DE2851098C2 - Pyrometallurgisches Verarbeitungsverfahren für Buntmetallsulfide enthaltende Materialien - Google Patents
Pyrometallurgisches Verarbeitungsverfahren für Buntmetallsulfide enthaltende MaterialienInfo
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- DE2851098C2 DE2851098C2 DE19782851098 DE2851098A DE2851098C2 DE 2851098 C2 DE2851098 C2 DE 2851098C2 DE 19782851098 DE19782851098 DE 19782851098 DE 2851098 A DE2851098 A DE 2851098A DE 2851098 C2 DE2851098 C2 DE 2851098C2
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- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B5/00—General methods of reducing to metals
- C22B5/02—Dry methods smelting of sulfides or formation of mattes
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Description
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Die vorliegende Erfindung bezieht sich auf ein pyrometallurgisches
Verarbeitungsverfahren für Buntmetellsulfide
enthaltende Materialien nach dem Oberbegriff des Patentanspruchs 1. Ein solches Verfahren ist
aus der DE-AS 24 17 978 bekannt
Bei dem bekannten Verfahren geschieht die Verarbeitung in einem langgestreckten liegenden Konverter,
wobei die Phasen flache Schichten bilden, die längs des Bodens zum jeweiligen Austrag an entgegengesetzten
Enden strömen. Die beiahigten Zonen sind daüei Abschnitte
der Längserstreckung jeweils hinter den Einblasdüsen; insbesondere durchfließt die zuoberst befindliche
Schlackenschicht auf einer Stufe der Futterausmauerung nach Oberqueren einer Einblasdüse für
Kohle, Schwefeldioxyd und Sauerstoff einen Beruhi-•gungsbereich.
Bei diesem bekannten Verfahren wird keine besonders gute Verarmung der Schlacke und dementsprechend
hohe Ausbeute an Buntmetall erzielt, so daß dort auch die Schlackenphase vor dem Austrag aus dem
Konverter einer Reinigung unterworfen werden muß. Dennoch ist das Verfahren einigermaßen kompliziert,
da eine unterschiedliche Intensität der Sauerstoffaktivität längs der horizontalen Erstreckung der Schmelze
angestrebt wird, wozu der Gradient der Sauerstoffaktivität
durch geeignete Wahl der Lagen der Düsen und der Mengensteuerung des eingeblasenen- sauerstoffreichen
Gases in bestimmter Weise eingestellt werden muß.
Hinzu kommt, daß zum Schutz der Düsen und der umgebenden Auskleidung die Zugabe von gasförmigen
und/oder flüssigen Schutzmedien erforderlich ist Dies hängt damit zusammen, daß bei der pyrometailurgischen
Verarbeitung von Buntmetalle enthaltenden Sulfidrohstoffen infolge der Oxydationsvorgänge eine große
Wärmemenge frei wird. Wegen der Verwendung von mit Sauerstoff angereicherter Luft oder reinen technic
sehen Sauerstoffs ist diese Wärme ausreichend für den autogenen Ablauf des Prozesses; jedoch kann es zu einer
erheblichen örtlichen Überhitzucg in der Zone der Zuführung des Gases in die Schmelze und zu einer Gefährdung
des Konverters kommen.
Zur Zeit sucht man eine maximale Ausnutzung der Oxydationswärme der Sulfide im wesentlichen in drei
Richtungen zu erzielen.
Eine Richtung der Entwicklung der Verarbeitungstechnologie von Sulfidrohstoffen geht dahin, daß die
Ausgangsmaterialien in Form eines trockenen Flotationskonzentrats mittels Sauerstoffs oder eines mit Sauerstoff
angereicherten Gases in den Gasraum eines Schmelzaggregats geblasen und im Schwebezustand
ohne unmittelbaren Kontakt mit den Wänden des Aggregats oxydiert werden. Dabei wird eine große Wärmemenge
frei, und die Abgase haben eine hohe SOrKonzentration.
Bei der individuellen Oxydation jedes Materialteilchens durch das sauerstoffhaltige Gas wird jedoch eine
große Menge an Buntmetall oxydiert und löst sich in der Schlacke. Bei der Nachbehandlung der Schlacke sondern
sich diese gelösten Buntmetalle in Form sehr kleiner Einschlüsse ab, welche nur sehr schwer restlos von
der Schlacke zu trennen sind. Dies führt zu einer wesentlichen Verschlechterung der Effektivität des Prozesses.
Die zweite Richtung der Verarbeitung von Sulfidmaterialien mit Hilfe eines sauerstoffhaltigen Gases mit
hohem Gehalt an Sauerstoff ist durch die Zuführung des Gases durch obere Winddüsen auf die Oberfläche der
Schmelze gekennzeichnet. Hierbei ergibt sich zwar eine Verlängerung der Lebensdauer des Schmelzaggregats,
jedoch erfordert dieses Verfahren eine komplizierte
Konstruktion der Winddüsen und einen hohen Gasdruck zum Mischen der Schmelze und führt zum schnellen
Ausfail der Enden der Winddüsen. Da die Schlacke sich als die leichtere Komponente oben absetzt und die
Sulfide sbschirmt oxydiert in erster Linie die Schlacke, was zu erhöhten Verlusten an Buntmetall mit der
Schlacke führt
Die dritte Richtung betrifft das vorliegend betrachtete
Einblasen eines sauerstoffhaltigen Gases durch seitliehe
Winddüsen in die Schmelze. Wegen der erwähnten Überhitzung der Schmelze in der Zuführungszone des
Gases in diese und der Wände des Aggregats wird gewohnlich nur Luft mit einem Sauerstoffgehalt unter
30% verwendet Das führt aber zur Verschlechterung der Wärmehaltung, zu einer Verringerung des SCVGehalts
in den Abgasen und einer Verringerung der Produktivitäu
Ein Beispiel hierfür ist das Verfahren gemäß US-PS 34 73 918. Hier sind im Ofen Einblasdüsen im unteren
Bereich der Schmelze zwischen den Abstichöffnungen für die Schlacke und den Stein angeordnet Dadurch ist
die gesamte Schlackenschicht pneumatisch durchmischt, und ein Abziehen aus beruhigten Zonen findet
nicht statt
Eine Kombination der bekannten Techniken ist aus der US-PS 38 32 163 bekannt, nach der die Verarbeitung
in einem Reaktor geschieht, der längs seiner horizontalen
Achse in drei Zonen unterteilt ist: eine Schmelz- und Konvertierungszone, eine Zone zum Ansammeln
von Kupfer und eine Schlackenzone. Das Kupferkonzentrat wird mit einem Flußmittel und einem
Konzentrat, gewonnen durch die Anreicherung der Schlacke, vermischt und die entstandene Mischung wird
granuliert und kontinuierlich oder periodisch in den Reaktor auf die Oberfläche der Schmelze aufgegeben.
