DE2042444B2 - Verfahren zum einschmelzen mineralischer rohstoffe - Google Patents

Verfahren zum einschmelzen mineralischer rohstoffe

Info

Publication number
DE2042444B2
DE2042444B2 DE19702042444 DE2042444A DE2042444B2 DE 2042444 B2 DE2042444 B2 DE 2042444B2 DE 19702042444 DE19702042444 DE 19702042444 DE 2042444 A DE2042444 A DE 2042444A DE 2042444 B2 DE2042444 B2 DE 2042444B2
Authority
DE
Germany
Prior art keywords
copper
slag
zinc
raw material
oxygen
Prior art date
Legal status (The legal status is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the status listed.)
Pending
Application number
DE19702042444
Other languages
English (en)
Other versions
DE2042444A1 (de
Inventor
Thomas Alfred Arthur Lafayet te Calif Quarm (V St A)
Original Assignee
Bechtel International Corp , San Francisco, Calif (V St A )
Priority date (The priority date is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the date listed.)
Filing date
Publication date
Application filed by Bechtel International Corp , San Francisco, Calif (V St A ) filed Critical Bechtel International Corp , San Francisco, Calif (V St A )
Publication of DE2042444A1 publication Critical patent/DE2042444A1/de
Publication of DE2042444B2 publication Critical patent/DE2042444B2/de
Pending legal-status Critical Current

Links

Classifications

    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B15/00Obtaining copper
    • C22B15/0026Pyrometallurgy
    • C22B15/0028Smelting or converting
    • C22B15/003Bath smelting or converting
    • C22B15/0045Bath smelting or converting in muffles, crucibles, or closed vessels
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B15/00Obtaining copper
    • C22B15/0026Pyrometallurgy
    • C22B15/0028Smelting or converting
    • C22B15/003Bath smelting or converting
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B5/00General methods of reducing to metals
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B5/00General methods of reducing to metals
    • C22B5/02Dry methods smelting of sulfides or formation of mattes
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B7/00Working up raw materials other than ores, e.g. scrap, to produce non-ferrous metals and compounds thereof; Methods of a general interest or applied to the winning of more than two metals
    • C22B7/04Working-up slag
    • YGENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
    • Y02TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
    • Y02PCLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
    • Y02P10/00Technologies related to metal processing
    • Y02P10/20Recycling

Landscapes

  • Engineering & Computer Science (AREA)
  • Chemical & Material Sciences (AREA)
  • Manufacturing & Machinery (AREA)
  • Materials Engineering (AREA)
  • Mechanical Engineering (AREA)
  • Metallurgy (AREA)
  • Organic Chemistry (AREA)
  • Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
  • Environmental & Geological Engineering (AREA)
  • General Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
  • Geology (AREA)
  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)

