DE2707578B2 - Verfahren zur gewinnung von rohkupfer aus kupfererzen oder -konzentraten, welche schaedliche oder wirtschaftlich bedeutsame mengen an anderen nichteisenmetallen enthalten - Google Patents
Verfahren zur gewinnung von rohkupfer aus kupfererzen oder -konzentraten, welche schaedliche oder wirtschaftlich bedeutsame mengen an anderen nichteisenmetallen enthaltenInfo
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Description
Bei der pyrometallurgischen Gewinnung von Rohkupfer aus wesentliche Mengen anderer Nichteisenmetalle
enthaltenden Kupferkonzentraten muß das in der Endstufe des Prozesses anfallende Anodenkupfer
gewissen Qualitätsanforderungen entsprechenden. Ein zu hoher Gehalt an Verunreinigungen (Begleitstoffen)
führt zu Schwierigkeiten bei der elektrolytischen Kupferraffination und zu qualitätsmäßig schwächerem
Katodenkupfer. Sind diese sog. Begleitmetalle in wirtschaftlich bedeutsamen Mengen vorhanden, so ist es
keinesfalls gleichgültig, in welcher Form und Zusammensetzung sie vom Kupfer getrennt werden. Im Hinblick
auf ihre Nachbehandlung (Weiterverarbeitung)
ίο ist es von Vorteil, wenn sie in konzentrierter Form
und mit einem möglichst geringen Gehalt an Kupfer anfallen, denn die Abtrennung des Kupfers von ihnen
in einem separaten Prozeß ist natürlich mit Mehrkosten verbunden.
Mit abnehmenden Rohstoffvorräten sieht man sich neuerdings gezwungen, in zunehmendem Maße auch
die Möglichkeiten der Kupfergewinnung aus unkonventionellen Konzentraten und überhaupt die möglichst
vorteilhafte Gewinnung aller in ihnen enthaltenen Metalle zu untersuchen.
Da anreicherungstechnische Verfahren, wie Magnetscheiden, Flotation u. dgl. kein ausreichend selektives
Resultat ergeben, hat man verschiedenartige hydro- und pyrometallurgische Verfahren zur Verarbeitung
solcher sog. Mischkonzentrate untersucht.
Soweit uns bekannt ist, steht gegenwärtig nicht ein einziges wirtschaftlich vorteilhaftes hydro- oder pyrometallurgisches
Verarbeitungsverfahren für solche begleitmetallhaltigen sulfidischen Kupferkonzentrate im
industriellen Maßstab im Einsatz.
Man kennt bereits einen Verarbeitungsprozeß, der auf dem Schwebeschmelzverfahren basiert (deutsche
Patentschrift 8 86 390) und bei welchem das Konzentrat zusammen mit Brennstoff und vorerhitzter Luft
(maximal 5500C) im schachtförmigen Ofen bei einer Temperatur von 1350-1550°C und sog. neutraler (in
bezug auf Brennstoff/Luft) Atmosphäre geschmolzen wird, wobei 40-50% Cu enthaltender armer Rohstein,
ca. 1% Cu und Zn sowie 0,2-0,3% Pb enthaltende Schlacke und den Großteil des Bleis und Zinks enthaltender
Flugstaub anfallen. Dieser Flugstaub enthält auch 4,8% Cu, 20-25% Zn, 8-10% Pb sowie 7,8% S
und 17% Fe. Die Flugstaubmenge, gerechnet vom Blei, beträgt etwa 640 kg/t Konzentrat, so daß also die
Anreicherung in die Stäube nicht besonders hoch lag. Außerdem liegen etwa 13% des Schwefels in den Flugstäuben
offensichtlich in Sulfatform vor. Da der arme Rohstein auch ca. 22-23% Schwefel und mit diesem
im Gleichgewicht befindliche Schlacke (1-2% S) aufweist, enthalten somit alle drei festen und schmelzflüssigen
Phasen und Gase Schwefel. Der anfallende Flugstaub ist wegen seines niedrigen Zink- und seines
hohen Kupfer-, Schwefel- und Eisengehalts keinesfalls als vorteilhaftes Rohmaterial z. B. für Zinkgewinnungsanlagen
zu betrachten.
