DE3525710C2 - - Google Patents

Description

Die Erfindung betrifft ein Verfahren und eine Vorrichtung zum Verarbeiten von Sulfidkonzentraten und -erzen zu Rohmetallen zunächst durch Oxidieren der Stoffe zu "Stein" und anschließendes Umwandeln des erhaltenen Steins in Rohmetall in der gleichen Verfahrenseinheit.

Bei der herkömmlichen Kupfererzeugung wird der aus der Schmelzeinheit erhaltene Sulfidstein in geschmolzenem Zustand in einer Pfanne in einen Sauerstoffblaskonverter, z. B. den Pierce-Smith-Konverter, überführt. In diesem Konverter wird der Sulfidstein vorzugsweise in zwei Stufen zu Rohmetall weiterverarbeitet, und zwar in einer Schlackeblasstufe und in einer Metallblasstufe. Allerdings hat das herkömmliche Verfahren der Kupfererzeugung einige Nachteile, um deren Beseitigung man sich auf verschiedene Weise schon bemüht hat.

Bei der herkömmlichen Kupfererzeugung werden beim Transport des geschmolzenen Steins aus der Schmelzeinheit in den Konverter Schwefeldioxidgase in die Schmelzvorrichtung abgegeben. Das Umwandeln ist ein chargenweiser Vorgang, und die dabei entstehenden Gase müssen gekühlt werden, was meistens durch Verdünnung der Luft oder indirekte Kühlverfahren geschieht. So gelangen große Menge verdünnten Gases in die Gasbehandlungsanlage, die entsprechend groß sein muß, um die im Vergleich zu den von der Gasbehandlungsanlage, beispielsweise einer Schwefelsäureanlage erhaltenen Produktmengen großen Gasmengen behandeln zu können. Bei der Umwandlung wird zum Blasen komprimierte Luft verwendet, und die Blasluft kann keiner starken Sauerstoffanreicherung unterzogen werden, was zum Teil die benötigten Gasmengen erhöht. Das beim herkömmlichen Überführen angewandte Blasverfahren gewährleistet eine zufriedenstellende Vermischung, die jedoch zusammen mit minimaler Abtrennung von Schlacke und Blasen- bzw. Blisterkupfer zu beträchtlichen Kupferverlusten in der Schlacke führt. Außerdem beruht das herkömmliche Umwandlungsverfahren auf Erfahrung statt auf einer gesteuerten wissenschaftlich-technischen Verarbeitung. Wegen des zyklischen Ablaufs der Umwandlung, des Fehlens von Kühltechniken und des Blasens in die Schmelze muß innerhalb des Konverters oft die Auskleidung erneutert werden.

Man hat sich bemüht, die Nachteile der herkömmlichen Kupfererzeugung durch sog. direkte Verfahren zur Kupfererzeugung zu vermeiden. Die bekannten direkten Verfahren wurden unter anderem von der japanischen Firma Mitsubishi und der kanadischen Firma Noranda entwickelt. Das Mitsubishi- Verfahren erfolgt in drei untereinander verbundenen Öfen: einem Schmelzofen und einem Konverterofen sowie einem dazwischen angeordneten Elektroofen zum Reinigen der Schlacke des Schmelzofens. Bei diesem Verfahren fließt die Schmelze in einem kontinuierlichen Strom aus dem Schmelzofen in den Elektroofen und anschließend fließt der Sulfidstein vom Elektroofen weiter in den Konverter, und aus dem Konverter fließt als Endprodukt des Verfahrens Blisterkupfer. Im Konverter für das Mitsubishi-Verfahren, in welchem die Lanzentechnik angewandt wird, ist die spezifische Kapazität des Sauerstoffs gering, so daß der Konverter etwa dreimal so groß wie der Konverter bei der üblichen Kupferherstellung gebaut sein muß.

