DE2536392A1

DE2536392A1 - Methode zur kontinuierlichen, in einer stufe erfolgenden gewinnung von rohkupfer aus unreinem sulfidischem kupferkonzentrat oder -erz

Info

Publication number: DE2536392A1
Application number: DE19752536392
Authority: DE
Inventors: Olavi August Aaltonen; Bengt Torsten Dipl I Andersson; Jyrki Tapani Dr Techn Juusela; Matti Johannes Dipl In Palperi; Tapio Kalevi Tuominen
Original assignee: Outokumpu Oyj
Current assignee: Outokumpu Oyj
Priority date: 1974-11-11
Filing date: 1975-08-14
Publication date: 1976-05-20
Also published as: AU8405275A; FI52358C; FI326674A; AU497653B2; FI52358B; PL95510B1; US4030915A; CA1057061A; DE2536392B2

Description

Dr. f.""?^!.cr-r*cre Di/i.-i^?:. Greening ^ ^-

Dipl.-ChDiii. Dr. De-jfe! Cipi.-Chem. Dr. Schön
Dipi.-Phys. riertel

PalentenvvSHe 2536392

8000 München 86

Postfach o60 720

Siebertstraße 4

Telefon: 471079/70

OUTOKUMPU OY
Outokumpu, Finnland

Methode zur kontinuierlichen, in einer Stufe erfolgenden Gewinnung von Rohkupfer aus unreinem sulfidischem Kupferkonzentrat oder -erz

Die vorliegende Erfindung betrifft eine I/Iethode zur kontinuierlichen, einstufigen Gewinnung von Rohkupfer aus Verunreinigungen, v/i3 sun Beispiel Blei, Antimon, V/isrnut und Arsen, enthaltenden sulfidischen lüupferkonzentraten oder -erzen durch Suspensionsschnelzen.

Der Grossteil der We Itkupferproduktion erfolgt heute noch nach konventionellen Verfahren mit mehreren Zwischenstufen und -produkten. Das Schmolzen des Konzentrats oder teilweise abgerosteten Konzentrats und der Schlackenbildner erfolgt in einer Grundschmelzeinheit ''31ektro-, Schacht- oder Plaramsclunelsofen). wonach der anfallende sulfidische Zupferstein zwecks Hersteilens von Blisterkupfsr (Rohkupfer) in einen Konverter gebracht wird. Als letzte Teilstufe erfolgt normalerweise noch eine Peuerraffination zur Regelung des Sauerstoff- und Sc h*ve felge hai tos. Die in der GrundschmeIseinheit anfallende oxidische Schlacke wird je nach Vfertmetallgehalt entweder als Abfall abgeführt oder weiterbaharidelt. Das Reinigen der Konverterschlacke erfolgt entweder getrennt oder durch Rückführen derselben in die Grundschmelzeinheit. Bein Verhütten unreiner Konzentrate nach konventionellen Verfahren ist es, bedingt durch das Auftreten mehrerer Zwischenprodukte und die Variationsnöglichkeiten i>%L deruo&naelnen 'Teilprozessen, ein

leichtes, zu verhindern, dass Verunreinigungen ins Anodenkupfer gelangen. In jeden Teilprozess haben nämlich die Schwefel- und Sauerstoffpotentiale des besagten Systems anderen Werte, so dass sich schädliche Begleitstoffe selektiv entfernen lassen. Heiter ändern sich bei der chargenweisen Behandlung im Konverter die Werte des Systems mit fortschreitenden Umsetzungen, wodurch, die Bildung verschiedenartiger Zwischenprodukte gefördert wird, die bedarf sf alls abgeschieden werden können.

Ganz anders hingegen ist die Situation bei kontinuierlichen Prozessen, bei denen sich das sich bildende Metall im Gleichgewicht mit den verschiedenen am Prozess beteiligten Steinen und Schlacken befindet bzw. einem solchen Gleichgewicht zustrebt.