Gleichzeitig bläst man in der Schmelz- und Konvertierungszone Luft oder mit Sauerstoff angereicherte Luft
in den unteren Teil der Steinschmelze so ein, daß es zu einem intensiven Mischen der Schmelze in dieser Zone
und einer ununterbrochenen vollständigen Oxydation des im Konzentrat enthaltenen Eisens und Schwefels
kommt. Die Temperatur in der Schmelz- und Konvertierungszone übersteigt die Schmelztemperatur des metallischen
Kupfers, des Steins und der Schlacke, so daß sich alle diese Phasen im flüssigen Zustand befinden.
Das reduzierte metallische Kupfer sammelt sich in der hierzu vorgesehenen Zone und wird von dort periodisch
aus dem Reaktor entfernt Die schmelzflüssige Schlacke sammelt sich in der Schlackenzone an und wird von dort
ununterbrochen oder periodisch abgelassen. In die Schlackenzone bläst man Luft und ein reduzierendes
Gas. In die Schlacke kann auch ein festes Reduktionsmittel
oder ein Teil des Kupferkonzentrats eingeführt werden. Die aus dem Reaktor abgelassene Schlacke
kühlt man langsam ab, zerkleinert sie, flotiert und mischt das Flotationskonzentrat mit dem anfänglichen Kupferkonzentrat
und dem Flußmittel vor deren Granulation.
Da bei diesem Verfahren das sauerstoffhaltige Gas in
die Steinschicht eingeblasen wird, ist der Stein nur in geringem Maße mit Sauerstoff angereichert. Das führt
zu wesentlichen Wärmeverlusten mit den Abgasen und macht die Zugabe großer Menge an kohlenstoffhaltigen
Brennstoffen erforderlich, nämlich bis 3,95 · 1ü6 kcal/t Trockenkonzentrat. Außerdem verursacht die Einführung
des gesamten sauerstoffhaltigen Gases in die Steinmasse eine wesentliche Erhöhung des Anteils der
oxydierten Buntmetalle und deren Übergang in die Schlacke. Diese Erscheinung ist gut aus der Praxis der
Konvertierung bekannt Ungeachtet spezieller Maßnahmen bei der Durchführung des beschriebenen
Schmelzverfahrens, wie z. B. Reduktion der abgelassenen Schlacke, gelingt es nicht den Kupfergehalt der
Schlacke unter 8 bis 10% zu bringen. Auf diese Weise beträgt die direkte Gewinnung von Kupfer als Rohmetall
nur 50 bis 60%v und die aus dem Ofen abgelassene
Schlacke muß einer Flotationsverarmung unterzogen
ίο werden.
Da bei diesem Verfahren eine effektive Trennung des Steins und der Schlacke nicht geschieht und die Schlakke
mit dem Stein in oxydierender Atmosphäre gemischt wird, muß zur direkten Gewinnung von etwa 50% Kupfer
die Schmelze im Ofen eine längere Zeit gehalten werden, was die spezifische Produktivität des Aggregats
pro Quadratmeter Querschnittsfläche bis auf 10 t/m2
pro Tag oder 0,42 t/m2 pro Stunde senkt
Aus der US-PS 38 92 559 ist ein O%i für ein pyrometallurgisches
Verarbeitungsverfahio bekannt der einen rechteckigen Schacht darstellt, der gänzlich aus
wassergekühlten Stahlcaissons besteht Die seitlichen Winddüsen sind in einer Höhe von 200 bis 300 min oberhalb
der Herdplatte angeordnet, was praktisch dazu führt, jäß das sauerstoffhaltige Gas in die Schicht des
Steins geblasen wird, und die gesamte Schmelze im Ofen durch das eingeblasene Gas durchgemischt wird.
Es handelt sich somit bei diesem um einen Schlackeverblaseofen zum Entzinken flüssiger Schlacke, in dem
selbst die Trennung in Stein und Schlacke nicht geschieht; dies geschieht erst in einem vorgelagerten Absetzbehälter,
in den die entzinkte Schlacke über eine Rinne aus dem eigentlichen Ofen gelangt Die Abstichöffnung,
mit der periodisch die entzinkte Schlacke abgestochen wird, befindet sich dabei etwa auf der Höhe der
Winddüsen.
Infolge der Verwendung von Stahlcaisscns in der Zone
der Winddüsen und der Durchmischung der Schmelze mit hohem Gehalt an Stein ist es nicht möglich, die
Produktivität dieses Ofens zu erhöhen und ein hoch mit Sauerstoff angereichertes Gas zu verwenden, da dies zu
einem Anschmelzen der Schlackeschicht auf den Caissons und einer Zerstörung der Wände der Caissons führen
würde. Ein wesentlicher Nachteil besreht auch darin, daß die Schlacke und der Stein nicht kontinuierlich und
getrennt abgelassen werden können.
Auch hier wird also nur Schlacke mit einem erheblichen Restgehait an Buntmetallen erhalten und folglich
keine ökonomische Effektivität des ganzen metaliurgisehen
Prozesses erziilt
Der Erfindung liegt die Aufgabe zugrunde, ein pyrometallurgisches
Verarbeitungsverfahren für Buntmeta.'lsuifide
enthaltende Materialien zu schaffen, mit dem bei hoher Produktivität und minimalem Vsrbrauch an
kohlenstoffhaltigem Brennstoff eine Ausbeute mit einem hohen Gehalt an nutzbaren Komponenten erzielt
werden kann. Ebenso soll ein Ofen zur Durchführung des Verfahrens ger;haffen werden, in den ein Gas mit
hohem Sauerstoffgehalt eingeblasen werden kann, und in dem hohe Geschwindigkeiten der chemischen Reaktionen
mit schneller und vollkommener Trennung der entstehenden Schmelzprodukte erzielt werden.
Die gestellte Aufgabe wird erfindungsgemäß durch ein Verfahren mit de.>
kennzeichnenden Merkmalen des Patentanspruchs 1 gelöst
Im Anspruch 2 ist eine Weiterbildung des Verfahrens nach Anspruch 1 angegeben.
Die Ansprüche 3 und 4 betreffen eine Vorrichtune zur
Die Ansprüche 3 und 4 betreffen eine Vorrichtune zur
Durchführung des vorgeschlagenen Verfahrens.
Bei einem solchen Vorgehen geschieht das Einblasen des sauerstoffangereicherten Gases in eine Schmelze
erheblicher vertikaler Erstreckung, und zwar in einer Höhe im Bereich der Schlackenschicht. Dadurch ergibt
sich nicht nur eine schichtenweise Trennung der Schlakke und des Steins bzw. des Rohmetalls, sondern es
kommt auch noch zu einer nochmaligen Unterteilung der Schlackenschicht in eine obere pneumatisch durchmischte
Schicht und eine untere beruhigte Schlackenschicht. Im Gegensatz zu den bekannten Verfahren wird
also eine unterhalb des Einblasniveaus gelegene beruhigte Schlackenschicht geschaffen. Dies beruht auf der
Erkenntnis, daß der notwendige Oxydationsgrad der Eisen- und Buntmetallsulfide nicht nur in einer durchgehenden
Steinschicht möglich ist, sondern auch, wenn diese in Gestalt von Emulsionstropfen des Steins in der
Schlacke mit einem Volumengehalt von 5 bis 15% Sulfidphase
in der Schlacke vorliegen.