Bei dem Noranda-Verfahren erfolgt die Herstellung von Blisterkupfer in einem zylindrischen Ofen nach Art des Pierce-Smith-Konverters. Dem Ofen wird das granulierte Sulfidkonzentrat und Zuschlag durch das Aufgabeende zugeführt, so daß die Charge etwa die Hälfte der Oberfläche der im Ofen befindlichen Schmelze bedeckt. Das Blasen mit Luft oder mit sauerstoffangereicherter Luft erfolgt ähnlich wie bei einem herkömmlichen horizontalen Konverter über an der Seite angeordnete Düsen. Für das Noranda- Verfahren ist der Boden an der Rückseite des Ofens etwas angehoben, so daß nur Schlacke durch das dem Aufgabeende gegenüberliegende Ende abgegeben wird. Bei der Bildung von Blasenkupfer wird Kupfer am in der Mitte des Ofens vorgesehenen Abstich abgestochen, während die Schlacke in kontinuierlicher Strömung abgegeben wird. Das erhaltene Blasenkupfer oder Blisterkupfer enthält eine beträchtliche Menge an Schwefel, nämlich ca. 1,5 Gew.-%, so daß das Kupfer vor der Elektrolyse gesondert raffiniert werden muß.

Mit dem Verfahren der Direkterzeugung werden einige der Nachteile der herkömmlichen Kupfererzeugung umgangen, wie die Abgabe von Schwefeldioxidgas in den Arbeitsraum oder der chargenweise Betrieb des Verfahrens; aber das direkte Verfahren bringt zusätzlich zu den bereits genannten noch weitere, neue Nachteile mit sich. Zu diesen Nachteilen gehört z. B. die hohe Konzentration an Verunreinigungen in dem erzeugten Rohmetall sowie Schwierigkeiten bei der Behandlung der entstehenden Schlacke wegen des hohen Gehalts an Magnetit.

Aus US-PS 44 16 690 geht ein Verfahren zur Kupferherstellung hervor, bei dem der von der Schmelzeinheit erhaltene Stein zunächst beispielsweise durch Granulieren verfestigt und anschließend der gemahlene feste Stein zusammen mit Zuschlag dem Sauerstoffblaskonverter zugeführt wird. Das ermöglicht eine Behandlung des Steins in großem Maßstab vor der Konverterstufe und eliminiert die Nachteile, die entstünden, wenn Gase während des Transportes in den Arbeitsraum strömten. Gemäß US-PS 44 16 690 sind Schmelzeinheit und Konvertereinheit ziemlich weit voneinander entfernt, und diese Anordnung ermöglicht eine vorteilhafte Planung in fabriksmäßigem Maßstab je nach den örtlichen Umständen. Andererseits führt die Trennung der Einheiten aber auch zu höheren Personalkosten. Außerdem ist es schwierig, für die Behandlung der aus den getrennten Verfahrenseinheiten stammenden Schlacken zum Säubern derselben von wertvollen Metallen zu sorgen, da es für eine wirtschaftliche Behandlung nötig wäre, diese beiden Schlackenmengen zu kombinieren. Außerdem erfordert eine getrennte Umwandlungseinheit eine ziemlich große Menge externer Energie während der Vorerwärmung.

Aus US-PS 36 74 463 geht ein kontinuierliches Verfahren zur Herstellung von Blasenkupfer hervor, bei dem der beim Schmelzen entstehende Stein in geschmolzenem Zustand in die Konverterzone zurückgeleitet wird, die in der Schmelzeinheit ausgebildet ist. Die Konverterzone kann entweder mit der Schmelzzone gemeinsam oder getrennt vorgesehen sein. Wenn die beiden Zonen kombiniert sind, wird der Stein dem Reaktionsschacht des Schwebeschmelzofens zugeführt, der mit Vorteil als Schmelzeinheit dient. Bei getrennten Schmelz- und Konverterzonen geht aus der Zeichnung der US-PS 36 74 463 hervor, daß es möglich ist, einen speziellen Konverterschaft zusammen mit dem bereits bekannten Schwebeschmelzofen und dem Reaktionsschacht sowie dem Zug des Schwebeschmelzofens zu benutzen. Allerdings bringt die Behandlung des geschmolzenen Stoffs einige Nachteile mit sich, beispielsweise in Form von Schwefeldioxidgasen, die in den Arbeitsraum eindringen können. Außerdem ist aufgrund der Zufuhr geschmolzenen Materials die in der Konverterzone enthaltene Gasmenge ziemlich groß, so daß z. B. der getrennte Konverterschacht groß sein muß, wie auch die dem Ofen nachgeschaltete Gasbehandlungseinrichtung. Die Zufuhr geschmolzenen Steins macht es außerdem nötig, das Sulfidkonzentrat dem Sedimentiergefäß am Boden des Reaktionsschachtes zuzuführen, um die Temperatur so einstellen zu können, daß sie für die Durchführung des Verfahrens geeignet ist.