Als weiterer Versuch, Mischkonzentrate zu verarbeiten, kann ein Prozeß genannt werden, bei welchem
der Kupfergehalt des Konzentrats auf 0-6% Cu begrenzt ist, die Blei- und Zinkgehalte jedoch hoch liegen,
so daß das Konzentrat in erster Linie als Blei- oder Zinkkonzentrat anzusehen ist. Wie diese verschiedenen
Metalle voneinander getrennt werden, ist nicht bekannt. Offensichtlich versucht man bei diesem Verfahren,
das Blei und Zink zu verdampfen und auf diese Weise das Kupfer abzutrennen, wobei als Problem
jedoch weiterhin die Weiterverarbeitung des armen und verunreinigten Kupfersteins bestehen bleibt.
Die vorliegende Erfindung zur Verarbeitung solcher
Die vorliegende Erfindung zur Verarbeitung solcher
Mischkonzentrate basiert auf dem von Outokumpu Oy entwickelten Schwebeschmelzverfahrens (deutsche
Patenschrift 886390). Das Schwebeschmelzverfahren
hat sich bei der Verarbeitung sulfidischer Konzentrate hinsichtlich Energiewirtschaft und Umweltschutz als
weitaus bestes Kupferschmelzverfabren erwiesen (siehe
z. B. K e 11 ο g, H. H., »Prospects for the Pyrometallurgy
of Copper« Paper presented in Santiago, Chile, 1973, und Carl-August Maelzer: »Fortschritte in der Pyrometallurgie«,
Neue Hütte, 20. Jhg., Heft 3, März 1975).
Die beim Schwebeschmelzen anfallende Schlacke enthält im allgemeinen so viel wertvolle Metalle, daß
sich eine Weiterverarbeitung (Nachbehandlung) lohnt. Diese kann auf bekannte Weise durch langsames Abkühlen,
Brechen, Mahlen und Flotieren der Schlacke und Wiedereinbringen des so gewonnenen Konzentrats
in den Ofen erfolgen. Eine weitere Möglichkeit ist die Reduktion im Elektroofen, wobei entweder Stein
oder ein Metallgemisch sowie Abfallschlacke und Flugstaub anfallen. Das Ergebnis ist abhängig, von der Fahrweise
des Flammenofens.
Strebt man in der gleichen Weise wie oben umrissen lediglich das Schmelzen und Verdampfen des im Konzentrat
enthaltenen Bleis und Zinks in die Flugstäube an, so ergibt sich eine in energiewirtschaftlicher Hinsicht
ungünstige Lösung. Das Schmelzen und das Verdampfen müssen nahezu ausschließlich unter Einsatz
von Brennstoff und bei verhältnismäßig hoher Temperatur erfolgen, so daß pro. Konzentrattonne eine große
Menge an Gas und natürlich auch an sog. mechanischem Staub anfallen, wobei, wie vorangehend bereits
erwähnt, der anfallende Staub kein besonders vorteilhaftes Material für die Weiterverarbeitung darstellt.
Der anfallende arme Stein (Rohstein) erfordert ein aufwendiges Blasen, und es entstehen leicht zwei
schwachkonzentrierte SO2-Gasströme.
Die vorliegende Erfindung zur Verarbeitung von Mischkonzentraten geht von einer möglichst intensiven
Nutzung der im Konzentrat enthaltenen Energie im schachtförmigen Ofen aus. Das Konzentrat wird zu
hochprozentigem, über 70% Cu enthaltendem Stein oder unmittelbar zu Rohkupfer oxidiert, je nachdem
einen wie hohen Eisengehalt das Konzentrat aufweist. Der schachtförmige Ofen arbeitet hierbei, vor allem
wenn die zuzuführende Luft vorgewärmt und/oder mit Sauerstoff angereichert wird, im allgemeinen autogen
ohne zusätzliche Brennstoffzufuhr. Der Flugstaub wird in seiner Gesamtheit oder zum Teil rezirkuliert.
