DE2747586A1 - Verfahren und vorrichtung zur kontinuierlichen gewinnung von schwermetallphasen, insbesondere von eisenarmen metallischem rohzinn - Google Patents
Verfahren und vorrichtung zur kontinuierlichen gewinnung von schwermetallphasen, insbesondere von eisenarmen metallischem rohzinnInfo
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Description
Anlage zum Patentgesuch der - 8 - H 77/75
Klöckner-Huniboldt-Deutz Gr/Wr
Aktiengesellschaft
vom 18. Okt. 1977
Verfahren und Vorrichtung zur kontinuierlichen Gewinnung von Schwermetallphasen, insbesondere von eisenarmem metallischem
Rohzinn
Die Erfindung betrifft ein Verfahren und eine Vorrichtung zur kontinuierlichen Gewinnung von Schwermetallphasen, insbesondere
von eisenarmem metallischem Rohzinn aus sulfidischen und/oder oxidischen Erzkonzentraten, insbesondere aus eisenreichen
Zinnerz-Konzentraten.
Zinn, eines der seit Bestehen menschlicher Kultur am längsten bekannten Wertmetalle,wurde bereits seit 5000 Jahren ohne
größere Probleme aus Cassiterit-Erz in Anwesenheit von Kohle bei verhältnismäßig niedrigen Temperaturen gewonnen.
Im Laufe der neueren Zeit ergaben sich jedoch, insbesondere im Zusammenhang mit der Erschöpfung zinnreicher, eisenarmer
Erzlagerstätten, Schwierigkeiten mit der Gewinnung von Zinn aus eisenreichen Erzkonzentraten, was dazu führte, daß die
Verhüttung mehrstufige und damit kostenaufwendige Prozesse erforderlich machte. Nachdem man anfänglich die Verhüttung
solcher komplexen Erze mit höherem Eisengehalt und relativ niedrigem Zinngehalt als wirtschaftlich uninteressant angesehen
hatte, wurde zunächst der Weg beschritten, diese Erze in Mischung mit eisenarmen, zinnreichen Erzen zu verschneiden
und anschließend zu verhütten. - 9 -
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Mit der Entwicklung der Naßmetallurgie wurden sodann neue
Wege zur Konzentration des Zinngehaltes im Erz sowie zur Abtrennung von Fremdaetallen aufgezeigt, Jedoch haben auch
diese durchaus praktikablen Verfahren den Nachteil, daß sie mit relativ hohen Kosten verbunden sind·
Mit der Verflüchtigungsmethode schließlich wurde ein weiterer Weg gefunden, welcher noch heute dem Stande der Technik entspricht, wonach überwiegend die zur Zeit praktizierten Verhüttungsverfahren von komplexen, zinnhaltigen Erzen betrieben werden. Diese begannen wirtschaftlich interessant zu
werden, als man entdeckt hatte, daß bei Zugabe von Pyrit ein Zinnsulfid mit relativ hohen Dampfdrücken verhältnismäßig
leicht verflüchtigt werden konnte, wobei dieses Zinnsulfid durch Verbrennung in der Gasphase zu Zinnoxid umgewandelt und
nach Sublimierung als feste Phase niedergeschlagen werden konnte.
Als Nachteil wird jedoch auch hierbei empfunden, daß die erforderliche Kette von Prozeßschritten aufwendig, mit hohem
Energieverbrauch verbunden und nicht frei von Umweltproblemen ist. .
Hieraus ergibt sich die Aufgabe der Erfindung. Diese besteht darin, ein Verfahren sowie eine Vorrichtung zur Gewinnung
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von metallischem Zinn aus komplexen, insbesondere eisenhaltigen bis stark eisenhaltigen Erzen mit relativ geringem Gehalt
an Zinn bereitzustellen, welche es gestatten, diese Erze möglichst wirtschaftlich zu verhütten. Insbesondere wird angestrebt,
diesen Verhüttungsprozeß in einer möglichst geringen Anzahl von Prozeßschritten, das heißt, möglichst unkompliziert
durchzuführen, dabei soweit als irgend möglich den Aufwand an Energie zu reduzieren und mit umweltfreundlichen
Methoden sowohl ein möglichst eisenarmes Produkt als Rohzinn herzustellen, als auch andererseits eine Schlacke mit äußerst
niedrigen Gehalten an Wertmetallen, insbesondere an Zinn·
Die Aufgabe wird dadurch gelöst, daß das Konzentrat in neutraler bis schwach-reduzierender Atmosphäre geschmolzen wird,
daß die eine Mischung von Metall-Silikaten, Insbesondere von Zinn- und Eisensilikaten enthaltende Schmelze mit gasförmigen
Reduktionsmitteln in einer Stufe reduziert wird, und daß die Reduktion bei einer solchen Reduktionstemperatur und mit
einem solchen Reduktions-Potential des Reduktionsgases durchgeführt wird, daß eine Mitreduktion von Eisensilikat zu
Eisen thermodynamisch verhindert wird«
l·
In Ausgestaltung des Verfahrens wird die Reduktion bei einer Temperatur oberhalb des Boudouard-Gleichgewichtes durchgeführt.
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Welter ist vorgesehen, daß das Reduktionsgas ein Gemisch von CO2 und CO enthält. Das Reduktionsgas kann Jedoch auch ein
Gemisch von anderen Kohlenwasserstoffen mit CO2 enthalten.
In Ausgestaltung der Erfindung ist vorgesehen, daß das Reduktionsgas bei einer Reduktionstemperatur von ca. 1.100 0C
ein Reduktionspotential log£jbC02 / ^bCO) in den Grenzen von
+0,6 bis -O9I9 entsprechend ca. 80 # CO2 / 20 % CO bis
44 % CO2 / 56 Ji CÖ aufweist.
Ferner ist vorgesehen, daß das Reduktionsgas bei einer Reduktionstemperatur von ca. 1.300 0C ein Reduktionspotential
1Og^pCO2 / ρCOJ in den Grenzen zwischen +0,65 bis -0,2 entsprechend ca. 62 Jt CO2 / 18 Ji CO bis 39 % CO2 / 61 % CO
aufweist. Sine vorzugsweise Ausgestaltung der Erfindung sieht vor, daß im Intervall der Redaktionstemperaturen von ca.
1.100 0C bis ca· 1,300 0C vorzugsweise ein Reduktionspotential log£>pC02 / M>CO) von annähernd 0,35 entsprechend ca.
70 % CO2 / 30 Jt CO eingestellt wird.
Dabei erweist es sich als thermodynamisch wichtige Regel, daß einem Reduktionspotential mit weiter auseinanderliegenden
Grenzwerten log A? CO2 /49 CoTjeweils höhere Reduktionstemperaturen zugeordnet sind und umgekehrt, entsprechend dem
von den Gleichungen SnO9 . + 2 COg'^ ^T Sn + 2 CO9 (III) und FeO + Cq^SfeSFe + CO5, (IV) sowie der Boudouard-Gleichung
Z + CO2^v2 CCU (V) umgrenzten Arbeitsfeld.
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Einer der wesentlichen Vorteile des erfindungsgemäßen Verfahrens liegt darin, daß es sich zur vollkontinuierlichen
Durchführung eignet. Deshalb ist es zweckmäßig und als Voraussetzung
für den kontinuierlichen Prozeßablauf unerläßlich, daß der am Anfang des Verfahrens stehende Schmelzprozess
kontinuierlich, vorzugsweise im Schwebeschmelzverfahren durchgeführt wird.
Dabei ist es für die Vermeidung zu hoher Sauerstoffanteile in
der Schmelze zweckmäßig, daß der Schmelzprozeß mit einem stöchiometrischen bis schwach unterstöchiometrischen Flammengas
eines vorzugsweise gasförmigen Brennstoffes bei dessen Verbrennung mit einem sauerstoffhaltigen, vorzugsweise angewärmten
Gas durchgeführt wird.