Bei der Behandlung der in Kupferkonzentraten auftretenden Verunreinigungen (Begleitstoffe) können hierzu in weiterem Sinne alle im Konzentrat enthaltenen Grundstoffe mit Ausnahme des Kupfers selbst gezählt v/erden. Allerdings wird die Anzahl der Komponenten dadurch reduziert, dass sich manche von ihnen aus thermodynamische::. Gründen unter äon bei direkten Prozessen herrschenden Verhältnissen nicht in schädlichem Ausmass im sich bildenden Kupfer zu lösen vermögen. Solche Elemente sind im allgemeinen die starken Schlacken· bildner (z.B. Fe, Go, Zn, Or, Ti, Ga, Si), die in die silikatische Phase übergehen. Andererseits ist die Akkumulation gewisser Komponenten (Edelmetalle) im Rohkupfer geradezu erwünscht, und das Abscheiden gewisser anderer Komponenten -beispielsweise ;Ti) im Zusammenhang mit der Elektrolyse gestaltet sich verhältnismässig einfach. So zählt man denn zu den eigentlichen schädlichen Verunreinigungen meistens z.B. Pb, Sb, As und Bi.

Was die mit dem Susponsionsschmelzen zusammenhängenden Patentschriften betrifft, so kann konstatiert werden, dass bereits zu einen frühen Zeitpunkt auch die Metallgewinnung direkt in ?1β:.ιπι-ofen erörtert worden ist. Das in der finnischen Patentschrift ITr. 22 694 niedergelegte Verfahren stellt den Grundprozens dec autogenen Suspensionsschmelzens dar. In den finnischen Patentschriften Ur. 45 366 und 47 580 ist weiter dargelegt, wie mit Hilfe der Sauerstoff- und Schwefel (partial) drücke im kontrollierten Ileaktionsschacht günstige Bedingungen zur Bildung von "white metal" und sogar von Rohkupfer im unteren Teil des Ofens geschaffen werden. In den vorgenannten Patentschriften werden reine Kupfsrkonzentrats behandelt; dabei wird lediglich die ^öglichkoit der Gewinnung von Rohkupfer irr, Elammschmelzofen ohne Anführung detaillierter Beispiele erwähnt. §09821/0613

Was die soils tagen dire^er: und/oder kontinui3rliehen Kupfergewinnungsverfahren betrifft, so können diese nach dem Oxydationsvorgang der Sulfide in zwei Gruppen unterteilt werden:

a) "Konverterverfahren", bei denen das Oxydieren zum überwiegenden Teil in einen. Schmelze bad unter Einsatz von Lanzen oder Kanälen (Blasöffnungen) erfolgt;

b) "Suspensionsverfahren", bei denen die Oxydationsreaktionen hauptsächlich in einer Suspension aus feinverteiltera Konzentrat und Reaktionsgas (Verbrennungsluft) erfolgen.

Ton den Konverterverfahren kann an erster Stelle das sog. Horanda-Verfahren (finn. Patentschr. 'Tr. 45 566) genannt werden, ein kontinuierliches Verfahren, das nur eine Arbeitseinheit benötigt Lind zur Gewinnung von Rohkupfer aus Konzentraten dient. Der Eintrag der Konzentrate und Schlackenbildner erfolgt auf die Oberfläche des Schmelzebades, das Oxydieren über unterhalb der Schiaelzeoberfläche mündende Kanäle (Blasöffnungen). Die sich kontinuierlich bildende Schmelze besteht aus drei verschiedenen, sich nur geringfügig ineinander lösenden Schichten: Schlacke, Stein und Rohkupfer. Aus dem Reaktor werden die Schlacke (zur weiteren Behandlung) und das schwefelhaltige Rohkupfer abgeführt. In der o.g. Patentschrift wird nicht auf das Schmelzen unreiner Konzentrate eingegangen,_f aber einem -das gleiche Verfahren betreffenden Artikel zufolge (:T.J. Themelis, G.C. McKerrow, P. T-arassoff and G.D. Holle t:. "'Th2 'Toranda Process for Continuous Smelting and Converting ei Copper Concentrates", 100th ΑΙ?·Τ3 Annual Meeting, ?Tew York, TTarch 1-4, 13"71) soll z.3. das Abscheiden des Bleies zu mehr als 80 % durch Verdampfen von der Schlackenoberflächo erfolgen. Dieser Viert basiert auf den in besagtem Artikel aufgeführten Bleigehalten der Schlacke- uni des Rohkupfers, wobei der Pb-Gehalt des Konzentrates etwa 1,2 -5 beträgt.