Description

den in einen Füllbehälter mit einer Förderschnecke gebracht, die dazu diente, das Material der Düse zuzumessen, die unter Verwendung eines geringfügigen Anteiles der eingeblasenen Luft das mineralische Rohstoffmaterial fließfähig machte und es in den Schmelzofen durch den geheizten Druckkessel einblies.
Vorzugsweise wird in der Praxis das mineralische Rohstoffmaterial und der Brennstoff zugleich mit einem geringen Anteil der Luft in den Hauptluftstrom jeder Blaslanze ehigeblasen. Dies wird dadurch erzielt, daß man beides in jede Blaslanze oder das eine oder das andere geiade oberhalb oder unterhalb jeder Blaslanze einstrahlt.
Der Schmelzofen war aus wassergekühlten Stahlplatten aufgebaut und wies an seinen Wänden eine feste Schlackeschicht mit einer Dicke von etwa 2,5 cm auf. Als Brennstoff wurde Kohlestaub mit einem Heizwert (BTU-Wert) von 8110 kcal/kg und einer angenäherten Zusammensetzung von 72,2", ο fester Kohle, 20,3% flüchtigem Material, 3", Ό Feuchtigkeit und 4,5% Asche verwendet. Die Grenzanalyse gab 64,0% Kohle, 4,7% Wasserstoff, 5,2% Sauerstoff, 1,2% Stickstoff und 0,5%Schwefel an. Es konnte jedoch jeder andere feste Brennstoff in gleicher Weise verwendet werden. Flüssige und gasförmige Brennstoffe sind weniger wirkungsvoll, wenn ein Metall reduziert werden soll, auf Grund der Tatsache, daß sie langsam verbrennende kurzverkettete gesättigte Kohlenwasserstoffe, wie z. B. Methan, enthalten. Als Zuschläge wurden sowohl kalk- als auch kieselsäurehaltige Zuschläge für Rohmaterialien eingesetzt, die merkliche Anteile an Zink enthielten. Kupferkonzentrate dagegen benötigten jedoch lediglich kieselsäurehaltigen Zuschlag.
Beispiel 1
Erschmelzen von Zink
Es wurde eine Charge von 85 t Zinkerz-Röstprodukt verwendet, das durch totales Rösten eines Zinksulfid-Flotations-Konzentrats erhalten worden war. 10 t an geeignetem gemahlenem Zuschlag wurden mit dem Röstprodukt vermischt. Das Gemisch wurde in den Behälter mit der Förderschnecke gebracht, an jeder zweiten Blaslanze die Kohlezuführung unterbunden und die vorstehend erwähnten Mineral Einblasdüsen durch die Kugelventile dieser Blaslanzen eingesetzt. Nach der erfolgten Entzinkung einer Schlackencharge im Schmelzofen wurde diese nicht abgestochen und der anschließend erläuterte Prozeß eingeleitet.
Das heiße Gemisch aus Röstprodukt und Zuschlag und Kohlestaub wurde zusammen mit Luft durch die abwechselnd eingetauchten Blaslanzen in das Bad aus geschmolzener Schlacke bei einer Temperatur von etwa 12000C eingeblasen. Mit einer Zufuhr von 453m«/Min. (21° C, 1,02 ata) gesamter Luftmenge, 10,35 t je Stunde des Röstprodukt-Zuschlag-Gemisches und 5,26 t je Stunde Kohle wurde das Bad auf einem Gehalt von etwa 4%> Zink und auf einer Temperatur fön etwa 1200°C gehalten. Das reduzierende Gas und die aus dem Bad aufsteigenden Zinkdämpfe verbrannten in der durch die Beschickungstür in den Ofen eingezogenen Luft. Nach 8 Stunden wurde· abgestochen und der Schmelzofen seiner gewöhnlichen Verwendung wieder zu- »efllhrt.