Um zu verhindern, daß das bei der Reduktion entstehende flüssige Zinnmetall in Berührung mit der eisensilikatischen
Lösung unerwünscht hohe Anteile an metallischem Eisen lösen kann, wird zweckmäßig so vorgegangen, daß die Reduktion
unter Einhaltung möglichst kurzer Kontaktzeiten zwischen Metall und Schlacke durchgeführt wird.
Um dies zu erreichen, wird mit Vorteil die mit flüssigem Metall angereicherte, schwerere Phase der Schmelze und die
die Schlacke bildende, von Wertmetallanteilen verarmte leichtere Phase der Schlacke schichtenweise im Gegenstrom
zueinander durch den Reaktionsraum geführt.
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. 13 - H
Dabei ist es zweckmäßig, daß zur Einstellung und Einhaltung kontinuierlicher Reaktionsabläufe die Stoff-Stromdichten der
festen und/oder der flüssigen und/oder der gasförmigen
Phasen annähernd konstant gehalten werden.
Es ist darUberhinaus von Vorteil, daß zur raschen Sedimentation der sich bildenden und/oder gebildeten Metall tropf chen
in das Metallbad eine intensive örtliche konvektive Bewegung der Schmelze und/oder der Schlacke herbeigeführt wird.
Zur Herstellung und Aufrechterhaltung einer konstanten Stoffstromdichte mindestens der gasförmigen Reaktionsteilnehmer
kann dabei mit Vorteil von der Maßnahme Gebrauch gemacht werden, daß ununterbrochen unverbrauchtes, frisches Reduktionsgas an die Phasengrenzschicht, vorzugsweise zwangsweise,
herangeführt wird.
Die8 wird dadurch erreicht, daß das Gas unter Bildung eines
geschlossenen, gebündelten Strahles mit möglichst hoher kinetischer Energie an die Phasengrenzschicht herangeführt
wird, vorzugsweise so, daß ein Spritzen des Schmelzbades vermieden wird.
Zweckmäßigerweise wird dabei das Gas durch mindestens einen
stationären Blasstrahl auf die Schmelze aufgeblasen, wobei die Schmelze mit annähernd konstanter Geschwindigkeit in
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Längsrichtung des Reaktionsraumes strömt, und sich dabei unter dem'Blasstrahl in Richtung auf den Schlackenaustrag zu bewegt.
Um das sich unterhalb des Blasstrahles ergebende kinetische Reaktionssystem im Bereich der flüssigen und gasförmigen
Phasen möglichst wirksam zu gestalten, wird zweckmäßig von der Maßnahme Gebrauch gemacht, daß die Badtiefe der Schmelze in
Strömungsrichtung der Schlacke abnimmt.
Eine weitere, die vorteilhafte Wirkung der Erfindung stützende Maßnahme besteht darin, daß zum Heranführen des Reduktionsgases mit möglichst hohem Energiepotential eine Aufblastechnik
mit Hochgeschwindigkeitsstrahl angewendet wird. Dies wird dadurch erreicht, daß der Strahl nach Austritt aus
der Düse Geschwindigkeiten zwischen Mach 1 bis 3 hat.
Eine Vorrichtung zur Durchführung des Verfahrens umfaßt einen Reaktor mit einer Ofenwanne, sowie mit einer Einrichtung zum
Schmelzen in der Schwebe auf der Seite der Materialaufgäbe,
sowie auf der Gegenseite mit einem Überlaufwehr zum Abfluß der Schlacke, und dazwischenliegend mit einer langgestreckten
Wanne, welche vom Überlaufwehr der Schlacke zur Schmelzeinrichtung
hin ein Gefälle und auf der Seite der Schmelzeinrichtung einen Ablauf für das flüssige Metall aufweist, dessen
Niveau tiefer als das SchlackenUberlaufwehr liegt, sowie mit einem als Abweiser unter den Spiegel des flüssigen Metalles in
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den Bereich des tiefsten Wannenteiles hineinragenden Wandteil
und schließlich mit einem in den Gasraum des Reaktors hineinragenden System von Blaslanzen für das Reaktionsgas·
Dabei ist es zweckmäßig, daß im Bereich der Materialaufgabe
des Reaktors ein Gasabzug angeordnet ist. Ferner kann an dem entgegengesetzten Ende des Reaktors eine Öffnung zum Einleiten oder Ableiten von Gas angeordnet sein.
Und schließlich kann die Vorrichtung zweckmäßig so ausgestaltet sein, daß der Reaktor im Bereich unterhalb der Schmelzeinrichtung von dem übrigen Reaktioneraum gasraumseitig durch
einen Einbau getrennt ist.
In Ausgestaltung der Vorrichtung 1st weiter vorgesehen, daß
die Lanzen in Längsrichtung des Reaktors In annähernd gleichem Abstand angeordnet sind.
Dabei können die Lanzen - wie an sich bekannt - mit einer Kühl einrichtung,vorzugsweise für Wasser, sowie mit einem als Laval
düse oder einer ähnlichen DUsenform ausgebildeten Mundstück ausgestattet sein·
Im folgenden wird die Erfindung anhand von Phasendiagrammen sowie Zeichnungen von Ausführungsbeispielen veranschaulicht
und anhand dieser Darstellungen näher erläutert. Es zeigen:
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Fig. 1 ein Phasendiagramm Sn/Sn02/Fe/Fe0;
log (p CO2 / ρ CO)
Fig.^ 2 ein Phasendiagramm Sn/SnSiO^/Fe/FeSiO,,
Fig. 3 ein Phasendiagramm Sn/SnSiO^/Fe/FeSiO,
in Abhängigkeit von Mol-Fraktionen SnO,
Fig. 4 ein Reaktionssystem mit Blasstrahl,
Fig. 5 einen Schmelz- und Reduktions-Reaktor zur Durchführung
des Verfahrens,
Fig. 6 das Blockschaltbild einer Verhüttungsanlage
nach der Erfindung.
Die Erfindung wird zweckmäßig anhand der folgenden theoretischen Überlegungen dargestellt und erläutert:
Nach dem Stand der Technik erfolgt die Gewinnung des in oxidischer
Form in einem Konzentrat vorliegenden Zinns - wie bereits erwähnt - durch Schmelzen des Erz-Konzentrates in
Drehflammofen, stationären Herdofen oder Elektroöfen unter reduzierenden Bedingungen. Als Reduktionsmittel gelangt dabei
ausschließlich feste Kohle zum Einsatz, die möglichst arm an Asche und flüchtigen Bestandteilen sein soll.
Der Ablauf dieser Reduktionsarbeit mit fester Kohle findet formelmäßig seinen Ausdruck in der Bruttogleichung:
2 SnO2 + 3 C = 2Sn + 2 CO +CO2 (I)
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Thermodynamisch läßt sich das chemische Gleichgewicht dieser
Brutto-Reaktion wie folgt ausdrücken: log K(f j * log
a2Sn · p2C0
Hier bedeuten:
"Cl η = Aktivität der festen und flüssigen Reaktionsteilnehmer,
»p w , s Partialdruck der gasförmigen Reaktionsteilnehmer,
= fest; " -c n = flüssig; w 2 " = gasförmig
Da die Gleichgewichtsbeziehung (1) eindeutig auch über die
gasförmigen Reaktionsteilnehmer festgelegt werden kann, läßt sich die Gleichung ebenfalls als Verhältnis der gasförmigen
Reaktionsteilnehmer wiedergeben:
P CO«
log - =1.5 log ρ CO9 -0.5 log k, r. ν (2)
ρ CO * K~>
Weist das Konzentrat aufgrund der Provenienz der geförderten Zinnerze auch einen erhöhten Eisengehalt auf, so reagiert das
Eisenoxid unter reduzierenden Bedingungen mit fester Kohle nach der Bruttogleichung:
2 Fe5O, + 4.5 C =4 Fe, + 3 CO +1.5 C0P (II)
2^ 4 If d£
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Da festes Ρβ£°3 und c» sowie flüssiges Eisen keine Mischphasen
miteinander bilden, gilt entsprechend für die Gleichgewichtsbeziehung dieser Reaktion:
log p C02 = 1,5 log ρ CO2 -0,33 Ig K(J ) (3)
ρ CO ~
In den Gleichgev/ichtsbeziehungen (2) und (3) der Bruttogleichungen
(I) und (II) wurde der Einfluß der festen Reduktionskohle über die Bouduard-Reaktion berücksichtigt, das heißt,
den tatsächlichen Verhältnissen im Schmelzaggregat Rechnung getragen.