Die Schlacke, die je nach Oxidationsgrad 3 bis 15% Cu enthält, wird in heißem Zustand sofort dem Elektroofen
zugeführt und in diesem auf bekannte Weise mit Koks reduziert. Ob die Schlacke einen höheren
oder niedrigeren Kupfergehalt aufweist, ist im Hinblick auf den Energiebedarf ohne Belang, denn die Reduktion
von Cu2O zu metallischem Kupfer erfordert nur einen geringen Energieaufwand. Zur Verdampfung des
Zinks müssen der Magnetit und auch ein Teil des Eisens reduziert werden. Das Reduzieren und Verdampfen
des Zinks sind die am meisten Energie erfordernden Reaktionen. Als Ergebnis fallen Cu-Pb-Fe-Metallgemisch
(-legierung) sowie Flugstaub an, der nahezu ausschließlich aus Zink- und Bleioxid besteht
und weniger als 1% Cu enthält Der Flugstaub ist ein ausgezeichnetes Rohmaterial für die Zink- und
Bleigewinnung. Es hat sich gezeigt, daß bei einem Schwefelgehalt der Schlacke von unter 1% S eine weniger
Wertmetalle enthaltende Abfallschlacke erzielt wird als mit normaler, über 1% S enthaltender Schlacke.
Mit abnehmendem Schwefelgehalt steigen die Aktivitäten
der in der Schlacke enthaltenen Wertmetalle (Cu, Ni, Co, Pb, Zn usw.), und ihre Konzentrationen
sinken. Weiter erfolgt die schwerkraftbedingte Trennung z.B. des Kupfers von der Schlacke schneller,
da im Falle geringeren Schwefelgehalts zwischen Schlacke und Stein/Metall ein stärkeres Dichtegefälle
besteht. Das im schachtförmigen Ofen anfallende Rohrkupfer bzw. Spurstein, wird auf konventionelle Weise
ίο zusammen mit dem Metallgemisch des Elektroofens
im Konverter und Anodenofen raffiniert. Die dabei anfallenden Schlacken und Stäube werden erneut dem
Elektroofen zugeführt. Der Gesamtprozeß (vom Konzentrat bis zum Anodenkupfer) liefert bezüglich der
wertvolleren Metalle sehr hohe Ausbeuten - 98-99% Cu, 88-90% Zn, 89-98% Pb - und diese außerdem
in einer leicht weiterzuverarbeitenden Form. Auch die übrigen Metalle des Konzentrats, wie z. B. Sn, Sb
und Bi, reichern sich im Elektroofen-Staub an und lassen sich im Zusammenhang mit dem Zink- und Bleigewinnungsprozeß
gewinnen. Enthält das Konzentrat wirtschaftlich bedeutsame Mengen Kobalt und Nickel,
so gehen diese, erfolgt die Verarbeitung auf erfindungsgemäße Weise, im Schlackenreinigungs-Elektroofen
in das Metallgemisch über, wobei sich dann zwecks Gewinnens von Kobalt und Nickel eine separate Behandlung
des Metallgemisches empfiehlt. Die Edelmetalle Ag und Au gehen selbstverständlich ins Rohkupfer
über und fallen dann bei der Elektrolyse in
jo Form von Anodenschlamm an.
Im folgenden wird die Erfindung anhand von Zeichnungen, in denen Fig. 1 bis 4 Fließbilder bevorzugter
Ausführungsformen der Erfindung zeigen, und anhand von Beispielen, die von schachtförmigen Ofen- und
Elektroofenuntersuchungen, Kapazität ca. 11 Konzentrat/h
sowie Konverter- und Anodenofenbehandlungen ca. 501 Kupfer/Charge stammen, eingehender beschrieben.
In den Untersuchungen wurde mit verschiedenartigen, zusammensetzungsmäßig voneinander abweichenden Konzentraten gearbeitet. In den Tabellen I, II, III und IV sind, ausgehend von 1000 kg Konzentrat-Eintrag in den schachtförmigen Ofen (SFO), für die einzelnen Fälle die Stoffmengen und die Konzentrationen der wichtigsten Komponenten in den einzelnen Phasen des Prozesses zusammengestellt. Die Darstellung ist auf die Konverter- und Elektroofen(EO)behandlungen beschränkt. Die Anodenofenbehandlung setzt nicht in allen Fällen Sondermaßnahmen voraus.