Aufgabe der Erfindung ist es, die Nachteile des Standes der Technik zu vermeiden und ein besseres Verfahren zum Behandeln von Sulfidkonzentraten und Sulfiderzen sowie eine Vorrichtung zum Durchführen des Verfahrens zu schaffen, so daß das Rohmetall in einer Einheit erzeugt werden kann, der das zu behandelnde Material zugeführt wird.

Die gestellte Aufgabe wird gelöst durch ein Verfahren mit den kennzeichnenden Merkmalen des Anspruches 1. Eine Vorrichtung zur Durchführung des Verfahrens nach Anspruch 1 ist im Anspruch 7 angegeben.

Bei dem Verfahren gemäß der Erfindung wird das zu behandelnde Sulfidkonzentrat oder Sulfiderz gemeinsam mit Zuschlag und Oxidationsgas sowie umlaufender Flugasche oder Flugstaub zunächst einem Schwebeschmelzofen zugeführt, um geschmolzenen Stein herzustellen, der in einem herkömmlichen Verfahren an einen Sauerstoffblaskonverter weitergeleitet wird. Allerdings wird gemäß der Erfindung der geschmolzene Stein aus dem Ofen entfernt und zu feinen Steinteilchen verfestigt, vorzugsweise durch Granulieren oder Zerstäuben. Wenn nötig, wird der dabei entstehende feste Stein zerkleinert und anschließend gemahlen, um einer Korngröße zu entsprechen, die für die Zufuhr des Materials in eine anschließende Konverterstufe geeignet ist. Bei dem Verfahren gemäß der Erfindung wird der feste Stein von geeigneter Korngröße zusammen mit dem Zuschlag und Oxidationsgas zurückgeleitet in den Schwebeschmelzofen, der für die Herstellung des Steins benutzt wird. Diese Rückleitung erfolgt durch einen darin ausgebildeten zweiten Reaktionsschacht, den sog. Konverterschacht, um den Stein zu Rohmetall umzuwandeln. Das Rohmetall kann vorteilhafterweise z. B. Blasenkupfer oder ein hochgradiger Nickelstein sein, der als Zwischenprodukt bei der Nickelerzeugung entsteht. Der zweite Reaktionsschacht des Schwebeschmelzofens, der zum Umwandeln benutzt wird, ist bei einem bevorzugten Ausführungsbeispiel der Erfindung gegenüber dem herkömmlichen Reaktionsschacht und dem Zug so angeordnet, daß der herkömmliche Reaktionsschacht zwischen dem zum Umwandeln benutzten Reaktionsschacht und dem Zug bleibt. Durch die Verwendung des Konverterschachtes kann ein getrennter Konverterbereich innerhalb des Schwebeschmelzofens geschaffen werden, so daß die Konverterzone mindestens den Gasraum mit der Steinproduktionszone gemeinsam hat. Andererseits ist vorzugsweise mindestens der geschmolzene Stein und das geschmolzene Rohmetall im Sedimentiergefäß des Schwebeschmelzofens voneinander getrennt. So kann das im Konverterbereich entstehende Rohmetall durch einen eigenen Abstich abgegeben werden, während die aus dem Konverterbereich stammende Schlacke vorteilhafterweise in die Schlacke des Schmelzbereichs einfließt und mit dieser vermischt wird, um anschließend durch den Auslaß für die Schlacke des Schmelzbereichs den Ofen zur weiteren Behandlung zu verlassen. Sie kann auch durch einen eigenen Abstich abgeführt werden und anschließend gekühlt, zerkleinert, gemahlen und zusammen mit dem sulfidischen Rohmaterial der Schmelzzone erneut zugeführt werden.

Der Konverterschacht muß nicht notwendigerweise am Ende des Schwebeschmelzofens angeordnet sein, sondern kann auch durch die Seitenwand des Schwebeschmelzofens mit dem Sedimentiergefäß verbunden sein, ohne daß dies einen wesentlichen Nachteil für das Verfahren gemäß der Erfindung bringt. In diesem Fall kann die gegenseitige Lage zwischen Reaktionsschacht des Schwebeschmelzofens, Zug und Konverterschacht auch geändert werden.