Die genannten Brutto-Gleichungen lassen sich aber auch in folgende Teilreaktionen aufsplitten:
SnO2 + 2 COe^=Sn + 2 CO2- (III)
FeO^ + CO fl^SFe» + CO2^ (IV)
Die Gleichung (V) ist als sogenannte "Bouduard-Reaktion"
bekannt.
Nach den Gleichungen (III) und (IV) erfolgt die Reduktion der festen Oxide so, als wenn jedes Konzentratkorn nur von einem
Reduktionsgas umspült wird, das von einer externen Gasquelle zum Konzentratkorn gelangt.
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Fig. 1 gibt die Existenzbereiche der oxidischen und metallischen Phasen von Zinn und Eisen, entsprechend den Gleichgewichtsbeziehungen
der Reaktionen (III) und (XV) bei einer C02/C0-Atmosphäre wieder. Die Gleichgewichtslinie mit der
Boudtüard-Reaktion (V) zeigt, von welcher Temperatur an mit
einer Reduktion nach (III) und (IV) gerechnet werden kann. Das Phasendiagramm in Fig. 1 mit den Gleichgewichtslinien
der Reaktionen (III), (IV) und (V) läßt theoretisch die Deutung zu, daß mit einem COg/CO-Gasgemisch bei einem definierten
Reduktionspotential metallisches Zinn aus Zinnoxid erzeugt werden kann, während das Eisen in oxidischer Form
erhalten bleibt.
Bei Erreichung des Gleichgewichtszustandes weist das Gas in der reduzierten Mischung, beispielsweise bei 1.373 K die Zusammensetzung
:
Für die Gleichung (III): CO2 = 80 %; CO = 20 %
Für die Gleichung (IV): CO2 - 44 %\ CO = 56 %
Bezogen auf den Mol-Umsatz bedeutet dies theoretisch eine 80 #ige Reduktion des Zinnoxides bei einer gleichzeitigen Mitreduktion des Eisens zu 44 %, sofern die Reduktion mit einem
100 #igen CO-Gas bei fester Mischung begonnen wurde. Würde man theoretisch ein Reduktionsgas, bestehend aus 30 % CO
und 70 % CO2 für die Reduktionsarbeit an der festen Mischung
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verwenden, so verliefe der Umsatz der Reaktionen (III) und
(IV) bei 1.373 K bis zur Erreichung des Gleichgewichtszustandes der Reaktionsteilnehmer. Das bedeutet:
Bei einer Temperatur von 1.373 K und dem entsprechenden Reduktion spotential log P COp / P CO ist wohl eine Reduktion
des Zinkoxides aus der festen Charge· möglich, nicht aber eine Reduktion des Eisenoxides.
Theoretisch könnte also aus einem festen Gemisch mit einem Reduktionsgas, dessen Reduktionspotential sich innerhalb
des durch die Gleichgewichtslinien (III) und (IV) gekennzeichneten
Feldes, und dessen Temperatur sich oberhalb des durch die Linie (V) gekennzeichneten Bouduard-Gleichgewichtes
bewegt, Zinnoxid zu Zinnmetall reduziert werden, ohne daß eine Mitreduktion des Eisens stattfindet. Von dieser
Erkenntnis macht die Erfindung als einer ihrer theoretischen Grundlagen - zusammen mit weiteren erfinderischen Überlegungen-Gebrauch.
Anders sehen die Verhältnisse aus, wenn die Reduktion über Zumischen von fester Kohle erfolgt.
Die Phasengrenzlinien (I) und (II) kennzeichnen die Trennlinien der Existenzbereiche von Zinndioxid und Eisenoxid bei
Anwesenheit von fester Kolale.
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Diese beiden Gleichgewichtslinien, links von der Boudouard-Gleichgewichtslinie
(V) dokumentieren, daß bei Anwesenheit von festem Reduktionsmittel Kohle in der Charge und in Temperaturbereichen
rechts der Boudouardlinie neben der Reduktion des Zinnoxides immer auch eine Reduktion des Eisenoxides
stattfindet. Hierbei gebildetes COp wird nach der Boudouard-Reaktion
durch festen Kohlenstoff spontan zu CO reduziert, wodurch die Gasatmosphäre sich in den Bereich unterhalb der
Gleichgewichtslinie (EV) verschiebt. Dies führt dazu, daß eine selektive Reduktion von Zinnoxid in Anwesenheit von festem
Reduktionsmittel Kohle nicht realisiert werden kann.
Bei den vorstehenden Betrachtungen wurde bisher zunächst davon ausgegangen, daß die Reaktionsteilnehmer und die Reaktionsprodukte
keine Mischphasen miteinander bilden. In der Praxis läßt sich jedoch in herkömmlichen Schmelzöfen
mit den dort erreichbaren Temperaturen und technisch vertretbaren Verweilzeiten das chemische Gleichgewicht nicht erreichen,
weshalb der formelmäßige Umsatz der Reaktionen (III) und (IV) nicht quantitativ erfolgt.
Denn die nicht zu Metall reduzierten Oxide reagieren in der Schmelze mit dem vorhandenen SiO2 der Charge zu Silikaten.
Nach P. Wright
"EXTRACTIVE METALLURGY OF TIN» Elsevier, London, 1968, Seiten 18 bis 85
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kann die Silikatbildung folgendermaßen ausgedrückt werden:
SiO2^Sr SnSiO3g (VI)
Fex + 0,5O2 + SiO2 S^- FeSiO3 (VII)
Stehen diese beiden Silikatlösungen miteinander im Gleichgewicht, dann gilt für die Gleichgewichtskonstante die Beziehung:
SnSiO3 + Fe^=5^?Sn. + FeSiO3^ (VIII)
^ (4a)
(SnSiO3) [FeJ oder, anders ausgedrückt:
K (vm
[on] K (vm ) (SnSiO3)
Ausgehend von diesen Gleichungen ist erkennbar, daß flüssiges Zinnmetall in Berührung mit einer eisensilikatischen Lösung
im Gleichgewichtszustand gemäß Gleichung (VIII) immer metallisches Eisen lösen wird, und zwar um so mehr, Je höher
der eisensilikatische Anteil in der Schlacke ist.
Demnach muß ein erhöhter Eisengehalt im Rohzinn bei Erschmelzen aus eisenhaltigen Zinnkonzentraten immer dann vorliegen, wenn
- die Reduktion mit einem festen Reduktionsmittel (Kohle) erfolgt und
- die eisensilikatische Schlacke mit dem Zinnmetall im Gleichgewicht steht.