Dabei ergibt sich durch die Erfindung die Möglichkeit des Einblasens des sauerstoffhaltigen Gases mit Konzentrationen
des Sauerstoffs von mehr als 35% bis hin zum reinen Sauerstoff ohne Schutzgashüllströme oder
sonstige Schutzmaßnahmen, was nur möglich wird, wenn unterhalb des Niveaus der Winddüsen beruhigte
Schlacke vorhanden ist. so daß im pneumatisch durchmischten Bereich der Schmelze der Gehalt an Sulfidphase
zuverlässig in den Grenzen von 5 bis 15% vorliegt, und die Zusammensetzung der flüssigen Phase keine
Gradienten aufweist. Dabei kann, wenn die im Anspruch angegebene Intensität der Zufuhr des sauerstoffreichen
Gases eingehalten wird, die Beschickung mit dem Einsatzgut konzentriert an einer Stelle von oben in
die pneumatisch durchmischte Schicht erfolgen. Die Einhaltung der genannten Zahlenwerte ist dabei insofern
von wesentlicher Bedeutung, als bei Abweichungen
entweder der Sauerstoff unvollkommen ausgenutzt würde oder der Schmelzvorgang gestört würde und unerwünschte
Fluktuationen in der Zusammensetzung der Phasen auftreten würden.
Der Abzug der Schlacke und des Steins aus beruhigten Schichten im unteren Bereich unterhalb des Niveaus
der Winddüsen bewirkt, daß im Gtgensatz zu den bekannten Verfahren des Schmelzens von sulfidischen
Buntmetallrohstoffen die Schlacke und der Stein gemeinsam von oben nach unten strömen und unterhalb
der Winddüsen nicht mehr gemischt werden. Dieser Verfahrensablauf schafft die günstigsten Voraussetzungen
zur Verarmung der Schlacke und gewährleistet die angestrebte hohe /Ausbeute an Rohmetall.
Zur Sicherung des Wärmehaushalts kann in einer zweckmäßigen Weiterbildung der Erfindung gemäß Patentanspruch
2 in den oberen pneumatisch gemischten Teil der Schmelze ein kohlenstoffhaltiger Brennstoff in
Form von Erdgas, Heizöl, Staubkohle, Stückkohle oder Stückkoks zugegeben werden. Eine solche nicht autogene
Führung des Prozesses ist an sich aus der DE-AS 21 66 728 bekannt
Zur Durchführung des Verfahrens dient in Weiterbildung der Erfindung der in Patentanspruch 3 angegebene
Ofen, bei dem die neuartige Lage der Winddüsen bezüglich der Höhe des Ofens und der Schlackenabstichhöhe
es ermöglicht, daß sich unterhalb der Winddüser, beruhigte Schichten ausbilden, in die die gesamie
Schlacke in laminarer Strömung gelangt, wobei die Verweildauer der Schlacke im Ofen durch geeignete Wahl
der Höhenerstreckung der beruhigten Zone so eingestellt werden kann, daß eine vollständige Trennung des
Steins von der Schlacke und vollständige Verarmung der letzteren gelingt, und zwar bei gleichbleibender
Durchsatzleistung des Ofens, was bei den bekannten metallurgischen Prozessen nicht möglich ist.
In der zweckmäßigen Weiterbildung des Ofens gemäß Patentanspruch 4 tritt die Schlacke aus der beruhigten Zone unterhalb der Winddüsen in der Schmelzkammer ohne zusätzliche Maßnahmen oder Einwirkungen auf die Schmelze über in die Durchmischungszone
In der zweckmäßigen Weiterbildung des Ofens gemäß Patentanspruch 4 tritt die Schlacke aus der beruhigten Zone unterhalb der Winddüsen in der Schmelzkammer ohne zusätzliche Maßnahmen oder Einwirkungen auf die Schmelze über in die Durchmischungszone
ίο der Reduktionskammer. Durch diese Konstruktion und
Anordnung der Trennwände nimmt die Schlacke kontinuierlich diesen Weg, wobei eine Rückströmung zuverlässig
ausgeschlossen ist, die den Effekt der reduzierenden Verarbeitung der Schlacke beeinträchtigen könnte.
Nachfolgend wird die Erfindung durch die Beschreibung von Ausführungsbeispielen anhand der Zeichnungen
weiter erläutert. Es zeigt
Fig. 1 schematisch den Querschnitt eines Ofens für
das pyrometallurgische Verarbeitungsverfahren für Buntmetallsulfide enthaltende Materialien,
F i g. 2 den Längsschnitt des Ofens in einer Einkammerausführung,
F i g. 3 den Längsschnitt des Ofens in einer Zweikammerausführung und mit einem Außenbehälter zur Konvertieri'.ng
des Steins,
F i g. 4 eine isothermische Gesamtansicht des Ofens. Zur Durchführung des vorgeschlagenen Verfahrens
wird ein sauerstoffhaltiges Gas 1 mit einem Sauerstoffgehalt über 35% unter einem Überdruck von etwa 1 bar
und in einer Menge von 200 bis 2000 Nm3 pro Stunde je Quadratmeter des horizontalen Querschnitts des
Schmelzbades in die Schmelze in einer Höhe von etwa 300 bis 400 mm unter dem oberen Flüssigkeitsspiegel 2
der in Ruhe befindlichen Schlackenschmelze mit einer Gesamttiefe von 2,0 bis 2,5 m eingeblasen. Das sauerstoffhahige
Gas i durchmischt energisch den oberen Teil der Schmelze und schafft eine verdünnte, gasgesättigte
Schicht einer heterogenen Schmelze 3 von etwa 1,5 bis 23 m Höhe, die vor allem aus Schlacke mit 10 bis
30 Vol.-% Sulfideinschlüssen und gegebenenfalls Kohle oder Koks besteht.
Das sauerstoffhaltige Gas 1 durchströmt die pneumatisch
durchmischte Schicht der heterogenen Schmelze 3, reagiert dabei in erster Linie mit den Sulfiden oder der
Kohle und erzeugt dabei gleichmäßig die Wärme, die zum Schmelzen der aufgegebenen Charge und zur Erwärmung
der Schmelze notwendig ist.
Bei dem intensiven Mischen treffen in der pneumatisch gemischten Schicht Tropfen der Sulfide auff i.nander
und vereinigen sich, wodurch sie eine ausreichende Größe erreichen, um aus der oberen Schicht auszufallen
und schnell in die Bodenphase zu sinken.
Die Charge in Form von Flotationskonzentrat oder Stückerz und das Flußmittel mit oder ohne kohlenstoffhaltigen
Brennstoff werden von oben in die pneumatisch gemischte Schicht aufgegeben oder zusammen mit
dem Gas eingebiasen und durch das pneumatische Mischen gleichmäßig in der ganzen Schicht verteiiL Die
Sulfide dissoziieren und schmelzen und reagieren mit dem eingeblasenen Sauerstoff und der Schlacke, wobei
sie einen geringen Magnetitgehalt der Schlacke aufrechterhalten und zur Bildung armer Schlacken beitragen.
