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 enthalten

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DE2707578B2 DE19772707578 DE2707578A DE2707578B2 DE 2707578 B2 DE2707578 B2 DE 2707578B2 DE 19772707578 DE19772707578 DE 19772707578 DE 2707578 A DE2707578 A DE 2707578A DE 2707578 B2 DE2707578 B2 DE 2707578B2
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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
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 entsprechenden, die verschiedenen Phasen des Prozesses darstellenden Blockschemas I, II, III und IV sind die Hauptkomponenten-Verteilungen in den einzelnen Phasen wiedergegeben.
Beispiel I
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.
Beispiel II
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.
Beispiel III
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.
Beispiel IV
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.
Tabelle
Fc
SiO2
Gesaml- Cu
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
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
57,5 510
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
Tabelle il
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
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
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
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
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)

Patentansprüche:
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.
DE19772707578 1976-02-23 1977-02-22 Verfahren zur gewinnung von rohkupfer aus kupfererzen oder -konzentraten, welche schaedliche oder wirtschaftlich bedeutsame mengen an anderen nichteisenmetallen enthalten Ceased DE2707578B2 (de)

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