Als zweites Konverterverfahren ist das sog. Worcra-Verfahren anzuführen. Beschrieben ist dieses Verfahren z.B. in der US-Patentschrift TTr. 3 326 671 und in. dem Artikel von H.IC. Worner, J.O. Reynolds, 3.S. Andrews and A.V/.G. Collier: "Developments in WORCRA smelting - converting", Proceedings of an International Symposium, organized by the Institution of !lining and Metallurgy, London A-6 Oktober 1971. Bei diesem Verfahren erfolgt das Schmelzen des Konsentrates und der Schlackenbildner auf der Schmelzeoberfläche, das Oxydieren hauptsächlich über Lanzen unterhalb der Schmclzeoberfiäclio. Das Verfahren arbeitot nach dem Gebens tr onprir;-zip in dr.:-.= ]?or:.i, da-':π die Abfr-llschlac·"·..- und das Rohlrurrfer ^t!.n vor-

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schiedenen Enden des Ofeno abgeführt werden. Unreine Konzentrate finden auch hier wieder nur am Rande Erwähnung. In dem Artikel wird lediglich festgestellt, dass vom Blei (Pb-Gehalt des Konzentrates bis zu 89 % verdampft v/erden können.

Als drittes Konverterverfahren kann das sog. Mitsubishi-Verfahren genannt werden, das zum Seispiel in der finnischen Patentanmeldung ITr. 1397/73 und in dem Artikel von T. Suzuki and T. Nagano: "Development of New Continuous Copper Smelting Process", Joint IIeeting KMIJ - AIME, Mai 24-27, 1972, Tokio, beschrieben wor den ist. Die dazu erforderliche Anlage umfasst drei separate Ofeneinheiten ( Schmelz- , Schlackenreinigungs- und Konverterofen), zwischen denen kontinuierlicher Materialfluss herrscht. Das eigentliche Verbrennen des Schwefels erfolgt unter Einsatz von Lanzen durch Oberflächenblasen, wobei sich im Konverter Rohkupfer bildet. Wie bei den übrigen Konverterverfahren setzt sich auch hier die Schmelze aus drei Schichten zusammen: Schlacke, Stein und Rohkupfer. Dies geht deutlich aus dem Schwefelgehalt (0,5 bis 1,0 %) des anfallenden Sohlrupfers hervor, denn dieses löst bei seiner BiI-

vgeschnplsenem „, .
dung aus^suliidischsm Stein durch Oxydieren eine nahe an das Gleichgewicht herankommende Menge Schwefel. Bezüglich der Verunrei nigungen (Begleitstoffe) wird im Zusammenhang mit dem Mitsubishi-Verfahren erwähnt, dass bei einem Pb-Gehalt des Konzentrates von 1,9 bis 2,3 % durch. Erhöhung des Kupfergehaltes (^ Oxydationpgrades). der Schlacke der eigentlichen Konvertereinheit ein Rohkupfer-Bleigehalt in Bereich von 0,2 bis 0,5 ^ erzielt wird. Auf die gleiche Weise lässt sich durch Erhöhung des Oxydationsgrades auch der Gehalt an anderen verdampfenden Verunreinigungen (As und Sb) in Rohkupfer reduzieren. Bei dieser Verfahrens weise erfolgt der Austrag der Verunreinigungen über die Ofenstäube.

"fas die "Suspensionsverfahren" zur Gewinnung von "upfer direkt aus Konzentrator! betrifft, so können neben den bereits erwähnten Patentschriften einigo weitere angeführt werden. Zunächst ist da das sog. Brittihgham-Verfahren (finn. Patents ehr. ITr. 45 463) zu nennen, bei welches im Reaktionsschacht eine Oxydation bis auf "white metal"-Grad erfolgt; das "white metal" wird dann weiter zu Rohkupfer oxydiert. Das Reinigen der Schlacke kann in der gleichen Einheit in einer anderen Sektion des unteren Of entails": erfolgen. Wie bei den Konverterverfahren ergaben sich auch bei diesem System drei Schmelzephasen: Schlacl·^ Stein und Rohkupfer, übsr das Verhalten der Verunreinigungen wurdon keine Angaben gemacht. Als zweite I.Iöglichkeit sei der von J.C. Yannopoulos dargelegte Prozece