In den Untersuchungen wurde mit verschiedenartigen, zusammensetzungsmäßig voneinander abweichenden Konzentraten gearbeitet. In den Tabellen I, II, III und IV sind, ausgehend von 1000 kg Konzentrat-Eintrag in den schachtförmigen Ofen (SFO), für die einzelnen Fälle die Stoffmengen und die Konzentrationen der wichtigsten Komponenten in den einzelnen Phasen des Prozesses zusammengestellt. Die Darstellung ist auf die Konverter- und Elektroofen(EO)behandlungen beschränkt. Die Anodenofenbehandlung setzt nicht in allen Fällen Sondermaßnahmen voraus.
In den entsprechenden, die verschiedenen Phasen des Prozesses darstellenden Blockschemas I, II, III und IV
sind die Hauptkomponenten-Verteilungen in den einzelnen Phasen wiedergegeben.
Verarbeitet wurde Kupferkonzentrat mit einem Gehalt von ca. 8% Zn und ca. 4% Pb; Tabelle 1. Der
schachtförmige Ofen lieferte 71,6% Cu enthaltenden Stein mit 1,3% Zn und 1,8% Pb sowie Schlacke mit
2,8% Cu und 0,23% S. Beim Verblasen des Steins zusammen mit dem vom Elektroofen gelieferten
Stein fiel 0,2% Pb und 98,8% Cu enthaltendes Rohkupfer an, das somit einen ausreichenden Reinheitsgrad
im Hinblick auf die Anodenofenbehandlung und die elektrolytische Raffination aufwies, die Konverterschlacke
wurde zusammen mit der Schlacke aus dem schachtförmigen Ofen im Elektroofen behandelt,
wobei Abfallschlacke mit 0,4% Cu, 0,1% Pb
und 1,6% Zn entstand. Der aus dem Elektroofen stammende Staub enthielt ca. 60% Zn und ca. 21% Pb,
aber nur 0,1% Cu, eignete sich also als Rohmaterial für die Zinkhütte. Der aus dem Konverter stammende
Staub wiederum, der ca. 79% Pb und ca. 10% Zn sowie praktisch überhaupt kein Kupfer enthielt, stellte ein
geeignetes Rohmaterial für die Bleihütte dar.
Aus F i g. 1 geht die Verteilung der einzelnen Komponenten in den verschiedenen Phasen (Stufen) des Verfahrens
hervor. Wie ersichtlich, wurden 98,8% des Kupfers als Rohkupfer gewonnen, das lediglich 1,5%
des Bleis enthielt. Entsprechend enthielt der Elektroofen-Staub 88,1% des Zinks und 65,4% des Bleis, aber
nur 0,1% des Kupfers. Der Konverter-Staub enthielt 32,3% des Bleis und 1,8% des Zinks und überhaupt
kein Kupfer, die Elektroofen-Abfallschlacke enthielt 1,2% des Kupfers, 1,8% des Bleis und 10,1% des Zinks.
Die Ausbeute der wichtigsten Metalle betrug somit:
Cu 98,8% als Blisterkupfer,
Pb 97,7% als Elektroofen- und Konverterstaub,
Zn 89,9% als Elektroofen- und Konverterstaub.
Neben der hohen Kupferausbeute wurden auch ausgezeichnete
Blei- und Zinkausbeuten erzielt, und zwar in Form nahezu reiner Metalloxide.
Verarbeitet wurde Kupferkonzentrat mit 5,8% Zn- und 0,68% Pb-Gehait. Die Stoffmengen und -konzentrationen
gehen aus Tabelle II, die Stoffverteilungen aus Fig. 2 hervor. Wie ersichtlich, wurden trotz niedriger
Ausgangskonzentrationen als im vorangehenden Beispiel gute Metallausbeuten erzielt:
Cu 98,8% als Rohkupfer,
Pb 83,8% als Elektroofen- und Konverterstaub,
Zn 88,0% als Elektroofen- und Konverterstaub.
Verarbeitet wurde Kupferkonzentrat mit 1% Ni und 0,54% Co-Gehalt. Der Prozeß umfaßte in diesem Falle
neben dem Schwebeschmelzen und dem Verblasen noch zwei separate Elektroofenbehandlungen (EO I und
EO II). Die Stoffmengen und -konzentrationen gehen aus Tabelle III, die Stoffverteilungen aus Fig. 3 hervor.