Infolge der intensiven Durchmischung der Schlacke in der oberen Schicht kommt es zu einer schneiien Losung
des Quarzes und anderer schwerschmelzbarer Komponente der Charge, wodurch im gesamten Volumen
der Schmelze eine optimale Zusammensetzung der Schlacke aufrechterhalten wird.
Kleine Tropfen der Sulfidschmelze befinden sich längere Zeit in der gemischten Schicht, was eine volle Aufnahme
des Sauerstoffs und die Erreichung der geplanten Desulfurisation gewährleistet. Parallel mit der Oxydation
der Sulfide vergrößern sich die Tropfen des Sulfids in der Schlacke. Große Tropfen der Sulfidschmelze
sinken mit großer Geschwindigkeit ab, gelangen in die Schicht der ruhigen Schlacke unterhalb der Winddüsenebene,
in der das sauerstoffhaltige Gas eingeblasen wird, durchlaufen schnell diese Schicht, erfassen dabei
auf dem Weg befindliche kleine Einschlüsse und bilden die Bodenphase.
Die Schlacke wird kontinuierlich aus dem unteren Teil der ruhigen Schicht 4 der Schlacke entfernt. Infolgedessen
bewegt sich die gesamte Schlacke allmählich von oben nach unten, durchläuft den ganzen Weg in 2
bis 4 Stunden und wird dabei durch einen Regen aus Tropfen des Steins oder Rohmetalls, die sich im oberen
durchmischten Teil der Schmelze bilden, gewaschen. Dadurch ist ein vorzeitiges Austragen von noch nicht
ausreichend verarmter Schlacke mit erhöhtem Buntmetallgehalt aus dem Ofen ausgeschlossen.
Die von der Sulfidphase oder dem Rohmetall abgesonderte Schlacke kann einer pneumatischen Mischung
durch ein reduzierendes Gas im Beisein eines festen Reduktionsmittels oder einer sulfidierenden Phase für
die Austreibung von Zink oder anderer leichtflüchtiger Komponenten zur weiteren Verarmung unterzogen
werden. Die sulfidische oder metallische Bodenphase kann -"usammen mit der Primärbodenphase oder individuell
abgezogen werden.
Bei der Bildung der primären Bodenphase in Form von reichem Stein oder weißem Matt kann die Sulfidschmelze
5 ohne Kontakt mit der armen Krätzschlacke einer Oxydation bis zum Rohmetall oder Feinstein unterzogen
werden, was eine direkte Gewinnung der Buntmetaiie ermöglicht und eine Anreicherung der
Schlacke ausschließt.
Wenn sich bei der Konvertierung der Sulfidschmelze 5 Schlacke bildet, wird sie in die obere, pneumatisch
gemischte Schicht der heterogenen Schmelze 3 in flüssiger oder fester Form zur Verarmung zurückgeführt.
Auf diese Weise wird in einem Prozeß die vollkommene Trennung der Ausgangsmaterialien in Rohmetall,
Schwefel in reichen Abgasen, Sublimate mit geringem Anteil von Primärstaub und arme Krätzschlacke erreicht.
Der Ofen zur Durchführung des pyrometallurgischen Verarbeitungsverfahrens hat einen Schacht 6 mit seitlichen
wassergekühlten Winddüsen 7, die in solcher einer Höhe angebracht sind, daß das Verhältnis der Höhe des
über den Winddüsen liegenden Teils des Schachts zu der Höhe des darunterliegenden Teils des Schachts etwa
zwischen 2 :1 bis 10 :1 liegt
Zum Abstich der Schlacke aus dem unteren Teil der Schlackenzone dient ein als Siphon wirkender Behälter
8, der mit dem inneren Raum des Schachts 6 durch einen Kanal 9 verbunden ist, der tiefer als die Winddüsen 7
aber über dem Spiegel 10 des Steins im Innern des Schachts 6 gelegen ist.
Ein ausgedehnter Teil des Schachts 6 unterhalb des Niveaus der Winddüsen 7 läßt auf diese Weise eine
ruhige Schlackenzone entstehen, in der sich die Schlakke bis zur restlosen Abscheidung von Tropfen des
Steins und des Rohmetalis langsam nach unten bewegt, wobei durch kontinuierliche Aufgabe der Charge und
ununterbrochenen Abstich der Schlacke der Spiegel der
Schmelze im Schacht 6 des Ofens auf konstanter Höhe gehalten werden kann.
An den oberen Teil des Schachts 6 schließt ein Gaszug 11 an. Dieser Teil des Schachts 6 muß so hoch sein,
daß möglichst wenig Spritzer der Schmelze mit dem aufsteigenden Gasstrom weggetragen werden.
Der mittlere Teil des Schachts 6 ist in der Zone der Winddüsen 7 in Form eines Caissongürtels 12 ausgeführt.
Der obere Teil des Schachts 6, der über dem die Schmelze haltenden Caissongürtel 12 liegt, kann entweder
gekühlt oder aus einem feuerfesten Material hergestellt sein. Der untere Abschnitt des Schachts 6 und die
Herdplatte 13 sind aus feuerfesten Ziegeln gefertigt und von außen durch auflegbare, gekühlte Platten (nicht abgebildet)
analog wie bei den elektrochemischen öfen begrenzt.
Die Caissons 14 des Caissongürtels 12 bestehen in der Zone der Winddüsen 7 wegen des intensiven Kontakts
mit Her heißen, Hijrrh Hat Mischen in dauernder Bewegung
stehender heterogenen Schmelze 3 aus einem massiven Material mit hoher Wärmeleitfähigkeit, z. B.
aus Kupfer, um eine gute Ableitung der Wärme zu gewährleisten. Die in die Schmelze ragenden Enden der
Winddüsen 7 müssen ebenso intensiv wie die Caissons 14 des gekühlten Caissongürteiis 12 gekühlt werden.
Für die Aufgabe der Charge und des Brennstoffs befindet sich im oberen Teil des Schachts 6 oder im Gewölbe
eine öffnung 15, zu der die Charge z. B. mit Hilfe von Bandförderern transportiert wird.
Zur Beschickung des Ofens mit staubförmigen, trokkenen Materialien haben die Winddüsen 7 zusätzlich Stutzen 16, durch die diese Materialien zur Verringerung der Staubverluste pneumatisch in die Schmelze eingeblasen werden.
Die Decke des Kanals 9 für den Abstich der Schlacke aus dem Schacht 6 und die Wände des Außenbehälters 8 sind in Höhe des Spiegels der Schlackenschmelze aus gekühlten Caissons angefertigt, damit sich die feuerfesten Baustoffe in der fließenden Schlacke nicht lösen. Der Außenbehälter 8 hat einen Überlauf veränderlicher Höhe für den Abstich der Schlacke und folglich zur Einstellung der Höhe der Schmelze im Schacht.
Zur Beschickung des Ofens mit staubförmigen, trokkenen Materialien haben die Winddüsen 7 zusätzlich Stutzen 16, durch die diese Materialien zur Verringerung der Staubverluste pneumatisch in die Schmelze eingeblasen werden.