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(US-Patentschrift TTr. 3 674 463) genannt, bei dein der in der ersten Stufe gebildete Kupferstein zwecks v/eiterer Oxydation in geschmolzenem Zustand entweder im gleichen oder in einem getrennten Reaktionsschacht umgewälzt wird. Auf diese 7,^reise besteht der Patentschrift zufolge die Möglichkeit, metallisches Kupfer und wertmetallarme Schlacke zu bilden, wobei zwischen der Metall- und der Schlackenphase eine Schicht "white metal" belassen wird. Auch in dieser Patentschrift finden sich keine Angaben über das Verhalten der Verunreinigungen.

Mit der vorliegenden Erfindung wird denn bezweckt, eine Methode zur direkt in ÜPlannschmelzofen erfolgenden Gewinnung von Rohkupfer aus unreinem sulfidischem Kupferkonzentrat und/oder -erz durch Abbrennen mit Sauerstoff oder säuerstoffangereicherter Luft zu schaffen.

Die Hauptmerkmale der vorliegenden Erfindung gehen aus Patentanspruch 1 hervor.

Die erfindungsgemässe Methode erlaubt also die kontinuierliche* Gewinnung von im wesentlichen verunreinigungsfreien Rohkupfer direkt in einer Stufe in der I¹Om, dass die im Konzentrat bzv/. Erz enthaltenen Verunreinigungen in die Schlackenphase der Schneise übergehen. Sei der erfindungsgemässen Eethode wird in Suspension befindliches Konzentrat oder Erz- bis zu einem Grad oxydiert, dass die 'Schmelze lediglich aus Schlacken- und LIetailphase besteht.

Was nun diese erfindungsgeinäcse Methode zum Schmelzen von unreinen Kupfcrkonzentratan im. F-lairnnschmelzofen direkt zu Rohkupfer betrifft, so kann als Eauptverunreinigung Blei angesehen v/erden, da dieses zum einen ein sehr häufiger schädlicher Begleitstoff in Kupferkonzentraten ist und zum anderen seine Verteilung auf die verschiedenen in Laufe des Prozesses entstehenden Produkte Aufschluss über die in System herrschenden Oxydationsgrade und gleichzeitig auch über das Verhalten der sonstigen Verunreinigungen liefert. rJach der srfindungsgenässen Methode lassen sich also aus den Rohkupfer naben Blei auch andere Stoffe eliminieren, sofern dies durch ähnliche Oxydationsgradänderungen thermodynamisch gesehen möglich ist. Solche Stoffe sin-i zum Beispiel Sb, As und. Bi. Die neue Methode kann als besonders geeignet für Fälle gelten, in denen die anfallende Schlackemenge und deren Gehalt an Wertmetallen wesentlich niedriger liegt als bein Verarbeiten von Konzentraten, die z.B. neben Chalkopyrit (Kupferkies) auch reichliche Mengen an anderen Eisenverbindungen (z.B. Oxide und Sulfide) enthalten. SoI-

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ehe vorteilhafte Kupfex-kouzer)träte sind u.a. die Konzentrate auf chalkositisch-digenitischer Basis.

Im folgenden wird die Erfindung unter Bezugnahme auf die beigefügten Zeichnungen näher beschrieben. In den Zeichnungen zeigen Pig. 1 einen zum Arbeiten nach der erfindungsgemässen Methode geeigneten, an sich bekannten Flammschmelzofen im Vertikal schnitt, Pig. 2 einen schematisehen Schnitt längs der in Pig. I angedeuteten Linie I-I bein Fahren des Ofens in herkömmlicher Weise, Pig. 3 das unter den in Pig. 2 gezeigten Verhältnissen erhaltene C-leichgewichtsdiagramm des Kupfer-Schwefel-Systems, in welchem (Diagramm) die Temperatur in Abhängigkeit vom Schwefelgehalt dargestellt ist, Pig. 4 die gegenseitigen Konzentrationsverhältnisse des im Rohkupfer enthaltenen Schwefels und Sauerstoffes bei verschiedenen Schwefeldioxid-Partialdrücken, Pig. 5 einen schematischen Schnitt längs der in Pig. 1 angedeuteten Linie I-I beim Pahren des Ofens nach der erfindungsgsmässen Methode, Pig. β das Gleichgewichtsdiagramm des Kupfer-Sauer st of f-Sjrg terns unter den in Pig. 5 gezeigten Verhältnissen, wobei die Temperatur in Abhängigkeit vom Sauerstoffgehalt dargestellt ist, und Fig. 7 im System (Cu, Pe, Pb, As, Bi, Sb)-O-S herrschende Gleichgewichte, berechnet an Hand von Einheitsaktivitäten.