Im Konverter entsteht für die Anodenofenbehandlung gut geeignetes Blisterkupfer, im Elektroofen I ein
Metallgemisch, das sich ohne weiteres im Rahmen der normalen Elektrolyse als separater Kreis weiterbehandeln
läßt. Der Elektroofen II liefert ein Metallgemisch, das sich als Rohmaterial für die Kobalthütte eignet. Mit
der Abfallschlacke gehen verloren:
Cu 0,6%,
Co 30,0%,
Ni 5,0%.
Trotz relativ niedriger Co- und Ni-Ausgangskonzentrationen erhält man also bei Anwendung des erfindungsgemäßen
Verfahrens nicht nur unmittelbar erstklassiges Rohkupfer mit guter Ausbeute, sondern auch
beachtungswert gute Ausbeuten an Kobalt und Nickel in Form von Metallgemischen, die zwecks Gewinnung
dieser Metalle und auch zur Verbesserung der Cu-Gesamtausbeute separat weiterverarbeitet werden
können.
Verarbeitet wurde schwach eisenhaltiges Konzentrat mit hohem Kupfergehalt, welches 2,4 % Kobalt enthielt.
Das (erfindungsgemäße) Verfahren wurden hierbei günstigerweise in der Form angewandt, daß im schachtförmigen
Ofen unter nahezu völligem Verschlacken des Eisens und des Kobalts unmittelbar Rohkupfer
gewonnen wurde, die Behandlung der Schlacke erfolgte in zwei Stufen, in den Elektroöfen EO I und EO II,
wobei die erste Stufe ca. 98% Kupfer enthaltendes Metall mit 0,6% Co- und 1,5% Fe-Gehalt lieferte. Bei
der Weiterbehandlung der Schlacke lieferte der EO II ein Co-Fe-Cu-Metallgemisch; die reine Abfallschlacke
enthielt 0,2% Cu und 0,3% Co. Das Rohkupfer eignet sich unmittelbar als solches für die Anodenofenbehandlung,
das vom Elektroofen I gelieferte Kupfermetall als separater Kreis für die Elektrolyse. Das
vom Elektroofen II gelieferte Metallgemisch ist ein geeignetes Rohmaterial für die Kobaltgewinnung. Die
Stoffmengen und -konzentrationen sowie die Verteilungen in den einzelnen Phasen (Stufen) des Prozesses
gehen aus Tabelle IV und Schema 4 hervor.
Wie aus den obigen Beispielen hervorgeht, lassen sich gemäß der vorliegenden Erfindung auf günstige
Weise Rohkupfer und Anodenkupfer aus sog. unreinen Kupfererzen oder -konzentraten gewinnen durch möglichst
gute Ausnutzung der in letzteren enthaltenen Wärmeenergie beim mit hohem Oxidationsgrad verbundenen
Suspensionsschmelzen der Erze oder Konzentrate zu Spaltstein oder direkt zu Rohkupfer sowie
je nach Gegebenheiten durch damit kombinierte, der aus den Beispielen hervorgehenden Prinzipien folgende
so Konverter- oder Anodenbehandlungen sowie Schlakkenreinigung, wobei auch bezüglich der Begleitmetalle
gute Ausbeuten erzielt werden.