In der Praxis muß gemäß der Darstellung in F i g. 1 der Schmelzofen abgedichtet sein und die Gase müssen einem Kondensator zugeführt werden, um die entstehenden Zinkdämpfe zu kondensieren. Das aus dem Kondensator austretende Gas, das einen Wärmeinhalt von etwa 890 kcal/m» besitzt, konnte überall dort eingesetzt werden, wo Brennstoff benötigt wurde oder in einem anschließenden Verbrennungsvorgang zur Erzeugung von Dampf und
ίο Energie verwendet werden. Die in dem Flußdiagramm gemäß F i g. 1 angegebenen Mengen und die übrigen angegebenen Werte wurden aus den durchgeführten Versuchsbeispielen abgeleitet.
Die geringe, im Konzentrat enthaltene Menge an
Blei wurde ebenfalls zum metallischen Zustand reduziert und verdampft. In der Praxis wird es zusammen mit dem Zink im Kor ;.;nsatcr gewonnen. Die flüssige Zink-Bleimischung au-, dem Kondensator könnte separiert werden, um Zink erster Güte
a" zu erhalten. Die Mischung könnte auch weiter durch Führung im Rückfluß gereinigt werden. Im RöstpiOdukt enthaltenes Eisen und Gestein bilden zusammen mit dem Zuschlag eine Schlacke, die derjenigen ähnlich ist, die bereits ursprünglich vorhan-
den ist. Bei Bedarf wurde diese Schlacke in Abständen gestochen. Das Kupfer bildete eine Schmelze mit einem Spurengehalt an wertvollen Metallen. Diese Schmelze verblieb suspendiert in der aufgewühlten Schlacke, bis sie aus dem Schmelzofen abgezogen wurde. Die Schlacke floß durch einen Absetzbehälter, in dem sich die Schmelze ansammelte. Die Zusammensetzung der Schlacke ist nicht kritisch. Vorzuziehen ist eine Schlacke, die sich mit dem geringsten Aufwand an Zuschlägen erzeugen
läßt und die bei 1200DC ausreichend flüssig ist, um das vollständige und einigermaßen schnelle Absetzen der Schmelze zu erlauben.
Ein Zink-Konzentrat dieser Art kann auf gewöhnliche Weise geröstet und anschließend einem Laugungsprozeß sowie der Elektrolyse unterzogen werden. Der Energieverbrauch beträgt unter Berücksichtigung des Rückgewinns an Dampf aus der Abwärme etwa 15 000 kcal/kg Zink. Im Verfahren wurden lediglich 7780 kcal/kg Zink verbraucht, wo-
bei der Rückgewinn bei der Dampferzeugung durch Abwärme oder auf Grund des Brennstoffwertes des Kondensatorgases nicht berücksichtigt ist. Es niuß jedoch eine Wärmemenge von etwa 2780 kcal/kg Zink für die Raffination des Zinks im Rückfluß in Anrechnung gebracht werden.
Beispiel 2
Zink-Kupfer-Röstprodukt
Eine Charge von 267 t Zink-Kupfer-Konzentrat wurde ia einem Fließbettreaktor teilweise geröstet. Zu 2001 an Röstprodukt mit einem Gehalt von 6%> sulfidischem Schwefel wurden 791 an geeigneten Zuschlagen zugegeben. Dieses Gemisch wurde in
gleicherweise wie das Zinkerz-Röstprodukt-Gemisch des Beispieles 1 eingeschmolzen. Dieses Mal wurde durch Zugabe von 453 m3 an Gesamtluftmenge, 18,7 t je Stunde Gemisch und 5,3 t je Stunde Kohle, die Schlackertbadtempe'atur und die Schlacken-
zusammensetzung auf konstant gleichbleibenden Werten gehalten. Schlacke zusammen mit suspendierter Schmelze wurde in bestimmten Intervallen aus dem Sciimelzofen abeestochen und in einem
Absetzgefäß separiert, Der Versuch wurde nach 8 Stunden unterbrochen, als die Hälfte der Röstprodukt-Mischung aufgebraucht war. Anschließend wurde der Schmelzofen wieder seiner gewöhnlichen Verwendung zugeführt.