'Pur dia Untersuchungen wurde ein Pilot-Plaimasehmelzofen (Pig.l) mit einer Kapazität von 0,5 bis 3 t/h verwendet, Der Heaktionsschaehtihatte einen Durchmesser von ca. 1,5 m und eine Höhe von 3,5 m. Die Versuche wurden mit mehreren verschiedanen Konzentraten durchgeführt; dabei wurden sehr unterschiedliche Oxydationsgrade gefahren." Die Reaktionsschacht-Temperatur betrug 1300 bis 150O⁰C; die Schlacken- und Hetall-Abstechtcrmperaturen bewegten sich entsprechend zwischen 1200 und 145O⁰C bzw. zwischen 1150 und 1300⁰C. Die Zuluft wurde'auf 21 bis 65 ?■> Sauerstoffgehalt angereichert.

\U.nd

Je nach verarbeiteten I'onzentrat\ Intensität der Reaktionsschacht-Kühlung kann die Sauerstoffanreicherung bis auf 95 % Sauerstoff erhöht werden. Entsprechend kennen auch die vorgenannten Temperaturen um ICO bis 300 C über den angegebenen Werten- liegen. Im folgen-

O den wird als Beispiel einer der mit chalkositisch-digenitischen

(je Konzentrat durchgeführten Versuche beschrieben. Bei diesen Versu- ^ chen wurde der zusammen mit den Gasen über den Abzugsschacht 3 ab-"**·gehende Flugstaub (5 bis 20 # des Einsatzes) in einem hinter den 0*Ofen angeordneten Kessel und Elektrofilter gesammelt und in seiner _ωGesamtheit dem Prozess erneut zugeführt. Natürlich besteht die Möglichkeit, den Staub aus dem Umlauf herauszunehmen, wenn der Gehalt des Staubes oder einer seiner Komponenten an - insbeson-

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dere verdampfenden - Verunreinigungen beträchtlich hohe Werte erreicht. Bei Belassen des Flugstaubes im Kreislauf werden also aus dem Ofen lediglich die Produkte Metall, Schlacke und nahezu staubfreies SO^-haltiges Gas abgeführt. Die Verunreinigungen werden dabei gezwungen, sich auf Schlacke und Metall zu verteilen. Freilich ist au berücksichtigen, dass je nach Temperatur des Elektrofilter s ein Teil der verdampfenden (flüchtigen) Komponenten auch in gasförmigem Zustand abgehen kann. Die Schlacken waren Ca-Silikatbasis-Schlacken, denen bedarfsfalls Schlackenbildner zugesetzt wurden.

Der Ofen wurde zunächst mit einem solchen Sauerstoff/Einsatsmischung-Verhältnis (Oxydationsgrad) gefahren, dass die Bildung des metallischen Rohkupfers im Gleichgewicht mit dem reichen Kupferstein erfolgte. In diesem Falle waren im unteren Ofenteil (Herd) 2 drei flüssige Schichten vorhanden: Schlacke, Stein (^ white metal und Rohkupfer. Aus dem Ofen werden lediglich Schlacke und Rohkupfer abgeführt ^abgestochen). Es zeigte sich, dass hierbei auch der Kupfergehalt der Schlacke sein !linimum erreicht. Die vorangehend umrissenen Prozessverhältnisse gehen im Prinzip aus Fig. 2 hervor. Der Kupfergehalt der Schlacke beträgt je nach Oxydationsgrad und Wirkung der übrigen Sehlackenkompcnenten auf den Aktivitätskoeffizienten Ton Ou₂O im allgneinen 5 bis 8 %. Der Eisengehalt des Steines kann je nach Eisengehalt des Konzentrates und Verreilzeiten zwischen 0 und 3 ■% Fe„. . variieren. Der Schiefe !gehalt des Rohmetalles liegt zwischen 0,5 und 1,5 ?* S?^-tall»' ^{da im s}7^{sJi;ei11 naiie} am Ou-OUgS-Gleichgewicht operiert wird ''Pig. 3). Der Sauerstoffgehalt beträgt in allgemeinen weniger als 0,1 #, da, betrachtet man die Situation an Hand von Fig. 4, in diesem Falle im Bereich A operiert wird.