Durch das Zuführen des feinkörnigen, festen Steins in die gleiche Verfahrenseinheit, in der der Stein erzeugt wird, kann gemäß der Erfindung der Sauerstoffwirkungsgrad gegenüber dem Verfahren gemäß US-PS 44 16 690 verbessert werden, weil der bei der Umwandlung entstehende überschüssige Sauerstoff im unteren Teil des eigentlichen Reaktionsschachtes bei der Herstellung des Steins genutzt werden kann. Außerdem wird die Schlacke aus der Konvertereinheit in geschmolzenem Zustand mit der Schlacke aus der Schmelzzone gemischt, so daß die Schlackekombination homogen wird, was für die weitere Behandlung der Schlacke von Vorteil ist.

Wegen der guten Vermischung ist auch die Fließfähigkeit der Schlacke aus der Konverterzone verbessert, so daß die Schlacke leichter aus dem Ofen abgegeben werden kann. Bei dem bevorzugten Ausführungsbeispiel des erfindungsgemäßen Verfahrens kann vorteilhafterweise nur der Oberflächenteil der Schlacke der Konverterzone frei in die Schmelzzone fließen, und folglich können Metallverluste in die Schlacke wesentlich verringert werden. Damit wird die Metallgewinnung in der Rohmetallphase erhöht.

Bei Anwendung des Verfahrens gemäß der Erfindung zum Rückführen des festen, feingemahlenen Steins zurück in die gleiche Prozeßeinheit zum Umwandeln wird in der Konverterzone mit Vorteil ein Gleichgewicht allein zwischen zwei Phasen erzielt, d. h. zwischen der Schlacke und dem Rohmetall. Der Schwefelgehalt des auf diese Weise entstehenden Rohmetalls ist geringer als bei Anwendung des dreiphasigen Verfahrens (Schlacke-Stein-Rohmetall), wofür als bekanntes Beispiel auf das Verfahren gemäß US-PS 36 74 463 hingewiesen sei. Bei dem in dieser Patentschrift offenbarten Verfahren, bei dem ein spezieller Konverterschacht benutzt wird, werden die Schlacken aus der Schmelzzone und der Konverterzone nicht voneinander getrennt und folglich sind die Verunreinigungskonzentrationen im entstehenden Rohmetall größer als bei dem Verfahren gemäß der Erfindung. Da gemäß der Erfindung der feste Stein dem Konverterschacht zugeführt wird, ist es darüber hinaus unnötig, die Temperatur und den Sauerstoffgehalt im Sedimentiergefäß der Verfahrenseinheit durch Zufuhr von Konzentrat zum Sedimentiergefäß zu steuern.

Das Verfahren gemäß der Erfindung bietet also verbesserte Möglichkeiten zur Herstellung von Rohmetall mit weniger Verunreinigungen als beim Stand der Technik aus Konzentraten, die Verunreinigungen wie Arsen, Antimon, Wismut, Blei und Zink enthalten. Durch die Nutzung der Vorteile des Schwebeschmelzens sowohl beim primären Schmelzen als auch beim Umwandeln und durch die Rückleitung der aus den Abgasen abgetrennten Flugasche in die richtige Stufe des Verfahrens eignet sich das Verfahren gemäß der Erfindung zur Herstellung eines besseren Rohmetallproduktes selbst aus Rohstoffen, die große Mengen von Verunreinigungen enthalten.

Beim Schwebeschmelzen sind die Reaktionsgeschwindigkeiten hoch und der sog. Wascheffekt der Gase am Material ist stark. Diese Merkmale sorgen kombiniert für ein vorteilhaftes Verdampfen beispielsweise von Arsen, Antimon und Wismut. Bei dem erfindungsgemäßen Verfahren wird sowohl das Rohmaterial als auch der Stein aus der Schmelzzone einem Schwebeschmelzverfahren unterzogen, so daß der Kupfergehalt des auf der Schmelzstufe erzeugten Steins so eingestellt werden kann, daß die Verunreinigungen so weitgehend wie möglich entfernt werden. Blei und Zink lassen sich leicht oxidieren, und im Oxidzustand gehen sie in die Schlacke über. Die Schlackebildung wird durch die Aktivität des Kupfers im Stein reguliert, und folglich werden die Blei- und Zinkkonzentrationen in der Schlacke erhöht, wenn der Kupfergehalt des Steins angehoben wird.