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Zum besseren Verständnis seien die möglichen Reaktionen von zinn- und eisensilikatischen Lösungen unter Verwendung von
Reduktionsgasen betrachtet, wie diese aus den folgenden Formeln hervorgehen:
SnSiO3 + COU ^S Sn + CO2 + SiO2 (IX)
FeSiO, + COo^E= Fe- + CO9Λ + SiO9 , (X)
aSnÄ · ρ CO9 · aSiO9
__i 2» 2 * (5)
— aSnSiO,- · pCO«
aFe- · -JoCO9 · aSiO9
K(7 ) = l 2» * (6)
— aFeSiO3 · ρ CO
Setzt man für die Aktivitäten des gebildeten Zinnmetalles und
Eisens ap = ag =1» dann lauten die Gleichgewichtsbeziehungen:
bCO a SiOp
i^ (7)
a SnSiOx · 4>
CO <* r
f> CO2 · a SiO
^
a FeSiO3 · μ CO
(8)
Oder durch das Verhältnis der Partialdrücke der gasförmigen Reaktionsteilnehmer ausgedrückt:
log f^2 = log K( Ti) * a SnSi03 1 (9)
/jöCO a SiO2
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1/C7 \ ' aFeSiO,
p CO (f aSiO,
Die Gleichgewichtsbeziehungen der Reduktionsreaktionen (IX)
und (X) in einer COp/CO-Atmosphäre lauten dann:
7? co
aFeSiO3 (12)
Für die Aktivitäten der silikatischen Lösungen lassen sich die folgenden Gleichungen einsetzen:
0SnSiO3 / = ^SnO . « SnO (13)
0FeSiO, = ^FeO · ^ FeO (14)
Hierin kennzeichnen:
Kf
" J " = den Molenbruch und
11 ξ " = den Aktivitätskoeffizienten des Metalloxides
in der Silikatlösung.
Stark vereinfacht, aber für die Praxis zulässig, kann für die Aktivitätskoeffizienten eine ideale Lösung vorausgesetzt werden.
Dann ergeben die Gleichungen (IX) und (X) den folgenden Ausdruck:
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r^ Ilf (15)
l°ß j: si * AU6 «■^v^ "'Ί?Αη /-jg\
Flg. 2 zeigt die Existenzbereiche der metallischen und silikatischen
Lösungen in Abhängigkeit von der Temperatur und dem Molenbruch der Metalloxide in den Silikatlösungen unter einer
-Atmosphäre.
Demnach wurde gefunden, wie der schraffierte Temperaturbereich von 1.373 K bis 1.573 K aufzeigt, daß die Erzeugung eines
eisenarmen Rohzinns aus einer zinn-eisensilikatisehen Lösung
möglich ist, unter der Voraussetzung, daß ausschließlich mit einem gasförmigen Reduktionsmittel bei bestimmten Temperaturen
und mit definiertem Reduktionspotential des Reduktionsgases gearbeitet wird.
Ein erhöhter Eisengehalt im Rohzinn bei Gasreduktion kann demnach nur noch durch die Reaktion (Tw) bei Erreichen des
chemischen Gleichgewichtee hervorgerufen werden.
Dies läßt sich, wie mit der Erfindung erkannt wurde, weitgehend
dadurch vermeiden, daß eine möglichst kurze Kontaktzeit des Zinnmetalles mit der Eisensilikatschlacke eingehalten
wird·
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Die vorstehenden Überlegungen und Erkenntnisse führten mit der Erfindung zu dem überraschenden, optimalen Ergebnis, daß es
entgegen bisher in der Fachwelt bestehenden Vorurteilen möglich ist, aus einem eisenreichen Erz-Konzentrat ein eisenarmes Zinnmetall
bei hohem Primärausbringen und einer relativ zinnarmen Schlacke zu erzeugen und zu erhalten, wenn folgende Bedingungen
gemäß der Lehre der Erfindung einzeln oder vorzugsweise gemeinsam eingehalten v/erden:
1. Die Reduktion des Zinnes aus der flüssigen Schlacke darf nur mit einem Gas und bei einer Temperatur erfolgen,
dessen Reduktionspotential thermodynamisch eine Mitreduktion des Eisensilikates verhindert.
2. Die gebildeten Zinnmetalltröpfchen müssen möglichst so schnell aus der Schmelze abgeführt werden, daß
sich ein Gleichgewicht mit Eisensilikat gemäß der Beziehung (VIII) nicht einstellen kann.
Im Gegensatz zum Stand der Technik, bei dem die Verhüttung überwiegend chargenweise durchgeführt wird, kommt es bei
der Erfindung darauf an, daß die reaktionskinetischen Gleichgewichtsbedingungen über den gesamten Verlauf des Reaktionsprozesses streng konstant eingehalten werden.
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Dies wird vorzugsweise erreicht durch einen kontinuierlichen Ablauf mit konstanten Stoffstromdichten der festen und/oder
flüssigen und/oder der gasförmigen Reaktionsteilnehmer, sowie durch exakte Einhaltung der Reaktionstemperaturen in zulässigen
Toleranzgrenzen, sowie durch Einhaltung bestimmter chemisch-thermodynamischer Verhältnisse, insbesondere des Reduktion
spot ent i al es etc·
Dies ist beispielsweise auf der Gasseite dadurch zu erreichen, daß - gemäß der Lehre der Erfindung - ständig frisches, unverbrauchtes
Gas an die Phasengrenzschicht herangeführt wird. Hierfür wird mit Vorteil von der Aufblastechnik mit Hochgeschwindigkeitsstrahl
für die Reduktionsarbeit Gebrauch gemacht. Dies setzt jedoch voraus, daß die zu reduzierende Komponente
in schmelzflüssiger Form vorliegt. Deshalb muß vor der Reduktionsarbeit die Charge geschmolzen werden.
Bei der Aufblastechnik mit Hochgeschwindigkeitsstrahl bewirkt
ein mit hoher Geschwindigkeit, zum Beispiel zwischen Mach 1 bis Mach 3 auf die ruhende Oberfläche der Schmelze auftreffender
Strahl eine Einbuchtung dieser Oberfläche, wie dies in Fig. 4 schematisch dargestellt 1st.
Gemäß Fig. 4 ändert der Strahl 40 im Staupunkt 41 seine Richtung und strömt entlang der deformierten Oberfläche 42 bis zum
Rand 43 des Blaseindruckes 44. Durch die Reibung des Strahles 40 an der Schmelze 45 kommt es zu einer Rotationsbewegung
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der Schmelze 45 unterhalb des Blaseindruckes A4. Die Größe dieser Konvektionsströrmng ist für den Stoff- und v/ärraeaustausch
in der flüssigen Phase 45 von entscheidender Bedeutung. Blasstrahl 40 und die torusartig 46 unter dem Blaseindruck
44 rotierende Schmelze 45 sind als ein in sich geschlossenes reaktionskinetisches System anzusehen, wie dies in
idealisierter Darstellung aus Fig. 4 erkennbar ist. Dies zeigen die mit den Pfeilen 46, 46' angedeuteten Strömungsrichtlinien der Schmelze sowie 47, 47! des Gases. Mit den Pfeilen
48, 48' ist die Gegenrotation der unter der Schmelze liegenden schwereren Zinnmetallphase angedeutet.
Wie gesagt, gewährleistet das ständige Heranführen unverbrauchten Reduktionngases an die Grenzschicht der durch den Blaseindruck
44 gebildeten Reaktionsfläche eine konstante Stoffstromdichte der gasförmigen Reaktionsteilnelimer an der Phasengrenzschicht.
Die für eine Reduktion der oxidischen Schmelze 45 durch das Gas gestellte Forderung nach einem zwangsweise konstanten
und fixierten Reduktionspotential wird auf diese V/eise mit der Erfindung erfüllt.
Dabei erneuert die erzwungene Konvektion der Schmelze 45 ständig die Phasengrenzschicht in der Reaktionsflache. Der Stoffstrom
der schmelzflüssigen Phase ist bei der erzwungenen Strömungsform aus dem Kern der Schmelze gegen den Strahleindruck
gerichtet. Hierdurch entsteht im System in diesem Be-
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reich die höchste Konvektionsgeschv/indigkeit, und ergibt somit ein Konzentrationsgefälle mit optimalen Stoffübergängen.