Die Decke des Kanals 9 für den Abstich der Schlacke aus dem Schacht 6 und die Wände des Außenbehälters 8 sind in Höhe des Spiegels der Schlackenschmelze aus gekühlten Caissons angefertigt, damit sich die feuerfesten Baustoffe in der fließenden Schlacke nicht lösen. Der Außenbehälter 8 hat einen Überlauf veränderlicher Höhe für den Abstich der Schlacke und folglich zur Einstellung der Höhe der Schmelze im Schacht.
Der Abstich des Steins und/oder des Rohmetalls geschieht
durch eine ebenfalls siphonartige Ausbildung mit einem Außenbehältei· 17 aus feuerfestem Material,
der mit dem Innenraum des Schachts 6 durch einen Kanal 18 verbunden ist, der tiefer liegt als der Spiegel 10
des Steins im Innern des Schachts 6. Der Außenbehälter 17 hat ein Fenster 19 (Fig.4) veränderlicher Höhe und
erlaubt somit die Einstellung des Spiegels 10 des Steins
so oder des Rohmetalls im Innern des Schachts 6.
FJr den Fall des Abstichs reichen Steins oder weißen Matts aus dem Schacht 6 kann der Außenbehälter 17
gemäß F i g. 3 eine Vorrichtung 20 zur Zuführung eines sauerstoffhaltigen Gases haben, das den Stein bis zum
Rohmetall oxydiert. Dabei ist in der Höhenlage des Spiegels des Steins in der Wand des Behälters 17 ein
Fenster 21 für den Abstich der sich bei der Konvertierung bildenden Schlacke ausgebildet Die bei der Konvertierung
des Steins im Behälter 17 entstehenden Gase gelangen durch einen Gaszug 22 in den Gaszug 11, vereinigen
sich dort mit den Gasen aus dem Schmelz- und Oxydationsprozeß und werden gemeinsam zur Schwefelextraktion
geleitet
Zum Abstich des gewonnenen Rohmetalls dient ein Außenbehälter 23, der mit dem Innenraum des Behälters 17 durch einen Kanal 24 verbunden ist, der unter dem Spiegel 25 des Rohmetalls im Innern des Schachts 6 liegt
Zum Abstich des gewonnenen Rohmetalls dient ein Außenbehälter 23, der mit dem Innenraum des Behälters 17 durch einen Kanal 24 verbunden ist, der unter dem Spiegel 25 des Rohmetalls im Innern des Schachts 6 liegt
Zur Verhinderung der Bildung harter Krusten auf der Oberfläche der Schmelze können die Behälter 8,17 und
23 für den Abstich der Schmelzen aus dem Schacht 6 mit einer (nicht gezeigten) Vorrichtung zum Verbrennen
von Brennstoff rnd zur Erwärmung ausgerüstet werden.
Bei einem wesentlichen Gehalt an Zink und anderen unter Redukt.onsbedingungen flüchtigen Komponenten
in der Schlacke wird der Schacht 6 durch eine vertikale Zwischenwand 26 unterteilt, deren Ende unter dem
Niveau der Winddüsen 7, aber über dem Spiegel 10 des Steins liegt und den inneren Raum des Schachts 6 in eine
Schmelzkammer 27 und eine Reduktionskammer 28 teilt. In der Schmelzkammer 27 wird die Charge geschmolzen
und bilden sich die Schmelzprodukte; in der Reduktionskammer 28 vollzieht sich die Reduktion und
die weitergehende Verarmung der Schlacke. Der untere Teil der Zwischenwand 26 muß in der Berührungszone
mit der intensiv gemischten heterogenen Schmelze /.ur
Erhöhung der Lebensdauer gekühlt werden. .
Zur Beförderung der Schlacke aus dem unteren Teil der Schmelzkammer 27 in den oberen, pneumatisch gemischten
Teil 29 der Schmelze in der Reduktionskammer 28 gehört zu dieser eine zweite, vertikale, gekühlte
Zwischenwand 30, deren oberes Ende sich in der Schmelze über der Höhenlage der Winddüsen 7 befindet
und deren unteres Ende bis zum Spiegel 10 des Steins reicht.
Im oberen Teil der Reduktionskammer 28 oder im Gewölbe befindet sich eine Öffnung 31 für die Aufgabe
eines stückigen Reduktionsmittels oder von Sulfidmaterialien für die Verarmung der Schlacke. Diese Materialien
werden z. B. mit Hilfe eines Bandförderers zur Beschickungsöffnung 31 gefördert Zur getrennten Verwertung
der gasförmigen Schmelzprodukte haben die Kammern 27 und 28 individuelle Gaszüge 11 und 32.
Die Kammer 28 zur Reduktion und Verarmung der Schlacken kann an Stelle von seitlichen Winddüsen 7
mit (nicht gezeigten) Brennern für das Vorheizen mit Erdgas ausgerüstet sein. Das ermöglicht das Einblasen
heißer Gase mit minimalem Gehalt an freiem Sauerstoff in die Schmelze und so ε'·<χ Erhöhung der Effektivität
der Reduktion. Der obere Teil des Caissongürtels 12 kann öffnungen 33 zur Zuführung eines sauerstoffhaltigen
Gases haben, das die Reduktionsgase und die ausgetriebenen Metalle vollständig verbrennt
Der Schmelzbetrieb kann auf zwei Arten eingeleitet werden. In den durch Zuführung von Brennstoff mit
einem sauerstoffhaltigen Gas durch die Winddüsen 7 auf 1Ϊ50 bis 1200° C erwärmten Ofen gießt man in die
Behälter 8 oder 17 heißen Stein oder Schlacke, bis der Flüssigkeitsspiegel die Höhe der Winddüsen 7 erreicht.
Sodann wird sauerstoffhaltiges Gas durch die Winddüsen eingeblasen, und sobald es im Schacht zu spritzen
beginnt, beginnt man mit der Aufgabe der Charge. Durch die Neubildung von Schlacke und Stein steigt der
Schmelzspiegel in den Behältern 8 und 17 bis zu den Abstichöffnungen, durch die die Schlacke und der Stein
ununterbrochen aus dem Ofen abfließen. Der Beginn des Abstiches von Schlacke und Stein zeigt an, daß der
Betriebszustand erreicht ist
Wenn flüssige Schlacke und Stein nicht beschafft werden können, kann das Anfahren auch durch Schmelzen
fester Ausgangsmaterialien erfolgen. Es ist ratsam, das Schmelzen bis zur Höhe der Winddüsen 7 durch
Schmelzen von festem Stein oder reinem Sulfidjnaterial
als leichtschmelzbare Phase zu beginnen. Die Wärme für das Schmelzen des Schmelzbades entsteht bei der
Verbrennung eines kohlenstoffhaltigen Brennstoffes, der zusammen mit der Charge oder durch die Winddüsen
eingeleitet wird.