In der Praxis würde bei Verwendung dieses Ausgangsproduktes der Schmelzofen geschlossen gehalten und ein Kondensator an die Stelle des Auwärmeboilers und des Kesselhauses treten. Das entsprechende Flußdiagramm ist aus Fig. 2 ersichtlich.
Beispiel 3
Zink-Kupfererz-Röstprodukt
mit Sauerstoffanreicherung
Ein Wagentank mit flüssigem Sauerstoff wurde über Ztimeßgeräte an einen Verdampfer und an die Blaseinrichtung angeschlossen, so daß deren Blasleitung in den Schmelzofen einen Anteil von 26% Sauerstoff enthielt. Es wurde die übrig gebliebene Hälfte des im Versuch^beispiel 2 verwendeten Gemisches erschmolzen. Es zeigte sich, daß mit einem Zusatz von 453 m3 angereicherter Luft, 281 je Stunde Gemisch und 6,9 t je Stunde Kohle die Badtemperatur und der Zinkgehalt auf konstanten Werten gehalten werden konnten. Der Versuch wurde nach 5 Stunden 20 Minuten abgebrochen, als das zuzuführende Material aufgebraucht war.
Das Flußdiagramm für diesen Versuch ist in Fig. 2 durch die in Klammern angegebenen Werte enthalten.
Beispiel 4
Erschmelzen von Kupfer mit Säureerzeugung
Eine lOOt-Charge an Kupfererzkonzentrat wurde mit 42,5 t Kieselsäure-Sandzuschlag gemischt und in dem gleichen Ofen, der bereits in den früheren Beispielen verwendet wurde, eingeschmolzen. Es wurde angestrebt, den Schwefelanteil im Konzentrat, der den zur Erzeugung von Schmelze notwendigen Anteil überstieg, als Brennstoff zu verwenden und ihn als Schwefeldioxyd zu verflüchtigen. Mit einer Zufuhr von 453 m3 an Luft wurden 23,8 t je Stunde Gemisch eingeschmolzen, wobei lediglich 1,87 t je Stunde an Kohle erforderlich waren, um die Temperatur von 1200° C zu halten. Die Schlacke mit suspendierter Schmelze wurde in bestimmten Zeitintervallen abgestochen und in einem Absetzgefäß separiert. Nach 6 Stunden war das einzuspeisende Material aufgebraucht und der Versuch wurde abgebrochen. Das Flußdiagramm zum Erschmelzen von Kupferkonzentraten durch eingetauchte Blaslanzen ist in Fi g. 3 dargestellt.
Der bei dieser Ausführungsform des erfindungsgemäßen Verfahrens in der Praxis zu verwendende Schmelzofen muß anders als bei den vorstehend geschilderten Beispielen nicht geschlossen sein. Das erzeugte Schwefeldioxyd könnte entweder in Säure umgewandelt, als Flüssigkeit oder zu Schwefel reduziert gewonnen werden. Durch eine Sauerstoffanreicherung könnte der Kohlebedarf noch weiter reduziert oder ganz hinfällig werden.
Das im Konzentrat enthaltene Zink löste sich in der Schlacke und wurde anschließend durch Abbrennen oder Abdampfen der Schlacke gewonnen. Diese Konzentrat enthielt außerdem 0,2% Blei, wahrem die Analyse der Schmelze und der Schlacke ledig Hch Spuren zeigte. Dies zeigt, daß sich das Blei ver flüchtigt hat, vermutlich als Sulfid oder Oxyd.
Im Gegensatz zu den bekannten Kupfer-Erschmel zungsverfahren fördert die heftige Durchrührunj durch die eingetauchten Blaslanzen die Reaktior zwischen Magnetit und Sulfid, so daß die abgesto