Im folgenden ist die Erfindung mit weiteren vorteilhaften Einzelheiten anhand schematisch dargestellter Ausführungsbeispiele näher erläutert. In den Zeichnungen zeigt

Fig. 1 ein Schema eines bevorzugten Ausführungsbeispiels der Erfindung von der Seite gesehen mit einem dazugehörigen Fließschema der Stoffe,

Fig. 2 ein Schema eines weiteren bevorzugten Ausführungsbeispiels der Erfindung von oben gesehen,

Fig. 3 einen Schnitt längs der Linie A-A durch das Ausführungsbeispiel gemäß Fig. 2.

Gemäß Fig. 1 wird der Sulfidrohstoff zusammen mit Zuschlag, Oxidationsgas und Flugstaub der Prozeßeinheit, z. B. einem Schwebeschmelzofen 1 durch einen Reaktionsschacht 2 zugeführt und gelangt dann in ein Sedimentiergefäß 3 im Schmelzbereich 16 der Prozeßeinheit, um geschmolzenen "Stein" 5 zu erzeugen. Die Bildung des Steins geschieht in bekannter Weise, wobei sich oben auf der Steinphase eine Phase aus Schlacke 6 bildet, die durch einen Abstich 17 abgegeben wird. Die schwefeldioxidhaltigen Abgase, die bei der Erzeugung des Steins entstehen, werden aus dem Schwebeschmelzofen 1 durch einen Zug 4 abgeleitet.

Aus dem Sedimentiergefäß 3 wird der erzeugte Stein 5 durch einen Abstich 18 abgeleitet und einer Granuliervorrichtung 7 zugeführt, in der der Stein zu kleinen Teilchen verfestigt wird. Wenn nötig, wird das erhaltene granulierte Produkt in einer Vorrichtung 8 zerkleinert und mittels einer Vorrichtung 9 gemahlen und anschließend einem Konverterschacht 10 aufgegeben. Der gemahlene feste Stein wird zusammen mit Zuschlag und Oxidationsgas in den Konverterschacht 10 eingeführt, der, wie Fig. 1 zeigt, am Ende der Prozeßeinheit vorgesehen ist und in welchem aus der Charge zwei geschmolzene Phasen entstehen, nämlich Schlacke 11 und Rohmetall 12. Die geschmolzenen Phasen setzen sich in einem Sedimentiergefäß 13 eines Konverterbereichs 15 ab, während die entstehenden Abgase dem Sedimentiergefäß 3 des Schmelzbereichs und dann dem Zug 4 zugeleitet werden. Zwischen dem Sedimentiergefäß 3 des Schmelzbereichs und dem Sedimentiergefäß 13 des Konverterbereichs ist eine Trennwand 14 vorgesehen, um zu verhindern, daß Stein 5 und Rohmetall 12 sich mischen. Die Trennwand 14 ist vorteilhafterweise so hoch, daß die Schlacke 6 aus dem Schmelzbereich nicht in den Konverterbereich 15 fließen kann, andererseits aber auch so niedrig, daß die an der Oberfläche der Schlackephase 11 des Konverterbereichs befindliche Schicht in das Sedimentiergefäß 3 des Schmelzbereichs fließen und sich mit der darin enthaltenen Schlacke 6 mischen kann. So kann die Schlacke 11 aus dem Konverterbereich durch den Abstich 17 abgegeben werden, es kann aber gegebenenfalls auch ein eigener Abstich 20 für die Schlacke 11 vorgesehen sein. Das entstehende Rohmetall 12 wird jedoch vorzugsweise nur durch einen eigenen Abstich 19 abgegeben.

Bei dem in Fig. 2 und 3 gezeigten bevorzugten Ausführungsbeispiel ist der Konverterbereich 15 vom Schmelzbereich 16 durch eine Verbindungsleitung 21 getrennt, die vorzugsweise so konstruiert ist, daß das Fließen der im Schmelzbereich 16 und im Konverterbereich 15 entstehenden Phasen im Verhältnis zueinander in der in Fig. 1 gezeigten Weise stattfindet. So kann z. B. die Schlacke 11 aus dem Konverterbereich durch die Verbindungsleitung 21 in den Schmelzbereich 15 fließen und sich dort mit der Schlacke 6 mischen.

Das Verfahren gemäß der Erfindung wird anhand der folgenden Beispiele näher erläutert, die auf Versuchsergebnissen beruhen.