Fc
SiO2
Gesaml- Cu
menge
menge
FSC) | KKX) | 170 | 17 | 280 | 28 | 39 | 3,9 | 83 | 8,3 | 30 | 3 | 356 | 35,6 |
Konzentrat | 208,7 | 144,4 | 71,6 | 8,4 | 4,0 | 3,7 | 1,8 | 2,7 | 1,3 | 1,2 | 0,56 | 39,7 | 19,0 |
Stein | 732.1 | 20.6 | 2.8 | 271.6 | 37,1 | 35,3 | 4,8 | 80,3 | 11,0 | 130,2 | 17,8 | 1,7 | 0,23 |
Schlacke | |||||||||||||
Fortsetzung
Gesamt | Cu | Fe | Pb | Zn | SiO2 | S |
menge | ||||||
(kg) | (kg) (1H | .) (kg) {% | .) (kg) ("/, | .) (kg) C/ | .) (kg) Oi | ■) (kg) (%) |
Konverter
FSO-Stein
EO-McUtII
Schlacke
Blister
Staub
FSO-Schlacke
Konverterschlacke
Konverterschlacke
Metall
Schlacke
SUiub
208,7 149,4 71,6
57,5 29,3 51,0
68 10,8 15,9
120,0 167,9 98,8
16 - -
732,1
68
68
57,5 510
123
123
20,6 10,8
29,3 2,1 0,1
51,0 0,4 0,1
8,4
7,5
15,9
271,6 15,9
7,5
279,5
0,5
4,0 | 3,7 | 1,8 | 2,7 | 1,3 | 1,2 | 0,56 | 39,7 | 19,0 |
13,0 | 17,3 | 30,1 | 2,5 | 4,4 | 0,1 | 0,1 | - | - |
23,4 | 8,2 | 12,1 | 3,7 | 5,4 | 17,0 | 25 | 0,2 | 0,3 |
- | 0,4 | 0,2 | - | - | - | - | - | - |
12,6 | 78,8 | 1,5 | 9,4 | — | — | — | - | |
37,1 | 35,3 | 4,8 | 80,3 | 11,0 | 130,2 | 17,8 | 1,7 | 0,23 |
23,4 | 8,2 | 12,1 | 3,7 | 5,4 | 17,0 | 25 | 0,2 | 0,3 |
13,0 | 17,3 | 30,1 | 2,5 | 4,4 | 0,1 | 0,1 | - | - |
54,8 | 0,7 | 0,1 | 8,4 | 1,6 | 147,2 | 28,9 | 1,5 | 0,30 |
0,4 | 25,5 | 20,7 | 73,1 | 59,4 | - | - | 0,4 | 0,3 |
Fe
Pb
Zn
SiO2
Gesamt- Cu menge
FSO | 1000 | 241 | 24,1 | 289 | 28,9 | 6,8 | 0,68 | 58 | 5,8 | - | 37 | 3,7 | 329 | 32,9 |
Konzentrat | 304,6 | 213,8 | 70,2 | 17,3 | 5,7 | 2,0 | 0,7 | 4,1 | 1,3 | 1,8 | 0,6 | 64,0 | 21,0 | |
Stein | 642,3 | 27,2 | 4,2 | 271,7 | 42,3 | 4,8 | 7,5 | 53,9 | 8,4 | 167,0 | 26 | 2,6 | 0,4 | |
Schlacke | ||||||||||||||
Konverter | 304,6 | 213,8 | 70,2 | 17,3 | 5,7 | 2,0 | 0,7 | 4,1 | 1,3 | 1,8 | 0,6 | 64,0 | 21,0 | |
FSO-Stein | 50 | 39,3 | 78,6 | 7,7 | 15,4 | 1,6 | 3,2 | 1,1 | 2,2 | - | - | 1,0 | 2,0 | |
EO-MeUiII | 60 | 15,1 | 25,2 | 25,0 | 41,7 | 1,9 | 3,2 | 4,4 | 7,3 | 15 | 25 | 0,2 | 0,4 | |
Schlacke | 241 | 238 | 98,8 | - | - | 0,1 | 0,04 | - | - | - | - | - | - | |
Blister | 3,0 | - | - | - | - | 1,6 | 53,3 | 0,8 | 26,7 | - | - | - | - | |
SUiub | ||||||||||||||
EO | 642,3 | 27,2 | 4,2 | 271,7 | 42,3 | 4,8 | 7,5 | 53,9 | 8,4 | 167,0 | 26 | 2,6 | 0,4 | |
FSO-Schlacke | 60 | 15,1 | 25,2 | 25,0 | 41,7 | 1,9 | 3,2 | 4,4 | 7,3 | 15 | 25 | 0,2 | 0,4 | |
Konverter- | ||||||||||||||
Schlacke | 50 | 39,3 | 78,6 | 7,7 | 15,4 | 1,6 | 3,2 | 1,1 | 2,2 | - | - | 1,0 | 2,0 | |
Metall | 505 | 2,9 | 0,5 | 288,4 | 57,1 | 1,0 | 0,2 | 7,0 | 1,4 | 182,0 | 36,0 | 2,0 | 0,4 | |
Schlacke | 72 | 0,1 | 0,1 | 0,6 | 0,8 | 4,1 | 5,7 | 50,2 | 69,7 | — | - | 0,5 | 0,7 | |
SUiub | ||||||||||||||
Tabelle III | ||||||||||||||
Fc
Co
Ni
SiO2