ίο diene Schlacke einen minimalen Magnetitgehalt auf weist und aus diesem Grunde viele der gewöhnlicl auftretenden, durch Magnetit erzeugten Problem« vermieden werden. Ein Strahlungs-Schmelzofen ohne teilweise Röstung erschmilzt etwa 2,69 t Charge je qm Ofenfläche und Tag, wohingegen beim Erschmelzen mit eingetauchten Blaslanzen 25,81 Charge je qm Ofenfläche und Tag gerechnet werden können, wobei der Gewinn durch das Absetzgefäfl nicht mitgezählt ist. Ein Strahlungsschmelzofen er-
ao fordert 1,26 bis 1,51 X 10" kcal je Tonne eingeschmolzenes Konzentrat, wohingegen beim Erschmelzen mit eingetauchten Blaslanzen lediglich 0,83 X 10« kcal erforderlich sind.
B e i s ρ i e 1 5
Erschmelzen von Rohkupfer mit gleichzeitiger Schwefelpioduktion
Eine 100-t-Charge von Chalcopyrit-Konzentratcn mit den Analysenwerten Kupfer 20.3 %, Eisen 35,8%, Schwefel 35,8Vo Kieselsäure 2,0%, wurde mit 18 t Kieselsäuresand gemischt und auf gleiche Weise wie im Beispiel 4 eingeschmolzen, jedoch mit einer größeren Menge an Brennstoff, so daß weniger Schwefel oxydiert wurde. Mit einer Zufuhr von 453 m·1 Luft. 22 t je Stunde Gemisch und einer erhöhten Kohlezugabe von 3,33 t je Stunde wurde die Badtemperatur konstant auf 1200" C gehalten. Hs wurde ein Probebehälter eingesetzt, um Proben der aus dem Bad aufsteigenden Gase zu entnehmen, bevor diese der Verbrennung zugeleitet werden. Die Gasproben zeigten einen Anteil von weniger als 0,2 Volumprozent an Schwefeldioxyd. Im Kondensator wurde etwas elementarer Schwefel beobachtet und am Probenejektor wurde der Geruch von Schwefelwasserstoff festgestellt. Nach 5 Stunden und 22 Minuten war das zuzuführende Material aufgebraucht und der Versuch wurde abgebrochen. Die Mengenangaben und das Flußdiagramm sind aus F i g. 4 ersichtlich.
Dieses Beispiel zeigt, daß beim Erschmelzen von Kupfererzen mit eingetauchten Blaslanzen die Erhöhung der Kohlezufuhr den Sauerstoffanteil einschränkt, der zur Oxydation des sulfidischen Schwefels zur Verfugung steht. Gleichzeitig greift die als Sauerstoffträger wirkende Schlacke die Eisensulfide an und reagiert diese zu FeO, so daß der Schwefel frei wird. Dies erlaubt die Entstehung einer brauchbaren Güte an Rohschmelze. Der zur Erzeugung der Rohschmelze nicht notwendige Schwefel wurde verdampft. Ein Teil des Schwefels reagierte mit flüchtigen Anteilen des Brennstoffes zu H£S, COS und anderen Schwefelverbindungen, in denen der Schwefel in einem geringeren Maße, oxydiert ist ais in Schwefeldioxyd. Diese lassen sich leicht mit üblichen Mitteln mit Schwefeldioxyd zur Reaktion bringen, um elementaren Schwefel zu erhalten. Das Schwefeldi-
1999
:ses md Jig-'er-
ieljng ion itO-IUf- iich me iine
oxyd entsteht entweder aus der Verbrennung eines Teiles dieser Gase oder aus dem Konverter, in dem der Rohsciimelze-Schwciel oxydiert wird. Die Konverter-Oase können wiederum als Teil der Blasluft Praxis durchgeführte Verfahren des Ersc! von Kupferkonzentraten mit eingetaucht« lanzen zu flüchtigem Schwefel in Form vor als Schwefeldioxyd oxydierten Verbindung
verv/endet werden. Ein Flußdiagramm für das in der S F i g. 4 wiedergegeben.
Hierzu 1 Blatt Zeichnungen
Er-,8t Jen faß erge- Ξγ-ich
en en de he nit :er on
iie lis er
»ie ils Ί-Ot 'Π
Is Ie el i-
1999

