnetitreduktion der Reduktionsprozeß fortgesetzt und erforderlichenfalls in die geschmolzene Schlacke Kupfer und/oder Eisen enthaltendes SuIfidierungsmaterial zugegeben wird, so daß die Zusammensetzung der geschmolzenen Schlacke im festen Zustand in jenes Gebiet fällt« in welchem sich das metallisierte, eisentragende geschmolzene Kupfersulfid im Gleichgewicht mit dem metallischen Kupfer und der auf Eisen basierenden Metallegierung befindet« worauf das metallisierte geschmolzene Sulfidmaterial einer gesteuerten Kühlung unterzogen und die Edelmetalle abgeschieden werden«

2, Verfahren nach Punkt 1, gekennzeichnet dadurch, daß die Reduktion im Temperaturbereich 1100 bis 1400 ⁰C vorzugsweise so stattfindet, daß die Steintemperatur 1200 bis 1300 ⁰C beträgt und daß das Kühion des metallisierten geschmolzenen Kupfersulfids im Temperaturbereich von 1000 bis 500 ⁰C verlangsamt wird,

3. Verfahren nach den Punkten 1 und 2, gekennzeichnet dadurch, daß die einleitende Magnetit reduktion unter Einsatz von Koks durchgeführt wird, so daß sich der Magnetitgehalt der Schlacke aufunter 10 Masseprozent verringert.

16*6.1983 AP C 22 B/248 914 - 35 - 62 181/12/37

4# Verfahren nach irgendeinem der vorangegangenen Punkte, gekennzeichnet dadurch« daß zwecks Erlangung eines Gleichgewichtes zwischen den separaten Phasen im Festzustand der Schwefelgehalt des metallisierten geschmol* zenen Kupfersulfids zwischen 6,5 bis 23 Masseprozent vorzugsweise zwischen 10 bis 20 Masseprozent - einreguliert wird, so daß das Maeseproezentverhältnis zwischen Kupfer und Schwefel auf Ober 3 anwächst, während das Masseprozentverhältnis zwischen Schwefel und Eisen unter 2,7 verbleibt·

Seiten Zeichnungen