Gesamt- Cu menge
FSO | 1000 | 2(,l | 26,1 | 213 | 21,3 | 5,4 | 0,54 | IO | 1,0 | 267 | 26,7 | 170 | 17,0 |
Konzentrat | 330 | 241,9 | 73,3 | 14,8 | 4,5 | 0,66 | 0,2 | 5,9 | 1,8 | 62,4 | 18,9 | ||
Stein | 550 | 19.1 | 3.5 | 19S.2 | 36.0 | 4.74 | 0.K6 | 4,1 | 0,75 | 0,9 | 0,17 | 170 | 30,9 |
Schlacke | |||||||||||||
ίο
Fortsetzung
Fe
Co
Ni
SiO1
Gesamt- Cu
menge
menge
Konverter | 330 | 241,9 | 73,3 | 14,8 | 4,5 | 0,66 | 0,2 | 5,9 | 1,8 | 62,4 | 18,9 | 18,6 | 30 |
FSO-Stcin | 235 | 227,9 | 97,0 | - | - | - | - | 1,40 | 0,6 | - | - | ||
Blister | 62 | 14,0 | 22,6 | 14,8 | 23,9 | 0,66 | 1,1 | 4,5 | 7,3 | 0,1 | 0,18 | 170 | 30,9 |
Schlacke | 18,6 | 30 | |||||||||||
EOl | 550 | 19,1 | 3,5 | 198,2 | 36,0 | 4,74 | 0,86 | 4,1 | 0,75 | 0,9 | 0,17 | ||
FSO-Schlacke | 62 | 14,0 | 22,6 | 14,8 | 23,9 | 0,66 | U | 4,5 | 7,3 | 0,1 | 0,18 | - | |
Konverter | 188,6 | 33,1 | |||||||||||
schlacke | 29 | 26,0 | 90,2 | 0,29 | 1,0 | 0,03 | 0,1 | 1,4 | 4,9 | 0,6 | 2,0 | ||
Metall I | 570 | 7,1 | 1.24 | 212,7 | 37,3 | 5,37 | 0,94 | 7,2 | 1,26 | 0,4 | 0,07 | 188,6 | 33,1 |
Schlacke | |||||||||||||
EOlI | 570 | 7,1 | 1,24 | 212,7 | 37,3 | 5,37 | 0,94 | 7,2 | 1,26 | 0,4 | 0,07 | 188,6 | 34,9 |
EO !-Schlacke | 30 | 5,48 | 18,2 | 12,9 | 43,1 | 3,75 | 12,5 | 6,66 | 22,2 | 0,25 | 0,8 | ||
Metall II | 540 | 1,62 | 0,3 | 199,8 | 37,0 | 1,62 | 0,3 | 0,54 | 0,1 | 0,15 | 0,02 | ||
Abfallschlacke | |||||||||||||
Tabelle IV | |||||||||||||
Fe
Co
SiO2
CaO
Gesamt- Cu
menge
menge
FSO | 1000 |
Konzentrat | 527 |
Blister | 383 |
Schlacke | |
EOl | 383 |
FSO-Schlacke | 33 |
Metal! I | 350 |
Schlacke | |
EOII | 350 |
EO !-Schlacke | 50 |
Metall II | 300 |
Abfallschlacke | |
*) CaO-Zusatz | |
558 55,8 21,9 2,19 24,2 515,8 97,9 0,1 0,02 42,2 11,0 21,8 5,7 24,2
2,42 180 18 127,1 12,7
2,6 0,5
6,3 0,23 0,06 127,1 33,2
6,3 0,23 0,06 127,1 33,2
42.2 11,0 21,8 5,7 24,2 6,3
32.3 97,9 0,5 1,5 0,2 0,6 9,89 2,8 21,3 6,1 24,0 6,9
9,89 2,8 21,3 6,1 24,0 6,9
9,29 18,6 19,2 38,4 23,1 46,2
0,6 0,2 2,1 0,7 0,9 0,3
0,23 0,06 127,1 33,2
0,23 0,06 127,1 36,3
0,23 0,06 127,1 36,3
84*
0,23 0,06 127,1 36,3 84 24,0 0,23 0,08 127,1 42,4 105*) 35,0
Hierzu 4 Blatt Zeichnungen
Claims (4)
1. Verfahren zur Gewinnung von Rohkupfer aus schädliche und/oder wirtschaftlich bedeutsame
Mengen anderer Nichteisenmetalle, wie Zink und Blei, enthaltenden Kupfererzen oder -konzentraten
durch Anwendung des an sich bekannten Schwebeschmelzens zum Primärschmelzen des Konzentrats
und Elektroofenreduktion zum Reinigen der Schlacke sowie eines Konverters zur Raffination
des erzeugten Steins und/oder Rohmaterials sowie eines Anodenofens zur Gewinnung von Anodenkupfer
aus Rohkupfer, dadurch gekennzeichnet, daß im schachtförmigen Ofen aus dem Konzentrat