Auf der Basis der Prozessführung der oben unrissenen Art wurde die Stoffbilanz berechnet (Tabelle 1). Versuchsdauer 2,5 Tage. Insgesamt wurden 78 t Konsentrat verarbeitet; dia Bilanz ist auf die Tonne Konzentrat besogen. *

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Konzentrat
Schlacke
Stein
Rohkupfer

Gas - —

Menge	_;Cu	486 33,3 452,7	P	%	kg	' Fe	kg	b	%	kg	Fb	%	* kg
' kg	% kg	16,3 0,3 16,9 1,4	141 1,4 6,5 133,1	%	35 34,4 0,&	0,1 V.	0,5	2,2 3,2 0,8 1,4	22 15,5 6,5
1000 - 482,0 466,7	48,6 6,9 80,2 97	3,5 7,1 1,1 0,13

	As	%	kg	Sb	%	kg	Bi	%	kg
	0,35	3,5	0,22	2,2	0,04	0,4
Konzentrat	0,4	1,9	0,3	1,5	0,02	0,1
Schlacke	0,3	-	0,1	-	0,01	-
Stein	0,2	1,1	0,1	0,5	0,06	0,3
Rohkupfer	-	0,5	-	0,2	-	-
Gas

Wie aus den Stein- und Metallanalysen ersichtlich ist, erfolgte das Abscheiden des Rohkupfers im Gleichgewicht mit dem reichen Kupferstein. Hierbei verblieb im Rohkupfer eine nahezu dem Gleichgewicht entsprechende Schwefelmenge (1,4?? Sj bei Gleichgewichtszustand l,6fS S). Wie die Metallanalyse η zeigen, ist das Rohkupfer auch ,nach normaler Anodenofenbehandlung noch nicht für die Elektrolyse, geeignet, da es zu zu hohen Verunreinigungsgehalten im Eatodenkupfer führt. Am deutlichsten tritt das Verhalten der Verunreinigungen bei Blei in Erscheinung, für das in der Anode allgemein eine Grenze -von etwa 0,3 % Pb gefordert wird. Dies bedeutet, dass bei Prozessführung der oben uiarissenen Art - unter Verwendung gleicher Verteilungskoeffizienten - das Konzentrat nicht mehr al.? etwa 0,5 % Blei enthalten dürfte.

Im Zusammenhang mit der genaueren Untersuchung der Erscheinungen und Reaktionsmechanismen, die im Reaktionsschacht des Flammofens auftreten, konnte festgestellt werden, dass dem unteren Teil des Reaktionsschachtesi aitnommene Proben noch' 2 bis 4 % Schwefel enthalten. Dies bedeutet, dass im unteren Ofenteil (Herd) 2 zwischen Sulfiden und Oxiden noch in beträchtlichem I.Tasse Umsetzungen stattfinden, in deren Folge ein Teil des Rohkupfers gebildet wird und dank denen sich der Kupfergehalt der Schlacke auf ein verhältnismässig'niedriges Niveau einspielt.

Werden die Ofenverhältnisse so geändert, dass das Verhältnis Sauerstoff/Einsatzmischung wächst, so bildet sich Rohkupfer im dynamischen Gleichgewicht mit der Schlacke, und zwar ohne dass eine

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dazwischenliegende Steinschicht en&steh.t (Pig. 5). Hierbei stexgt der Kupfergehalt der Schlacke im allgemeinen auf 8 bis 15 %\ der Schwefelgehalt des Rohkupfers liegt unter 0,5 % und sein Sauerstoffgehalt steigt je nach Temperatur und Schwefelgehalt auf 0,2 bis 1,5 %. Der Sauerstoffgehalt des Metalls beginnt denn ..auch den Werten des Systems Cu-Cu₂O (Hg. 6) zu folgen, wobei der Schwefelgehalt und der Gesamtschwefeldioxid-Druck diesen Vorgang in der in Pig. 4 gezeigten Weise beeinflussen und in Fig. 4 der Übergang in den Bereich B erfolgt.