Es war eine Kupfersulfidcharge aus Erzstücken bis 100 mm, Flotationskonzentrat und Sandstein mit einer
Stückgröße bis 50 mm mit 7% Feuchtigkeit zu verarbeiten. Die chemische Zusammensetzung der Trockenbestandteile
war: Kupfer 20%, Eisen 29%, Schwefel 22%, SiO217%, Rest 12%. Mit dieser Charge wurde kontinuierlich
der Schacht 6 des Ofens durch die öffnung 15 in einer Menge von 1600 l/Tag (66,6 t/h) beschickt. Die
Charge fällt in die obere pneumatisch gemischte Schicht der heterogenen Schmelze 3, erwärmt sich und schmilzt
in dieser.
Infolge der intensiven Durchmischung der Schmelze und der hohen Geschwindigkeit des Auflösens der
hochschmelzenden Komponenten der Charge, der Schlackenbildung und der Oxydation der Sulfide beträgt
die flächenbezogene Leistung des Ofens beim Schmelzen in der Schmelze etwa 80 t/m2 · Tag. Der
Schacht 6 hatte in Höhe der Winddüsen 7 einen horizontalen Querschnitt von 2,5 m χ 8 m.
Bei einer Höhe des Schachts 6 von etwa 7 m beträgt die volumenbezogene Leistung des Ofens etwa
11 t/m3 · Tag.
Zur Oxydation der Sulfide, Erwärmung der Schmelze auf 135O0C und Steinbildung mit 50% Kupfer wird
durch die Winddüsen 7 ein Gemisch aus Sauerstoff und Luft mit einem Sauerstoffgehalt von 60% und Erdgas in
die Schmelze eingeblasen. Zur Wahrung des Stoff- und Wärmegleichgewichts betragen die Förderströme
2100 Nm3/h Erdgas unter einem Überdruck von 13 bar,
10 500 NmVh technischer Sauerstoff und 10 900 NnrVh Luft unter einem Überdruck von 1,0 bar. Das Gas
durchströmt die Winddüsen 7 mit einer Geschwindigkeit von 230 m/sec.
In der pneumatisch gemischten heterogenen Schmelze 3 geht infolge der Dissoziation der höhet en Sulfide im gesamten Volumen der gemischten Schicht das Eisensulfid nicht nur in Stein über, sondern löst sich auch in der Schlacke. Der Sauerstoff reagiert mit dem Eisensulfid des Steins und der Schlacke nach den Reaktionsgleichungen:
In der pneumatisch gemischten heterogenen Schmelze 3 geht infolge der Dissoziation der höhet en Sulfide im gesamten Volumen der gemischten Schicht das Eisensulfid nicht nur in Stein über, sondern löst sich auch in der Schlacke. Der Sauerstoff reagiert mit dem Eisensulfid des Steins und der Schlacke nach den Reaktionsgleichungen:
FeS + 13O2-(FeO) + SO2
(Fes) + 1,5 O2- (FeO) + SO2
und mit dem Eisenoxyd in der Schlacke
3(FeO)+ 0^O2-(Fe3O4)
(Fes) + 1,5 O2- (FeO) + SO2
und mit dem Eisenoxyd in der Schlacke
3(FeO)+ 0^O2-(Fe3O4)
Infolge der hohen Konzentration und Aktivität des Schwefels in der Schlacke kommt es praktisch zu keiner
Oxydation der Kupfersulfide. Dazu trägt auch die Ausscheidung von Schwefel bei der Reaktion das Magnetits
mit dem Eisensulfid nach folgenden Reaktionsformeln bei:
2 (Fe3O4) + 2 FeS — 8 (FeO) + S2
3 (FeO4) + FeS — 10 (FeO) + SO2
Die Tropfen des geschmolzenen Steins werden allmählich größer, fallen aus der pneumatisch gemischten
Schicht der heterogenen Schmelze aus, durchqueren die
Schicht der ruhigen Schlacke 4 und bilden den Stein 5 der Bodenschicht. Da dieser Stein durch den Kanal 18
mit dem Außenbehälter 17 in Verbindung steht, der bis :ur Abflußöffnung mit Stein angefüllt ist, bewirkt die
Bildung neuen Steins den Abfluß einer entsprechsnden Menge an Stein aus dem Ofen, und zwar etwa 26,5 t/h
mit einer Temperatur von 12000C.
Bei Bildung neuer Schlacke in der pneumatisch gemischten Schicht der heterogenen Schmelze 3 des
Schachts 6 und Anstieg des Schlackenspiegels fließt eine entsprechende Menge an Schlacke aus dem unteren Teil
der ruhigen Schicht 4 durch den Kanal 9 in den Außenbehälter 8 und wird kontinuierlich bei Anstieg des
Schlackenspiegels 2 im Behälter 8 über die Abflußöffnung abgeführt. Auf diese Weise stellten sich im Ofen
konstante Bedingungen ein, bei denen sich Schlacke mit 32% SiO2, 5% Fe3O4 und 0,4% Cu in einer Menge von
640 t/Tag (26,7 t/h) mit einer Temperatur von 1250 bis
13000C bildete.
Durch den Gr.szug 11 werden aus dem Schacht 6 des
Ofens die entsprechenden Gase in einer Menge von 18 000Nm3/h mit einer Temperatur von 13000C und
40% SO2-Gehalt abgeleitet. Die Abgase nehmen etwa
1 Gew.-% von der aufgegebenen Charge in Form von Staub und Schmelzspritzer aus dem Ofen mit. Das Kupfer
geht zu etwa 98,5% in den Stein über.
Die Temperatur der Schmelze wird durch Veränderung der Zufuhr des Erdgases oder durch Veränderung
des Sauerstoffgehalts im sauerstoffhaltigen Gas bei Beibehaltung seiner Menge für die Stabilisierung der Steinzusammensetzung
und für die Entschwefelung eingestellt.
Eine Charge in einer Menge von 1200 t/Tag (50 t/h)
mit einer Feuchtigkeit von 6%, bestehend aus 1000 t Kupfer-Zink-Konzentrat mit 19% Kupfer, 30% Eisen,
5,5% Zink und 36,7% Schwefel und 200 t Quarzflußmittel
mit 70% SiO2 wurde durch die Öffnung 15 i« die
Schmelzkammer 27 des Schachts 6 mit einer F)8' !er
Ofensohle von 20 m2 aufgegeben.
Durch die Winddüsen 7 wurden 12 000Nm3 sauerstoffhaltiges
Gas mit einer Sauerstoffkonzentration von 90% in die pneumatisch gemischte Schmelze 3 eingeblasen.
Dabei entstand in der Schmelzkammer 27 Stein mit 75% Kupfergehalt und die frei werdende Wärmemenge
reichte zur autogenen Weiterführung des Schmelzprozesses der Charge.
Der Stein gelangt durch den Kanal 18 in den Außenbehälter 17, wo er über die Vorrichtung 20 durch ein
sauerstoffhaltiges Gas unter einem Überdruck von 5 bar beaufschlagt und bis zum Rohkupfer 34 oxydiert
wird, das in die Bodenpl.ase absinkt. Durch den Kanal 24 fließt das Rohkupfer 34 in den Behälter 23 und verläßt
den Ofen.
Die bei der Oxydation des Steins entstehende Schlakke fließt durch das Fenster 21 aus dem Behälter 17 und
wird in festem Zustand durch die Öffnung 15 in die pneumatisch gemischte Schicht 3 der heterogenen
Schmelze übergeführt Das Röstgas von der Oxydation des Steins im Behälter 17 gelangt durch den Gaszug 22
in den Hauptgaszug 11.