Claims (9)

1 2 schlagen, welches die Gewinnung des wesentlichen ρ , ... Metallbestandteiles auf einfachere und billigere ratemansprucne: wdse a,s bjsher ermöglicj,t Erfindungsgemäß wird dies dadurch erzielt, daß in ein Bad geschmolzener
1. Verfahren zum Einschmelzen mineralischer 5 Schlacke ein Gemisch aus fein verteiltem Zuschlag, Rohstoffe, deren Hauptmetallbestandteil Kupfer, dem mineralischen Rohstoff, einem sauertoffhalti-Zink oder ein Gemisch daraus ist, dadurch gen Gas und gegebenenfalls Brennstoff eingestrahlt gekennzeichnet, daß in ein Bad geschmol- wird, so daß mindestens einer der Bestandteile des zener Schlacke ein Gemisch aus fein verteiltem Rohstoffes verdampft und daß der verdampfte BeZuschlag, dem mineralischen Rohstoff, einem io standteil abgezogen wird.
sauerstoffhaltigen Gas und gegebenenfalls Brenn- In der Praxis läßt sich dadurch ein einfaches, mit stoff eingestrahlt wird, so daß mindestens einer niedrigen Kosten verbundenes Schmelzverfahren erder Bestandteile des Rohstoffes verdampft und zielen, bei dem kontinuierlich der fein verteilte minedaß der verdampfte Bestandteil abgezogen wird. ralische Rohstoff, beispielsweise ein Erz, ein Kon-
2. Verfahren nach Anspruch 1, dadurch ge- 15 zentrat oder ein Röstprodukt, zusammen mit geeigkennzeichnet, daß mineralische RohLtoffe ver- netem Zuschlag, Brennstoff und einem sauerstoffhalwendet werden, deren Hauptbestandteil Zink, tigen Gas in den richtigen Verhältnissen in ein Bad vorzugsweise m Form von Zinkoxyd, ist. geschmolzener Schlacke durch eingetauchte Blas-
3. Verfahren nach Anspruch 2, dadurch ge- lanzen, wie sie gewöhnlich in Schlackeverblaseöfen kennzeichnet, daß Kupfer und sonstige in dem ao verwendet werden, eingestrahlt oder eingeblasen mineralischen Rohstoff enthaltene Edelmetalle wird. Die Schlacke wirkt dabei zugleich als Lösungsais Kupferrohschmelze gewonnen werden. mittel für die Oxyde, als Wärmeübertragungsmedium
4. Verfahren nach Anspruch 1, dadurch ge- und als Sauerstoffträger. Die durch den Einblasvorkennzeichnet, daß bei Verwendung eines mine- gang erzeugte heftige Durchmischung des Materials rauschen Rohstoffes, der als Hauptmetallbestand- »5 unterhalb der Schlacke bewirkt eine sehr rasche Reteil eine Mischung aus Kupfer und Zink enthält, aktion und erlaubt das einfache Austreten entstehendas Kupfer als Rohschmelze und das Zink in der Dämpfe in die erzeugten Blasen. Das Durchverdampfter Fv^rm gewonnen wird. treten der Blasen durch die Schlackeschicht bewirkt
5. Verfahren nach Anspru~h 1, dadurch ge- gleichzeitig einen Reinigungsvorgang, in dem Staubkennzeichnet, daß bd Verwendung eines Kupfer- 30 partikel, die anderenfalls mit dem Gas aus dem konzentrats mit einem Scliwek gehalt als mine- Schmelzofen herausgeführt werden würden, entfernt ralischer Rohstoff das Kupfer als Rohschmelze werden. Die abgezogenen Gase und Flüssigkeiten und ein Teil des Schwefelgehaltes in Gasform, in werden aus dem Schmelzofen entfernt und mit beder Hauptsache als Schwefeldioxyd, gewonnen kannten, gewöhnlichen Mitteln weiterbehandelt, um wird. 35 die darin enthaltenen Werte zu gerinnen.