In Tabelle 2 ist die Stoffbilans eines oxydativer, steinschichtfrei gefahrenen Versuches (Prozesses) zusammengestellt. Die Werte decken eine Versuchsspanne von etwa 2 Tagen und sind auf die Tonne Konzentrat bezogen. ■

Konzentrat
Schlacke
Rohkupfer
Gas

	%	Tabelle	kg	L6	2	S	%	kg	*	3	Fe	%	kg	7	O	%	kg	\	Pb	\	kg	4
Menge	47,	Cu	473	0	,1	161	6	,5	35	4	_	-	2,	r9	29	6
kg	12		60,8	0	,09	0,5	0	,8	34,		-	-	6	,8	28,
1000	98,	3	412,2	-	,2	0,8	-	,07	0,		0,8	3,3	0,		0,
507	■ -		-		159,7			—	-	-	—
418,5		5

*	o,	As	4	kg	•	%	Sb	25	kg	%	Bi	1
	0,		6	4	0,		4	2,5	0,		kg j
0,	05	3,0	0,	03	2,1	0,	04	0,4
-		0,2	0,		0,1	0,	07	0,38
	0,8			0,3	-	005	0,02

Konzentrat
Schlacke
Rohkupfer
Gas

Wurde der Ofen in dieser Weise- gefahren, so wiesen die dem unteren Teil des Realitionsschachtes entnommenen Proben einen Schv/efelgehalt von weniger als 1 % auf. Dies bedeutet, dass nahezu aller Schwefel im Reaktionsschacht verbrannt worden ist und. der Anteil der im unteren Ofenteil 'Herd) erfolgenden Umsetzungen in diesen Falle ohne Bedeutung bleibt, da ja hierbei auch das Rohkupfer bereits im Reaktionsschacht und nicht im Zusammenhang mit den Sulfid-Oxid-Reaktionen im unteren Ofenteil (Herd) entsteht. Die Ofenverhältnisse sind hier deutlich stärker oxydierend als im erstgenannten Beispiel, was auch aus den höheren Kupfergehaltswerton der Schlacke hervorgeht. Bezüglich der Verteilung der Verunreinigungen kann festgestellt v/erden, dass sie unter diesen Verhältnissen zum überwiegenden Teil verschlackt werden, da ansonsten kein bemerkens-

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werter Austrag verdampfender (flüchtiger) Komponenten aus. dem Prozess erfolgt. Der thermodynamische Hintergrund der Oxydation des Konzentrates und des Verhaltens der Begleitstoffe geht anschaulich aus Pig. 7 hervor, in welcher in den Systemen (Cu,Pe,Pb,As,Bi,Sb)-O-S herrschende Gleichgewichte, berechnet an Hand von Sinheitsaktivitäten, dargestellt sind. In dem im Schaubild schraffierten Bereich herrschen Verhältnisse, unter denen es zur Bildung von metallischem Kupfer kommt. Herrschen im Ofen Verhältnisse, unter denen zwischen Rohkupfer und Schlacke eine Stein-.schicht liegt, so operiert man näher am Bereich A (Pig. 7). Beim Übergang· zu einem höheren Oxydationsgrad nähert man sich des Bereich Bj gleichzeitig dazu erfolgt hinsichtlich der Verunreinigungen ein Übergang zu den Stabilitätsbereichen deren Oxide, wodurch ihr Verschlackungsverhalten erklärt ist. Bezüglich aller Komponenten handelt es sich natürlich, um deren Aktivitätskoeffizienten, welche letzten Endes ihre Verteilung auf Rohkupfer und Schlacke bestimmen. Die vorangehenden Betrachtungen schaffen jedoch die thermodynamische Grundlage für das Verhalten der am Prozess beteiligten Verunreinigungen.