70-98% Cu enthaltender Stein und/oder Metall und weniger als 1% S enthaltende Schlacke
gewonnen werden und daß der anfallende Flugstaub erneut dem Eintrag zugeschlagen wird, die
weniger als 1% Schwefel enthaltende Schlacke im Elektroofen bei einer Temperatur von 1300- 15500C
mit Hilfe von Koks auf einen Kupfergehalt von unter 0,5% und in der Hauptsache zu Kupfer-Blei-Eisen-Metall-Gemisch
reduziert, die im schachtförmigen Ofen und im Elektroofen erzeugten Steine,
Rohmetalle und/oder Rohmetallgemische im Konverter zu Rohkupfer verarbeitet, die dabei anfallende,
weniger als 1 % S enthaltende Schlacke zusammen mit der aus dem schachtförmigen Ofen
stammenden Schlacke dem Schlackenreinigungs-Elektroofen zugeführt, das im Konverter anfallende
Rohkupfer im Anodenofen zu Anodenkupfer raffiniert und der in bezug auf Zink, Blei u. dgl. hochgradig
nichteisenmetallhaltige, bezüglich Kupfer jedoch gehaltsarme Flugstaub als Rohmaterial dem
o. g. Metallgewinnungsprozeß zugeführt wird.
2. Verfahren nach Anspruch 1, dadurch gekennzeichnet, daß der bei der Elektroofenreduktion der
schachtförmige Ofen- und Konverterschlacke anfallende, in bezug auf Zink, Blei u. dgl. hochgradig
nichteisenmetallhaltige, bezüglich Kupfer jedoch gehaltsarme Flugstaub dem o. g. Metallgewinnungsprozeß als Rohmaterial zugeleitet wird.
3. Verfahren nach Anspruch 1, dadurch gekennzeichnet, daß, enthält das Konzentrat und/oder
Erz wirtschaftlich bedeutsame Mengen Kobalt und/ oder Nickel, das im SchlacUenreinigungs-Elektroofen
anfallende Metallgemisch, welches den Großteil des im Konzentrat vorhanden gewesenen
Nickels und Kobalts enthält, zwecks Gewinnung dieser Metalle separat weiterverarbeitet wird.
4. Verfahren nach Anspruch 1, dadurch gekennzeichnet, daß, enthält das Konzentrat und/oder
Erz wirtschaftlich bedeutsame Mengen Kobalt und/ oder Nickel, die Reinigung der schachtförmige
Ofen-Schlacke im Elektroofen in zwei Stufen erfolgt, wobei zuerst in der Hauptsache Kupfer enthaltendes
Metall und zum Schluß kupferärmeres, in der Hauptsache Kobalt und/oder Nickel enthaltendes
Metallgemisch anfällt.
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Publications (2)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
DE2707578A1 DE2707578A1 (de) | 1977-08-25 |
DE2707578B2 true DE2707578B2 (de) | 1978-02-16 |
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ID=8509774
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- 1976-02-23 FI FI760455A patent/FI63441C/fi not_active IP Right Cessation
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- 1977-02-22 CA CA272,384A patent/CA1085620A/en not_active Expired
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