6. Verfahren nach Anspruch 5, dadurch ge- Die F i g. 1 bis 4 zeigen FIuS Jiagramme für die kennzeichnet, daß zusammen mit dem Schwefel prozeßmäßige Behandlung unterschiedlicher Rohgeringfügige Anteile eines weiteren Metalles oder stoffe und Materialien, die auch in den nachfolgenweiterer Metalle zur Erzielung einer Kupferroh- den Beispielen erläutert werden. In diesen Beispielen schmelze verdampft werden, in der das Ver- 40 wird die Anwendung des erfindungsgemäßen Verhältnis von Kupfer zu diesem Metall oder diesen fahrens auf das Einschmelzen unterschiedlicher Erze Metallen höher ist als im Kupferkonzentrat. und Konzentrate beschrieben.
7. Verfahren nach Anspruch 5 oder 6, dadurch In den durchgeführten Versuchsbeispielen wurde gekennzeichnet, daß der Sauerstoffanteil des ein Schlackeverblaseofen mit den Abmessungen sauerstolfhaltigen Gases so angehoben wird, daß 45 2,44 χ 6,4 m verwendet. Die zu Beginn der Verkein zusätzlicher Brennstoff erforderlich ist. suche verwendete Schlacke war eine in einem sol-
8. Verfahren nach Anspruch 1, dadurch ge- chen Schmelzofen regulär produzierte entzinkte Bleikennzeichnet, daß bei Verwendung eines Kupfer- schlacke. Der Schmelzofen war über einen Verlust-Eisen-Sulfids als mineralischer Rohstoff dem wa'rmeboiler an ein Sackhaus angeschlossen und sauerstoffhaltigen Gas Schwcfeldioxyd zugegeben 50 wurde gewöhnlich zum chargenweisen Entzinken wird und das Kupfer als Rohschmelze und ein von Schlacke aus Bleischachtöfen verwendet. Er Teil des Schwefels gasförmig in Form von Ver- wurde zum Einblasen fein verteilter Nfineralien bindungen gewonnen wird, in denen der Schwc- durch die Blaslanzen zusätzlich zu dem gewöhnlich fei weniger als in Schwefcldioxyd oxydiert ist. eingeblasencn Kohlestaub geringfügig modifiziert.
9. Verfahren nach einem oder mehreren der 55 Normalerweise wird die Kohle durch einen geringen Ansprüche 1 bis 8, dadurch gekennzeichnet, daß Anteil der Luft durch ein in jeder Blaslanze kon-Brennstoff in Pulverform zugeführt wird. zentrisch angeordnetes Rohr eingeblasen, das ein
Kugelventil besitzt und durch das im Bedarfsfalle die Blaslanzen durchstoßen werden können. Für die
__^_^ 60 durchgeführten Versuche wurde das die Zuführung
der Kohle steuernde Ventil bei allen übrigen Blaslanzen abgedreht. Durch das Kugelventil dieser Blas-
Die Erfindung betrifft ein Verfahren zum Ein- lanzen wurde eine Schiebesitzdüse geschoben, die schmelzen mineralischer Rohstoffe, deren Haupt- bei Bedarf zum Durchstoßen entfernt werden konnte. metaMbestandteil Kupfer, Zink oder ein Gemisch 63 Diese Düsen waren über einen flexiblen Metalldafaus ist. schlauch und ein Ventil an einen von außen beAufgabe der vorliegenden Erfindung ist es, ein heizten Kessel aus rostfreiem Stahl angeschlossen. Verfahren der vorstellend genannten Art vorzu- Die einzublasenden mineralischen RohstnTe wur-
DE19702042444 1969-09-18 1970-08-27 Verfahren zum einschmelzen mineralischer rohstoffe Pending DE2042444B2 (de)