Auf Grund der in Tabelle 2 zusammengestellten Ergebnisse ist offensichtlich, dass das erhaltene Rohkupfer nach einer normalen Anodenofenbehandlung einen geeigneten Rohstoff zur elektrolytischen Herstellung hochwertiger Katoden darstellt. Was das Blei, die eigentliche Hauptverunreinigung in den durchgeführten Versuchen, betrifft, kann konstatiert werden, dass es im Konzentrat in !!engen biz zu etwa 6 % enthalten sein kann ohne dass der Bleigehalt des Rohkupfers einen Wert von 0,3% übersteigt.

Im Kupferkonzentrat können auch andere Verunreinigungen, wie z.B. Zn, Ή1, Co usw.,enthalten sein, deren vollständige Verschlafe-, kung bei Steigerung des Oxydationsgradeε nur umso sicherer erfolgt.

Was das Gesamtkonzept betrifft, so ist klar, dass die Planmschmelzofenschlacke noch von den darin enthaltenen Wertmetallen befreit werden nuss. Dieser Reinigungsprozess gestaltet sich natürlich umso rentabler, je geringer die zu behandelnde Schlackemnenge ist.

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Claims

Patentansprüche

I.) Methode zur kontinuierlichen, in einer einzigen Stufe erfolgenden Gewinnung von Rohkupfer aus Verunreinigungen, wie zum Beispiel Blei·, Antimon, TJismut und/oder Arsen, enthaltenden sulfidi-

sehen ICupferkonzentraten und/oder -erzen, wobei zwecks Bildung einer Suspension in der Reaktionszone ins Oberteil letzterer feinkörniges (feinverteiltes) Kupferkonzentrat und/oder -erz sowie Sauerstoff oder mit Sauerstoff angereicherte Luft eingetragen werden; und die Suspension unter hoher Temperatur in der Reaktionszone abwärts geführt wird und auf .ein unterhalb der Reaktionszone befindliches Schmelzebad prallt, während die Gase und Flugstäube zur Seite gelenkt und "die Elugstätibe eventuell erneut ins Oberteil der Reaktionszone geleitet werden, und Schlacke und Rohkupfer von der Schmelze getrennt und gesammelt werden, dadurch gekennzeichnet, dass in den Reaktionsschacht im Verhältnis zum Kupferkonzentrat und/oder -erz so viel Sauerstoff oder mit Sauerstoff angereicherte Luft eingespeist wird, dass das Konzentrat und/oder Erz in der Reaktionszone so stark oxydiert wird, dass sich unterhalb der Reaktionszone eine Schneise bildet, welche lediglich aus Rohkupfer und Schlacke besteht.
2. Methode na,ch Patentanspruch 1, dadurch gekennzeichnet, dass das ICupferkonzentrat und/oder -erz so stark oxydiert wird, dass die Sehnelze-Feststoff-Partikel vor ihrem Aufprallen auf die im unteren Ofanteil ^Herd) befindliche Schmelze höchstens 1 Gewichtsprozent Schwefel enthalten und das in ihnen enthaltene Eisen zu über 60 % zu dreiwertigem Eisen oxydiert ist.
3. Methode nach den Patentansprüchen 1 und 2, dadurch gekennzeichnet, dass das Kupferkonzentrat und/oder -erz so stark oxydiert wird, dass das als Ergebnis der im Reaktionsschaeht stattfindenden Oxydationsreaktionen und der in der Schmelze des unteren Ofenteils (Herdes) stattfindenden Jlachreaktionen, wie z.B. Oxid-Sulfid und Oxid-O:cid_f entstehende Rohkupfer sich im dynamischen Gleichgewicht nit der Schlacke befindet und weniger als 0,5 Gewichtsprozent Schwefel sowie 0,2 bis 1,5 Gewichtsprozent Sauerstoff enthält.
4. Methode nach &en Patentansprüchen 1, 2 oder 3> dadurch gekennzeichnet, dass die Temperatur in der Reaktionszone des Reaktionsschachtes I3OO bis 1700⁰O, die Schlackenabstechtemperatür 1250 bis 145O°C und die Abstechtenperatur des Rohkupfers 1150 bis 135O⁰C betragen.

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