Eine andere, erfindungswesentliche Maßnahme betrifft die Zusammensetzung
des gasförmigen Reduktionsmittels. Hierfür können alle gasförmigen Kohlenwasserstoffe Λην/endung
finden, welche in der Hüttentechnik üblicherweise angewendet werden. Aus v/irtschaftlichen Gründen dürfte sich jedoch die
vorzugsweise Verwendung von Propan und Methan anbieten. Durch Zumischen einer unterstöchiometrischen Sauerstoffringe
zum Reduktionsgas wird im Freistrahl 40 jedes geforderte Reduktionspotential
des Gasgemisches erreicht. Im Freistrahl 40 und im Blaseindruck 44 der Schmelze 45 reagiert dann das
Methangas mit dem Sauerstoff zu einem vorbestimmten Gasgemisch aus CO, H2, CO2 und H2O.
Das Gasgemisch durchströmt die Düse 49 mit Lavalgeschwindigkeit.
Die Einstellung der Parameter des Gasstrahles erfolgt dabei vorzugsweise in solchen Grenzen, daß ein Verspritzen
der Schmelze 45 im Blaseindruck 44 gerade vermieden wird.
Mit Hilfe von quantitativen Bestimmungen der Reduktionsgeschwindigkeit
für die Zinnreduktion einer Schmelze von bestimmter Zusammensetzung durch Aufblasen eines Reaktionsgases mit einem bestimmten Reduktionspotential kann vom halbtechnischen Versuchsmaßstab auf die technische Durchführung
- 30 -
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KHD - 30 - H 77/75
geschlossen, und eine rechnerische Beziehung aufgestellt werden, woraus sich Anzahl und Anordnung der notwendigen Lanzen
sowie die Menge des aufzublasenden Gases pro Fläche der Reaktionsoberfläche respective je Tonne gewonnenen Rohzinns errechnen
läßt.
Der Erfinder hat durch derartige Versuche festgestellt, daß die Reduktion von Zinn aus eisenreichen Zinnerzen mit der Hochgeschwindigkeits-Auiblastechnik
bei Einhaltung der thermodynamischen Gesetzmäßigkeiten zu nachvollziehbaren Ergebnissen
führt.
In Fig. 3 ist die Abhängigkeit der Trennungslinie für die Existenzbereiche von Sn · SiO, und FeSiO, zu Sn und FeSiO^
von dem Holenbruch des SnO in der Schmelze grafisch dargestellt.
Demnach läßt sich ein Schmelzgemisch, beispielsweise mit der Zusammensetzung
12 % SnO, 10 % CrO, 22 % FeO, 34 %
16 % Al0O, und 6 % MgO
bei einer Arbeitstemperatur von 1.550 0C theoretisch auf einen
End-Zinngehalt von 1.33 /j Sn reduzieren, ohne daß eine 1Iitreduktion
des Eisens stattfindet.
Dabei v.'ird das Reduktionspotential des Reduktionsgases, fest-
Dabei v.'ird das Reduktionspotential des Reduktionsgases, fest-
- 31 -
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KHD H 77/75
gelegt durch ein Gasgemisch aus 92 Vol.-# CO und 8 Vol.-?6 CO2
über die gesamte Zeitdauer der Reduktion konstant eingehalten.
Bei den vorausgegangenen theoretischen Betrachtungen wurde das Reduktionspotential des Reduktionsgases durch das Verhältnis
der Partialdrücke des Kohlendioxides zum Kohlenmonoxid definiert. In der Praxis, bei Verwendung von Methan- und/oder
Propangas als Reduktionsmittel wird das Reduktionspotential durch die dann vorhandenen Partialdrücke des Reduktionsgases
ρ CO2, ρ H20/p CO, ρ H2 festgelegt.
Die Grenzlinien der Phasenbereiche werden sich aber auch dann nicht wesentlich gegenüber einem reinen COp-CO-Gemisch verschieben.
Allerdings erhöht sich das Reduktionspotential bei Anwesenheit von Wasserstoff im Reduktionsgas.
Für die Bestimmung eines reproduzierbaren Reduktionspotentials gilt jedoch das Verhältnis von Kohlendioxid zu Kohlenmonoxid
als Index.
Fig. 5 zeigt einen kombinierten Schmelz- und Reduktionsreaktor 1· Dieser ist an der Seite des Materialeintrags mit einer
Einrichtung zum Schmelzen von feinkörnigem Erz in der Schwebe, Im gezeigten Beispiel mit einem Schmelzzyklon 2 ausgestattet.
- 32 -
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KHD - 32 - H 77/75
Das feinkörnige Erzkonzentrat wird, durch den Pfeil 3 angedeutet',
dein Schmelzzyklon 2 zentral aufgegeben, während die Gasflamme tangential mit dem schematisch angedeuteten Brenner h
in den oberen Bereich 5 des Schmelzzyklons 2 einmündet. Die hohe spezifische Schmelzleistung sowie die Möglichkeit einer
Fixierung der Gasatmosphäre im Zyklon 2 prädestinieren dieses Aggregat als eine ideale verfahrenstechnische Einrichtung zum
kontinuierlichen Erschmelzen des Erzkonzentrates. In leichtreduzierender Atmosphäre, beispielsweise bei CO-Gehalten
von ca. 2 bis 3 Vol.-?S erfolgt das Einschmelzen der Charge bei Temperaturen um 1.500 0C kontinuierlich. Das gebildete
Schmelzgemisch, in der Hauptsache Zinn- und Eisensilikate, strömt in den unteren Teil 6 des Reaktors 1.
Die aufgegebene Charge besteht aus Zinnkonzentrat und Zuschlagen wie Kalkstein und Quarz. Diese sind im Verhältnis
zum Erzkonzentrat so bemessen, daß im Zyklon 2 bei leicht reduzierender Atmosphäre ein Gemisch aus SnO · SiO2, FeO · SiO2»
(FeO)2 * SiOp und weiteren Silikaten erschmolzen wird.
Die notwendige Schmelzwärme liefert ein leicht unterstöchiometrisches
Gemisch aus Erdgas und vorgewärmter Verbrennungsluft, welches tangential mit dem Brenner 4 in den Zyklon 2
eingeblasen wird.
Dabei bewirken die hohen Relativgeschwindigkeiten zwischen dem Heizgas und einem Chargenkorn bzw. einem Schmelztröpfchen einen
- 33 -
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KHD - 33 - H 77/75
intensiven Wärmeaustausch. Da 1» Zyklon 2 weder chemische
Reaktionen noch Verflüchtigungsarbeit zu leisten sind, kann der Zyklon 2 als ein Hochleistungs-Schmelzaggregat betrieben
werden«
Im unteren Bereich 7 des Zyklonaustrittes trennen sich die flüssige Phase der oxidischen Schmelze und die gasförmige
Phase des Abgases. Das Abgas wird seitlich durch den Kanal 8 abgezogen und beispielsweise einem konventionellen Abgassystem
zugeleitet·
Die mit Zinnoxid angereicherte Schmelze 13 sammelt sich in der Ofenwanne 9 und unterströmt in dieser langgezogenen
Ofenwanne 9 ein System von mit Lavaldüsen bestückten, wassergekühlten Lanzen 10.
Im Freistrahl 11 sowie im Blaseindruck 12 der Schmelze 13 reagiert das Methangas mit dem Sauerstoff zu einem vorbestimmten
Gasgemisch aus CO, H2, und Η«0. Die Reduktionsleistung
einer Jeden Lanze ist dabei durch den Reduktionswirkungsgrad des Gases/O , der bei etwa 12 % liegt, und dem Massenstrom
von Ch^ und 0» im Freistrahl 11 festgelegt.