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
US85899769A 1969-09-18 1969-09-18

Publications (2)

Publication Number Publication Date
DE2042444A1 DE2042444A1 (de) 1971-07-22
DE2042444B2 true DE2042444B2 (de) 1972-01-27

Family

ID=25329715

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
DE19702042444 Pending DE2042444B2 (de) 1969-09-18 1970-08-27 Verfahren zum einschmelzen mineralischer rohstoffe

Country Status (5)

Country Link
BE (1) BE754673A (de)
DE (1) DE2042444B2 (de)
FR (1) FR2060683A5 (de)
GB (1) GB1274287A (de)
ZA (1) ZA705149B (de)

Families Citing this family (5)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
SE500352C2 (sv) * 1982-04-07 1994-06-06 Nordic Distributor Supply Ab Sätt att utvinna metaller ur flytande slagg
AU558715B2 (en) * 1983-02-23 1987-02-05 Japan Mining Promotive Foundation, The Obtaining zn by distillation
FI896064A (fi) * 1989-12-18 1991-06-19 Outokumpu Oy Foerfarande foer framstaellning av zink genom reducering med jaernsmaelta.
RU2495944C1 (ru) * 2012-03-12 2013-10-20 Общество с ограниченной ответственностью Научно-технологический центр "Аурум" Способ переработки никельсодержащих сульфидных материалов
RU2533294C1 (ru) * 2013-04-16 2014-11-20 Федеральное государственное автономное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Национальный исследовательский технологический университет "МИСиС" Способ переработки сульфидного никелевого сырья

Also Published As

Publication number Publication date
FR2060683A5 (de) 1971-06-18
BE754673A (fr) 1971-01-18
ZA705149B (en) 1971-04-28
DE2042444A1 (de) 1971-07-22
GB1274287A (en) 1972-05-17

Similar Documents

Publication Publication Date Title
DE3042222C2 (de) Verfahren zur Reduktion von feinkörnigen, unter anderem Eisenoxide enthaltenden Metalloxiden unter Gewinnung von bei der Temperatur der Eisenschmelze flüchtigen Metallen
US3892559A (en) Submerged smelting
EP0174291B1 (de) Verfahren zum Erschmelzen von Metallen aus oxidischen und/oder feinkörnigen sulfidischen Nichteisenmetallerzen bzw. -konzentraten, sowie Einrichtung zur Durchführung dieses Verfahrens
DE3234311A1 (de) Verfahren zur rueckgewinnung von metallen aus fluessiger schlacke
DE112007001820B4 (de) Bleischlackenreduzierung
DE2520584A1 (de) Verfahren und vorrichtung zur entschwefelung bei der kohlevergasung
DE2255977C3 (de) Verfahren zum Raffinieren von metallischem Kupfer
DE2042444B2 (de) Verfahren zum einschmelzen mineralischer rohstoffe
DE2038227A1 (de) Verfahren zur Aufbereitung von Erzen und Konzentraten
DE1030565B (de) Verfahren zur Verhuettung von Erzen
DE2705654A1 (de) Verfahren zum behandeln von bleirueckstaenden
EP2427581B1 (de) Verfahren zum schlackeschäumen einer nichtrostfrei-stahlschmelze in einem elektrolichtbogenofen
DE2042444C (de) Verfahren zum Einschmelzen mineralischer Rohstoffe
DE2320548B2 (de) Verfahren zum Verhütten von Blei
DE3115502C2 (de)
DE3639343A1 (de) Verfahren und anlage zur pyrometallurgischen verhuettung von feinverteilten materialien
DE3920522A1 (de) Aggregat zur gewinnung von metallischem blei aus sulfidischen bleikonzentraten
DE3233338C2 (de) Verfahren zur Verarbeitung von sulfidischen Blei- oder Bleizink-Erzen oder deren Gemischen
DD237523A5 (de) Verfahren zum erschmelzen von metallen aus oxidischen und/oder feinkoernigen sulfidischen nichteisenmetallerzen bzw.-konzentraten sowie einrichtung zur durchfuehrung diese verfahrens
DE2951745A1 (de) Verfahren zum sauerstoff-sprueh-schmelzen von sulfid-konzentraten
DE2019019A1 (de) Verfahren zur Abtrennung und Anreicherung von Zinn aus zinnhaltigen Schlacken, Konzentraten und dgl
DE1266775B (de) Verfahren zur Reduktion von Eisenerz
DE2851098C2 (de) Pyrometallurgisches Verarbeitungsverfahren für Buntmetallsulfide enthaltende Materialien
DE3304884A1 (de) Verfahren zur gewinnung von blei aus bleiglanz (bleisulfid)
DE2736511C2 (de) Verfahren zur Gewinnung von Zinn aus einem zinnhaltigen Eisensulfid-Erz

Legal Events

Date Code Title Description
E77 Valid patent as to the heymanns-index 1977