Die Schlacke der Schmelzkammer 27, die 10% Zink, 28% SiO2 und 1% Kupfer enthält, fließt zwischen den
Zwischenwänden 26 und 30 nach oben in die Reduktionskammer 28 in die dortige pneumatisch gemischte
Schicht 29. Durch die Winddüsen 7 und die Beschikkungsstutzen 16 werden 3500 NmVh sauerstoffhaltiges
Gas mit 90% Sauerstoffgehalt und 90 t/Tag (3,5 t/h)
Staubkohle in die Reduktionskammer 28 geblasen.
Das aus der Schlacke reduzierte Kupfer sinkt tropfenweise in die Bodenphase, das Zink wird reduziert »md sublimiert zu 90% in die gasförmige Phase. In den oberen Teil der Kammer 28 wird durch die öffnung 33 3000 NmVh sauerstoffhaltiges Gas mit 35% Sauerstoffgehalt zur Oxydation von CO und Zn zu CO2 bzw. ZnO
Das aus der Schlacke reduzierte Kupfer sinkt tropfenweise in die Bodenphase, das Zink wird reduziert »md sublimiert zu 90% in die gasförmige Phase. In den oberen Teil der Kammer 28 wird durch die öffnung 33 3000 NmVh sauerstoffhaltiges Gas mit 35% Sauerstoffgehalt zur Oxydation von CO und Zn zu CO2 bzw. ZnO
ίο geblasen. Das Zinkoxyd wird als Staub mit 65% Zinkgehalt
aufgefangen.
Die Schlacke mit 03% Kupfer, 1,7% Zink und 33% SiO2 fließt aus der Kammer 28 durch den Kanal 9 in den
Außenbehälter 8 und wird in Schlackentransportpfannen auf die Schlackenhalde transportiert.
Auf diese Weise wird in einem Ofen Kupfer-Zink-Rohstoff verarbeitet und dabei 98,5% Kupfer als Rohkupfer,
95% Schwefel als reiche Abgase und 90% Zink
Eine Sulfid-Nickel-Charge mit 6% Feuchtigkeit aus Nickelkonzentrat und Quarzflußmittel, die 9% Nickel,
34% Eisen, 32% Schwefel, 14% SiO2 und 11% Restbestandteile
enthält, wird in einer Menge von etwa 13001/ Tag (54 t/h) kontinuierlich durch die Öffnung 15 in die
heterogene, pneumatisch gemischte Schmelze 3 aufgegeben. Zusammen mit der Charge gibt man in den
Schacht 6 außerdem 2 t/h Stückkohle mit einer Stückgröße bis 100 mm. Durch die Winddüsen 7 wird ein
sauerstoffhaltiges Gas mit 70% Sauerstoffgehalt geblasen.
Infolge der Reaktion des Sauerstoffs mit den Sulfiden und der Kohle wird in der Schmelze eine Temperatur von 13500C aufrechterhalten und bildet sich Feinstein mit 62% Nickelgehalt wobei das Nickel zu 97% in den Feinstein übergeht, der aus dem Ofen über den Außenbehälter 17 abgeführt wird und zusammen mil zu 75% in den Feinstein übergegangenem Kobalt zur getrennten Gewinnung von Nickel und Kobalt befördert wird. Die Schlacke mit 36% SiO2 und 0,2% Nickel wird durch das Schlackensiphon aus dem Ofen entfernt und ko^imt auf die Halde. Die Gase, die 85% des Ausgangsschwefels enthalten, werden zur Schwefelsäureproduktion geleitet
Infolge der Reaktion des Sauerstoffs mit den Sulfiden und der Kohle wird in der Schmelze eine Temperatur von 13500C aufrechterhalten und bildet sich Feinstein mit 62% Nickelgehalt wobei das Nickel zu 97% in den Feinstein übergeht, der aus dem Ofen über den Außenbehälter 17 abgeführt wird und zusammen mil zu 75% in den Feinstein übergegangenem Kobalt zur getrennten Gewinnung von Nickel und Kobalt befördert wird. Die Schlacke mit 36% SiO2 und 0,2% Nickel wird durch das Schlackensiphon aus dem Ofen entfernt und ko^imt auf die Halde. Die Gase, die 85% des Ausgangsschwefels enthalten, werden zur Schwefelsäureproduktion geleitet
Bleisulfidkonzentrat mit 56,6% Blei, 4,06% Zink, 0,65% Kupfer, 6,97% Eisen, 12,56% Schwefel und 6%
Feuchtigkeit wird in einer Menge von etwa 1000 t/Tag
zusammen mit 13,0 t Kalkstein (53% CaO) und 80 t Kohle kontinuierlich durch die Öffnung 15 in den oberen
Teil der Schmelzkammer 27 aufgegeben, deren horizontaler Querschnitt die Abmessungen 2,5 m χ 8 m hat
Durch die Winddüsen 7 bläst man in die heterogene Schmelze 3 12 000Nm3 eines Gemisches aus technischem
Sauerstoff und Luft mit 70% Sauerstoffgehalt In der pneumatisch gemischten Schicht der heterogenen
Schmelze 3 wird eine Temperatur der Schlacke von 1200 bis 1220° C aufrechterhalten.
Infolge der Oxydation der Sulfide und der Reaktion des Bleisulfids mit dem Bleioxyd entsteht Rohblei, das
nach unten sinkt und sich auf der Ofensohle 13 ansammelt Es besteht zu 96% aus Blei und 0,9% aus Kupfer.
Die Schlacke 4 aus der Schmelzkammer 27, die 11,5%
Blei, 11% Zink. 20% Eisen. 15% SiO-. und fi%
13 14 Ij
enthält, fließt zwischen den Zwischenwänden 26 und 30 - -:
nach oben in die Kammer 28 zur Reduktion und Verar- -ι
mung der Schlacke. Die Abgase der Schmelzkammer 27 ϊ;
enthalten 22% CCh, 21% CO und 27% SO2 und haben Ij
eine Temperatur von 12000C Nach der Staubfilterung 5 ^
und Abkühlung werden sie zur Schwefelsäureproduk- Ö
tion geleitet. |j
durch die Öffnung 31 kontinuierlich 80 tTag Kohle und 10 j|
durch die Winddüsen 7 3100 Nm3/h eines Sauerstoff- '$
lafolge der Reaktion des Sauerstoffs mit der Kohle und S
der Reduktionsgase (22% CO2, 56% CO) mit der f
ziert und geht in die Bodenphase über, während Zink zu fi
90% sublimiert, in der gasförmigen Phase zum Oxyd ■■.-{
oxydiert und als Staub mit 70% ZnO aufgefangen wird. »
2öO i/Tag Haidenschiacke mit 1% Biei, i,7% Zink, 0,2% 20 H
Kupfer, 20% SiO2, 8% CaO und 33% FeO mit einer
Temperatur von 1200 bis 1250° C abgezogen.