Solange die Reduktion gasphasenkontrolliert abläuft, nimmt der Zinngehalt in der langsam strömenden Schmelze 13 linear
mit der Zahl der unterströmten Lanzen 10 in Richtung der
Strömung, dargestellt durch den Pfeil 14, ab.
- 34 909818/0001
KHD H 77/75
Da auch nach der Reduktion das Reduktionsgas noch einen Anteil an brennbaren Bestandteilen aufweist, v/ird das Gas beispielsweise
durch einen der Gaskanäle 8, 24 abgezogen und gegebenenfalls in einem Abhitzekessel (Fig. 6) zur Dampferzeugung nachverbrannt.
Als Produkte werden aus dem Reaktor 6, angedeutet durch den Pfeil 15, eine zinnarme Schlacke 23 und, angedeutet
durch den Pfeil 16, das Rohzinn 21 angezogen. Hierfür besitzt die Ofenwanne 9 auf der rechten Seite von Fig. 5 das Überlaufwehr
17 und auf der Gegenseite das Überlaufwehr 18.
Um die Schmelze 13 am überströmen des tiefer liegenden
Wehres 18 zu hindern, ist eine Stauwand 19 angeordnet, welche bis unter den Spiegel 20 des flüssigen Rohzinnes 21 eintaucht.
Hierdurch, sowie durch die Lage der überlauf v/ehre 17 und 18, ergibt sich ein Gegenstrom der spezifisch leichteren schmelzflüssigen
Schlacke 23 zum spezifisch schwereren Rohzinn 21.
Die im Aufblasreaktor 6 gebildeten eisenfreien Zinntröpfchen setzen sich, beschleunigt durch die Rotationsbewegung der
Schmelze im Bereich der Blaseindrücke 12-relativ schnell an der Sohle 22 der Ofenwanne 9 ab.
Diese Sohle 22 weist eine starke Neigung zum Zyklonteil hin
auf. Hierdurch wird die Strömung von zinnreicher Schmelze 21 in Gegenrichtung zur Schlacke 23 begünstigt. Dadurch wird der
Gefahr entgegengewirkt, daß sich nach Gleichung (VIl) Eisen im Rohzinn löst, weil durch den Gegenstrom die Kontaktzeiten
- 35 909819/000·
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KHD - 35 - H 77/75
des metallischen Rohzinnes 21 mit der oxidischen Schlacke signifikant verringert werden. Das eisenfreie Rohzinn 21
steht infolgedessen hauptsächlich nur mit der zinnreichen Schmelze 13 in Berührung, welche die Verlagerung des
chemischen Gleichgewichtes zur Reduktion von Elsensilikat durch metallisches Zinn 21 verhindert.
Fig. 6 zeigt das Gesamtkonzept einer Zinnhütte mit einem Zyklon und einem Aufblasreaktor gemäß Fig. 5* Das Blockschaltbild zeigt den Reaktor 1 mit dem Schmelzzyklon 2, der Konzentrataufgabe 3 und dem Brenner 4. Das Abgas wird durch
den Kanal 8 abgezogen und durch den Abhitzekessel 30 sowie das Filter 31 zum Kamin 32 abgeführt. Rohzinn 21 und Schlacke
23 werden, gemäß den vorangegangenen Erläuterungen zur Fig. 5, Im Gegenstrom abgezogen. Es ist noch zu erwähnen, daß
das Abgas auch auf der Gegenseite 33 des Reaktors 1 abgezogen werden kann, dessen Einrichtungen 30«, 31' zur Abhitzeverwertung, Reinigung sowie Abführung des Gases zum Kamin 32f
Jedoch den Anlagen-Teilen 30, 31, 32 auf der anderen Seite
entsprechen.
Die Blaslanzen 10 sind an gemeinsame Zufuhr-, Misch- und Verteilanordnungen 33 angeschlossen, welche beispielsweise
mit dem Propantank 34 und dem Og-Tank 35 über geeignete,
nicht näher beschriebene Leitungen mit Ventilen sowie Verdampfungs- und Konditionierungs-Einrichtungen in Verbindung
stehen. _,
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KHD - 36 - H 77/75
Der Methangas- und Sauerstoffverbrauch einer solchen Hütte mit einer Tagesleistung von 100 Tonnen Konzentrat'"ίπΓ Mittel
50 % Zinngehalt im Konzentrat sowie bei Erzeugung einer Schlacke von ^^ 3 % Sn beträgt im Mittel:
1. - Methangas = 521 Nm3/t Zinn für das
Einschmelzen
2. - Methangas = 381 Nm3/t Zinn für die ' Reduktion
3. - Sauerstoff = 200 Nm5/1 Zinn für die
Reduktion
Der Methan- und Sauerstoffdruck vor der Lavaldüse beträgt rechnerisch 15 bar.
Im angenommenen Beispiel einer Hütte mit 100 t/d Konzentratdurchsatz
weist der Zyklon einen lichten Durchmesser von 1,4 m und eine Schmelzraumhöhe von 2,4 m auf. Der zugehörige
Aufblasreaktor mit Je 24 parallel angeordneten Lanzen,
also mit insgesamt 48 Lanzen, erstreckt sich in der Längsrichtung auf 12 m und in der Breite auf 1 m.
Das gezeigte und beschriebene Beispiel einer technischen Anlage für den Schmelz- und Aufblasreaktor sowie für eine entsprechende
HUtteneinrichtung ist lediglich als eine bevorzugte
Ausführungsart anzusehen. Weitere Modifikationen, welche im Belieben des Hüttenfachmannes stehen, sind denkbar
und fallen unter die Erfindung, sofern diese einem der geltenden Patentansprüche genügen.
909819/0008
Leers eite
Claims (27)
- 27A758SKHD H 77/75PatentansprücheVerfahren zur kontinuierlichen Gewinnung von Schwermetallphasen, insbesondere von elsenarmem metallischem Rohzinn aus sulfidischen und/oder ozidischen Erzkonzentraten, insbesondere aus eisenreichen Zinnerz-Konzentraten, dadurch gekennzeichnet, daß das Konzentrat in neutraler bis schwach-reduzierender Atmosphäre geschmolzen wird, daß die eine Mischung von Metall-Silikaten, insbesondere von Zinn- und Eisensilikaten enthaltende Schmelze mit gasförmigen Reduktionsmitteln in einer Stufe reduziert wird, und daß die Reduktion bei einer solchen Reduktions-Temperatur und mit einem solchen Reduktions-Potential des Reduktionsgases durchgeführt wird, daß eine Mitreduktion von Eisensilikat zu Eisen thermodynamisch verhindert wird.
- 2. Verfahren nach Anspruch 1, dadurch gekennzeichnet, daß die Reduktion bei einer Temperatur oberhalb des Boudouard-Gleichgewichtes durchgeführt wird.
- 3. Verfahren nach den Ansprüchen 1 und 2, dadurch gekennzeichnet, daß das Reduktionsgas ein Gemisch von COp und CO enthält.909819/OOOSKHD - 2 - H 77/75
- 4. Verfahren nach einem der Ansprüche 1 bis 3, dadurch gekennzeichnet, daß das Reduktionsgas bei einer Reduktions-Temperatur von ca. 1.100 0C ein Reduktions-Potential log^f»C02 / in den Grenzen von +0,6 bis -0,1 entsprechend ca. 80 % p 20 % CO bis 44 % CO2 / 56 % CO aufweist.
- 5. Verfahren nach einem der Ansprüche 1 bis 4, dadurch gekennzeichnet, daß das Reduktionsgas bei einer Reduktionstem-peratur von ca· 1.300 0C ein Reduktionspotential log^-pCOg / ψ CoJ in den Grenzen zwischen +0,65 bis -0,2 entsprechend ca. 82 % CO2 / 18 % CO bis 39 % CO2 / 61 % CO aufweist.