Das Rohblei wird mit einer Temperatur von 10500C
ebenfalls kontinuierlich über den Außenbehälter 23 abgelassen. Das in der Charge enthaltene Blei wird zu 98% 25
als Rohmetall gewonnen.
des Schmelzens von Buntmetallsulfide enthaltenden ;
Materialien in einer Schmelze hat eine Reihe wesentlicher Vorteile. Seine Produktivität ist 5- bis 7mal höher 30
als die der bekannten Verfahren, und der Kupfergehalt
im Stein kann 70 bis 75% betragen, wobei die Verluste
mit der Schlacke unter 0,4 bis 0,7% liegen, was wesentlich besser ist als bei den bekannten Verfahren. Die
Rohrnetaüe werden unmittelbar in einer Stufe gewon- 35
nen und die flüchtigen Komponenten in die gasförmige
Phase überführt
Außer der einfacheren und vollkommeneren Gewinnung der Buntmetalle ist die Vorbereitung der Rohstoffe zum Schmelzen erheblich einfacher: Es kann weitge- 40
hend auf eine Trocknung und Zerkleinerung verzichtet
werden, was bei der Verarbeitung großer Mengen von
Schüttmaterialien einen erheblichen Vorteil darstellt
Die wesentliche Anreicherung des Windes mit Sauerstoff führt zu einem autogenen Schmelzprozeß oder zu 45
einer erheblichen Verringerung des Bedarfs an kohlenstoffhaltigem Brennstoff und zur Gewinnung reicher
schwefelhaltiger Gase bei voller Extraktion des Schwefels, die eine ökonomische Schwefelsäureproduktion ermöglichen. Dadurch ist auch die Umweltverschmutzung 50
erheblich verringert
Claims (4)
1. Pyrometallurgisches Verarbeitungsverfahren für Buntmetallsulfide enthaltende Materialien durch
Schmelzen der Konzentrate in flüssiger Schlacke unter Einblasen eines wenigstens 35% Sauerstoff enthaltenden
Gases durch Winddüsen unter Ausbildung von Schichten aus Schlacke und Stein oder Rohmetall,
die aus beruhigten Zonen abgezogen und weiterverarbeitet werden, dadurch gekennzeichnet,
daß das mit Sauerstoff angereicherte Gas mit einer Intensität von 200 bis 2000 Nm3/h pro
m2 des horizontalen Querschnitts des Schmelzbades in die Schlackenschmelze eingeleitet wird, so daß in
der Schmelze oberhalb der Ebene, in der das Gas eingeleitet wird, eine pneumatisch gemischte
Schmelze (3) aus Schlacke und Konzentrat und unterhalb dieser Ebene eine beruhigte Schmelze (A)
aus einer Schlackenschicht (4) und einer Steinschicht
(5) oder Rohmetallschicht (34) ausgebildet wird, und daß die Schlacke kontinuierlich aus der Zone unterhalb
der Einleitungsebene des Gases abgestochen wird.
2. Verfahren nach Anspruch 1, dadurch gekennzeichnet,
daß in die pneumatisch gemischte Schmelze (3) ein kohlenstoffhaltiger Brennstoff, bevorzugt
Erdgas, ein flüssiger kohlenstoffhaltiger Brennstoff, Staubkohle, Stückkohle oder Stückkoks eingeführt
wird.
3. Ofen zur Durchführung des Verfahrens nach Anspruch 1 oder 2 in Form eines Schachts mit einem
Caissongürtel mit seitlichen Winddüsen zum Einblasen des Gases in die Schmelze, mit einem Herd und
einer Herdplatte aus feuerbeständigem Werkstoff mit Vorrichtungen für den Abstich der Schlacke, des
Steins und des Rohmetalls, sowie mit einem Gewölbe mit Öffnungen zur Aufgabe der Charge und einem
Gaszug zur Ableitung der gasförmigen Schmelzprodukte, dadurch gekennzeichnet, daß die
Anordnungsebene der seitlichen gekühlten Winddüsen (7) den Schacht (6) des Ofens in Höhenrichtung
so unterteilt, daß das Verhältnis der Höhe des oberen Teils zur Höhe des unteren Teils von 2:1 bis
10 :1 liegt, und daß die Schlackenabstichvorrichtung in Form eines Behälters (8) ausgeführt ist, der mit
dem Innenraum des Schachts (6) durch einen Kanal (9) verbunden ist, der unter dem Niveau der seitlichen
Winddüsen (7) über der Herdplatte (13) liegt
4. Ofen nach Anspruch 3, dadurch gekennzeichnet, daß sein Schachtinnenraum durch zwei vertikale
Zwischenwände (26) und (30) in die Schmelzkammer (27) und die Reduktionskammer (28) geteilt ist, die
miteinander verbunden sind, wobei sich die zur Schmelzkammer (27) gehörende Zwischenwand (26)
vom Gewölbe des Ofens unter die Höhenlage der Winddüsen (7), aber über den Spiegel des Steins erstreckt,
und die Zwischenwand (30) der Reduktionskammer (28) derart angeordnet ist, daß sich ein Ende
in der Schmelze über der Höhenlage der Winddüsen befindet und das andere Ende bis zum Spiegel des
Steines reicht.
Priority Applications (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
DE19782851098 DE2851098C2 (de) | 1978-11-25 | 1978-11-25 | Pyrometallurgisches Verarbeitungsverfahren für Buntmetallsulfide enthaltende Materialien |
Applications Claiming Priority (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
DE19782851098 DE2851098C2 (de) | 1978-11-25 | 1978-11-25 | Pyrometallurgisches Verarbeitungsverfahren für Buntmetallsulfide enthaltende Materialien |
Publications (2)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
DE2851098A1 DE2851098A1 (de) | 1980-06-04 |
DE2851098C2 true DE2851098C2 (de) | 1985-11-07 |
Family
ID=6055569
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
DE19782851098 Expired DE2851098C2 (de) | 1978-11-25 | 1978-11-25 | Pyrometallurgisches Verarbeitungsverfahren für Buntmetallsulfide enthaltende Materialien |
Country Status (1)
Country | Link |
---|---|
DE (1) | DE2851098C2 (de) |
Families Citing this family (2)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
AUPN701495A0 (en) * | 1995-12-07 | 1996-01-04 | Ausmelt Limited | Recovery of cobalt from slag |
US6270554B1 (en) | 2000-03-14 | 2001-08-07 | Inco Limited | Continuous nickel matte converter for production of low iron containing nickel-rich matte with improved cobalt recovery |
Family Cites Families (3)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
US3473918A (en) * | 1966-06-17 | 1969-10-21 | Anaconda Co | Production of copper |
US3892559A (en) * | 1969-09-18 | 1975-07-01 | Bechtel Int Corp | Submerged smelting |
US3941587A (en) * | 1973-05-03 | 1976-03-02 | Q-S Oxygen Processes, Inc. | Metallurgical process using oxygen |
-
1978
- 1978-11-25 DE DE19782851098 patent/DE2851098C2/de not_active Expired
Also Published As
Publication number | Publication date |
---|---|
DE2851098A1 (de) | 1980-06-04 |
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