- 6. Verfahren nach einem der Ansprüche 1 bis 5» dadurch gekennzeichnet, daß im Intervall der Reduktionstemperaturen von ca. 1.100 0C bis ca. 1.300 0C vorzugsweise eine Reduktionspotential 1Og^CO2 / ηοθθ)νοη annähernd 0,35, entsprechend ca. 70 % CO2 / 30 % CO eingestellt wird.
- 7. Verfahren nach einem der Ansprüche 1 bis 6, dadurch gekennzeichnet, daß einem Reduktionspotential mit weiter auseinanderliegenden Grenzwerten log AjCO2 / /pCO) jeweils höhere Reduktions-Temperaturen zugeordnet sind, und umgekehrt, entsprechend dem von den Gleichungen SnO2rf + 2 COn^^Sn + 2 CO2 und FeO + CO''^. Fe + CO54, (IV) sowie der Boudouard-Gleichung C + COgtÄ^ 2 CO (V) umgrenzten Arbeitsfeld.V C909819/0008KHD - 3 - H 77/75
- 8. Verfahren nach einem der Ansprüche 1 bis 7, dadurch gekennzeichnet, daß der Schmelzprozess kontinuierlich, vorzugsweise im Schwebe-Schmelz-Verfahren durchgeführt wird·
- 9· Verfahren nach einem der Ansprüche 1 bis 8, dadurch gekennzeichnet, daß der Schmelzprozess mit einem stöchiometrischen bis schwach unterstöchiometrischen Flammengas eines vorzugsweise gasförmigen Brennstoffes bei dessen Verbrennung mit einem sauerstoffhaltigen, vorzugsweise angewärmten Gas durchgeführt wird.
- 10. Verfahren nach den Ansprüchen 1 bis 9» dadurch gekennzeichnet, daß die Reduktion unter Einhaltung möglichst kurzer Kontaktzeiten zwischen Metall und Schlacke durchgeführt wird.
- 11. Verfahren nach Anspruch 10» dadurch gekennzeichnet, daß zur Einhaltung möglichst kurzer Kontaktzeiten die mit flüssigem Metall angereicherte schwerere Phase der Schmelze und die die Schlacke bildende, von Wertmetallanteilen verarmte leichtere Phase der Schmelze schichtenweise im Gegenstrom zueinander durch den Reaktionsraum geführt werden.
- 12. Verfahren nach den Ansprüchen 1 bis 11, dadurch gekennzeichnet, daß zur Einstellung und Einhaltung kontinuierlicher Reaktionsabläufe die Stoff-Stromdlchten der festen und/oder901819/0001KHD - 4 - H 77/75der flüssigen und/oder der gasförmigen Phasen annähernd kon stant gehalten werden.
- 13. Verfahren nach den Ansprüchen 1 bis 12, dadurch gekennzeichnet, daß zur raschen Sedimentation der sich bildenden und/oder gebildeten Metalltröpfchen in das Metallbad eine intensive örtliche konvektive Bewegung der Schmelze und/oder der Schlacke herbeigeführt wird.
- 14. Verfahren nach den Ansprüchen 1 bis 13, dadurch gekennzeichnet, daß zur Herstellung und Aufrechterhaltung einer konstanten Stoff-Stromdichte mindestens der gasförmigen Reaktionsteilnehmer ununterbrochen unverbrauchtes, frisches Reduktionsgas an die Phasen-Grenzschicht, vorzugsweise zwangsweise herangeführt wird.
- 15· Verfahren nach den Ansprüchen 1 bis 14, dadurch gekennzeichnet, daß das Gas unter Bildung eines geschlossenen, gebündelten Strahles mit möglichst hoher kinetischer Energie an die Phasengrenzschicht herangeführt wird, vorzugsweise so, daß ein Spritzen des Schmelzbades vermieden wird.
- 16. Verfahren nach den Ansprüchen 1 bis 15, dadurch gekenn zeichnet, daß das Gas durch mindestens einen stationären Blas strahl auf die Schmelze aufgeblasen wird, wobei die Schmelze909819/0008KHD
~ 5 - H 77/75mit annähernd konstanter Geschwindigkeit in Längsrichtung des Reaktionsraumes strömt und sich dabei unter dem Blasstrahl
entlang in Richtung auf den Schlackenaustrag zu bewegt. - 17· Verfahren nach eines der Ansprüche 1 bis 16, dadurch gekennzeichnet, daß das Reduktionspotential des Reduktionsgases von Blasstrahl zu Blasstrahl zunimmt oder abnimmt.
- 18. Verfahren nach Anspruch 17» dadurch gekennzeichnet, daß das Reduktionspotential in Richtung der Schlackenströmung zunimmt.
- 19. Verfahren nach einem der Ansprüche 1 bis 18, dadurch gekennzeichnet, daß die Badtiefe der Schmelze in Strömungsrichtung der Schlacke vorzugsweise abnimmt.
- 20. Verfahren nach einem der Ansprüche 1 bis 19, dadurch gekennzeichnet, daß zum Heranführen des Reduktionsgases mit möglichst hohem Energiepotential eine Aufblastechnik mit Hochgeschwindigkeitsstrahl angewendet wird.
- 21. Verfahren nach Anspruch 20, dadurch gekennzeichnet, daß der Strahl nach Austritt aus der Düse Geschwindigkeiten
zwischen Mach 1 bis Mach 3 hat.909810/0001KHD - 6 - H 77/75 - 22. Vorrichtung zur Durchführung des Verfahrens nach einem der Ansprüche 1 bis 21, dadurch gekennzeichnet, daß diese einen Reaktor (6) mit einer Ofenwanne (9) aufweist, mit einer Einrichtung (2) zum Schmelzen in der Schwebe auf der Seite der Materialaufgäbe (3), sowie auf der Gegenseite mit einem Überlaufwehr (17) zum Abfluß (15) der Schlacke (23) und dazwischenliegend mit einer langgestreckten Wanne (22), welche vom Überlaufwehr (17) der Schlacke zur Schmelzeinrichtung (2) hin ein Gefälle und auf der Seite der Schmelzeinrichtung (2) einen Ablauf (16, 18) für das flüssige Metall (21) aufweist, dessen Niveau (18) tiefer als das Schlacken-Überlaufwehr (17) liegt, sowie mit einem als Abweiser unter den Spiegel (20) des flüssigen Metalles (21) in den Bereich des tiefsten Wannenteiles hineinragenden Wandteil (19) und schließlich mit einem in den Gasraum des Reaktors (6) hineinragenden System von Blaslanzen (10) für das Reaktionsgas.
- 23. Vorrichtung nach Anspruch 22, dadurch gekennzeichnet, daß im Bereich der Materialaufgabe (3) des Reaktors (6) ein Gasabzug (8) angeordnet ist.
- 24. Vorrichtung nach den Ansprüchen 22 und 23» dadurch gekennzeichnet, daß an dem entgegengesetzten Ende (33) des Reak tors (6) eine Öffnung (24) zum Einleiten oder Ableiten von Gas angeordnet ist.909819/0008KHD
- 7 - H 77/75 - 25., Vorrichtung nach einem der Ansprüche 22 bis 24, dadurch gekennzeichnet, daß der Reaktor (6) im Bereich unterhalb der Schmelzeinrichtung (2) von dem Übrigen Reaktionsraum gasraumseitig durch einen Einbau (25) getrennt ist.
- 26. Vorrichtung nach einem der Ansprüche 22 bis 25, dadurch gekennzeichnet, daß die Lanzen (10) in Längsrichtung des Reaktors (6;) in annähernd gleichem Abstand angeordnet sind.
- 27. Vorrichtung nach einem der Ansprüche 22 bis 26, dadurch gekennzeichnet, daß die Lanzen (10) - wie an sich bekannt mit einer Kühleinrichtung, vorzugsweise für Wasser, sowie mit einem als Lavaldüse oder einer ähnlichen DUsenform ausgebildeten Mundstück ausgestattet sind.909919/0009
Priority Applications (11)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
DE2747586A DE2747586C2 (de) | 1977-10-24 | 1977-10-24 | Verfahren und Vorrichtung zur kontinuierlichen Gewinnung von eisenarmen Rohzinn aus eisenreichen Zinnerz-Konzentraten |
TR19883A TR19883A (tr) | 1977-10-24 | 1978-09-21 | Agir metal fazlarinin,bilhassa demir muhtevasi olan metalik ham kalayin suerekli olarak elde edilmesine mahsus usul ve tertibat |
ZM87/78A ZM8778A1 (en) | 1977-10-24 | 1978-09-25 | Process and apparatus for the continuous recovery of heavy metal phases,especially of low-ferrous metallic crude tin |
IN702/DEL/78A IN151011B (de) | 1977-10-24 | 1978-09-26 | |
PH21660A PH16900A (en) | 1977-10-24 | 1978-10-02 | Method for the continuous recovery of tin from iron rich concentrates |
CA312,913A CA1126508A (en) | 1977-10-24 | 1978-10-06 | Method and apparatus for the continuous recovery of heavy-metal phases |
AU40785/78A AU520744B2 (en) | 1977-10-24 | 1978-10-17 | Process and apparatus for recovering tin from ores |
ES474323A ES474323A1 (es) | 1977-10-24 | 1978-10-18 | Procedimiento y aparato para la obtencion continua de fases de metales pesados, en especial de estano metalico bruto, pobre en hierro. |
US05/952,963 US4236916A (en) | 1977-10-24 | 1978-10-20 | Method for the continuous recovery of tin from iron rich concentrates |
JP13009878A JPS5474225A (en) | 1977-10-24 | 1978-10-24 | Method and apparatus for continuously producing crude metal tin with reduced heavy metal phase * especially iron content |
US06/115,752 US4283045A (en) | 1977-10-24 | 1980-01-28 | Apparatus for the continuous recovery of tin from iron rich concentrates |
Applications Claiming Priority (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
DE2747586A DE2747586C2 (de) | 1977-10-24 | 1977-10-24 | Verfahren und Vorrichtung zur kontinuierlichen Gewinnung von eisenarmen Rohzinn aus eisenreichen Zinnerz-Konzentraten |
Publications (2)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
DE2747586A1 true DE2747586A1 (de) | 1979-05-10 |
DE2747586C2 DE2747586C2 (de) | 1984-02-02 |
Family
ID=6022089
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
DE2747586A Expired DE2747586C2 (de) | 1977-10-24 | 1977-10-24 | Verfahren und Vorrichtung zur kontinuierlichen Gewinnung von eisenarmen Rohzinn aus eisenreichen Zinnerz-Konzentraten |
Country Status (10)
Country | Link |
---|---|
US (2) | US4236916A (de) |
JP (1) | JPS5474225A (de) |
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PH (1) | PH16900A (de) |
TR (1) | TR19883A (de) |
ZM (1) | ZM8778A1 (de) |
Cited By (1)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
DE2922189C2 (de) * | 1979-05-31 | 1981-05-27 | Klöckner-Humboldt-Deutz AG, 5000 Köln | Verfahren und Vorrichtung zur Verhütung von schmelzbaren Stoffen wie Erzkonzentrat |
Families Citing this family (5)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
US4410358A (en) * | 1982-12-13 | 1983-10-18 | Thermo Electron Corporation | Plasma recovery of tin from smelter dust |
US5223234A (en) * | 1988-12-22 | 1993-06-29 | Kloeckner-Humboldt-Deutz Ag | Method for producing molybdenum trioxide (MOO3) from raw materials that contain MOS2 |
FI105827B (fi) * | 1999-05-14 | 2000-10-13 | Outokumpu Oy | Menetelmä ja laite ei-rautametallisulfidien sulattamiseksi suspensiosulatusuunissa korkean ei-rautametallipitoisuuden omaavan kiven ja poisheitettävän kuonan aikaansaamiseksi |
TWI496895B (zh) * | 2011-09-20 | 2015-08-21 | Jx Nippon Mining & Metals Corp | Recycling method and device for indium or indium alloy |
CN110931786B (zh) * | 2019-12-11 | 2022-10-28 | 河南创力新能源科技股份有限公司 | 一种铁镍电池负极硅酸盐晶体材料的制备方法 |
Family Cites Families (5)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
US2055732A (en) * | 1934-05-07 | 1936-09-29 | Schertel Ludwig | Process of recovering tin |
GB776602A (en) * | 1952-09-20 | 1957-06-12 | Billiton Mij Nv | Process for the recovery of tin or tin dioxide from materials containing tin in an oxidic form |
US3555164A (en) * | 1967-02-17 | 1971-01-12 | Vladimir Nikolaevich Kostin | Method of processing ores and concentrates containing rare metals and a unit for effecting said method |
DE2306398C2 (de) * | 1973-02-09 | 1975-10-09 | Wolfgang Prof. Dr.-Ing. 1000 Berlin Wuth | Verfahren zur Behandlung von schmelzflüssigen Nichteisenmetallen, insbesondere Kupfer, durch Aufblasen von Reaktionsgasen |
US4017307A (en) * | 1973-09-25 | 1977-04-12 | Klockner-Humboldt-Deutz Aktiengesellschaft | Thermal method for the recovery of metals and/or metal combinations with the aid of a melting cyclone |
-
1977
- 1977-10-24 DE DE2747586A patent/DE2747586C2/de not_active Expired
-
1978
- 1978-09-21 TR TR19883A patent/TR19883A/xx unknown
- 1978-09-25 ZM ZM87/78A patent/ZM8778A1/xx unknown
- 1978-09-26 IN IN702/DEL/78A patent/IN151011B/en unknown
- 1978-10-02 PH PH21660A patent/PH16900A/en unknown
- 1978-10-06 CA CA312,913A patent/CA1126508A/en not_active Expired
- 1978-10-17 AU AU40785/78A patent/AU520744B2/en not_active Expired
- 1978-10-18 ES ES474323A patent/ES474323A1/es not_active Expired
- 1978-10-20 US US05/952,963 patent/US4236916A/en not_active Expired - Lifetime
- 1978-10-24 JP JP13009878A patent/JPS5474225A/ja active Pending
-
1980
- 1980-01-28 US US06/115,752 patent/US4283045A/en not_active Expired - Lifetime
Non-Patent Citations (1)
Title |
---|
NICHTS-ERMITTELT * |
Cited By (1)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
DE2922189C2 (de) * | 1979-05-31 | 1981-05-27 | Klöckner-Humboldt-Deutz AG, 5000 Köln | Verfahren und Vorrichtung zur Verhütung von schmelzbaren Stoffen wie Erzkonzentrat |
Also Published As
Publication number | Publication date |
---|---|
ZM8778A1 (en) | 1980-03-21 |
US4236916A (en) | 1980-12-02 |
AU4078578A (en) | 1980-04-24 |
AU520744B2 (en) | 1982-02-25 |
IN151011B (de) | 1983-02-12 |
ES474323A1 (es) | 1979-04-16 |
CA1126508A (en) | 1982-06-29 |
PH16900A (en) | 1984-04-05 |
JPS5474225A (en) | 1979-06-14 |
US4283045A (en) | 1981-08-11 |
DE2747586C2 (de) | 1984-02-02 |
TR19883A (tr) | 1980-04-04 |
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