Beispiel 1

Sulfidisches Kupferkonzentrat, welches 27,9 Gew.-% Kupfer, 28,7 Gew.-% Eisen, 29,9 Gew.-% Schwefel und 6,7 Gew.-% SiO₂ enthielt, wurde dem Reaktionsschacht eines Schwebeschmelzofens zusammen mit Zuschlag und Oxidationsgas zugeführt. Als Oxidationsgas wurde sauerstoffangereicherte Luft verwendet, deren Anreicherungsgrad 37,9% betrug. Das pro zugeführter Tonne zugeführten Konzentrats bei dem erfindungsgemäßen Verfahren bestehende Gesamtmaterialgleichgewicht ist in der nachfolgenden Tabelle 1 angegeben. Teil A der Tabelle gilt für die Charge des dem Reaktionsschacht eines primären Schwebeschmelzofens aufgegebenen Materials. Die im Reaktionsschacht des Schwebeschmelzofens gemessenen Materialkonzentrationen sind im Teil C der Tabelle 1 zusammen mit den Zahlen der Ausgangsleistung des Konverterbereichs angegeben. Die Eingangszahlen für den Konverterschacht gemäß der Erfindung sind im Teil B der Tabelle 1 aufgeführt.
Konzentrat, kg1000 Flugstaub, kg93,7 Zuschlag, kg93,7 Prozeßluft, Nm3/t435,9 -temperatur, °C200 technischer Sauerstoff, Nm3/t125,0 -temperatur, °C200 Sauerstoffanreicherung, %37,9

B Charge des Konverterschachtes
Stein, kg396,9 Kupferkonzentration, %70,0 Zuschlag, kg18,9 Prozeßluft, Nm3/t26,6 -temperatur, °C25 technischer Sauerstoff, Nm3/t65,6 -temperatur, °C25 Sauerstoffanreicherung, %74,1

C Sedimentiergefäße
Stein aus Sedimentiergefäß
des Konverterbereichs, kg396,9 Kupferkonzentration, %70,0 Schlacke vom Konverterbereich
zum Schmelzbereich, kg62,5 Kupferkonzentration, %8,0 Schlacke insgesamt, kg667,2 Kupferkonzentration, %2,3 Blasenkupfer, kg278,1 Abgase aus Zug, Nm3/t609,4 -temperatur, °C1280

Bei dem erfindungsgemäßen Verfahren wurde der aus dem Sedimentiergefäß des Schwebeschmelzofens erhaltene hochgradige Stein (70 Gew.-% Kupfer) chargenweise aus der Schmelzeinheit herausgelassen. Dieser hochgradige Stein wurde sofort einer Granulation zugeführt und das entstehende Produkt zerkleinert und gemahlen. Das erhaltene feste, feingemahlene Granulationsprodukt wurde dem Konverterschacht des Schwebeschmelzofens wieder zugeleitet (Tabelle 1, Teil B). Da der Konverterschacht ebenso wie der Konverterbereich in Verbindung mit dem Schwebeschmelzofen angeordnet war, brauchte der Konverterbereich nicht vorgeheizt zu werden, obwohl die zugeführte Charge ein festes Granulationsprodukt war. Außerdem brauchte dem Konverterbereich kein Material zugeführt zu werden, um lediglich die Temperatur innerhalb des Ofens zu regeln. Das Endprodukt des Verfahrens gemäß der Erfindung, d. h. Blasenkupfer bildete im Sedimentiergefäß des Konverterbereichs unmittelbar mit der Schlackephase ein Gleichgewicht. Das typische dreiphasige Gleichgewicht der herkömmlichen Kupfererzeugung entstand nicht. Das entstehende Blasenkupfer wurde durch einen eigenen Abstich abgestochen, während die Schlacke aus dem Konverterbereich als Überlauf in in die Schlacke des Schmelzbereichs floß und sich mit dieser vermischte. Das erleichterte das Entfernen der Schlacke des Konverterbereichs aus dem Prozeß und das Regeln der Kupferkonzentration.

Aus Tabelle 1 geht hervor, daß bei Anwendung des erfindungsgemäßen Verfahrens mindestens 94,5 Gew.-% des zugeführten Kupfergehalts in Form von Blasenkupfer gewonnen wurde. Anhand der in der Beschreibung von US-PS 44 16 690 angegebenen Ablesewerte ergibt sich, daß der entsprechende Grad der Gewinnung maximal 93,3% betrug. In Anbetracht des großen Produktionsvolumens ist das ein beträchtlicher Unterschied.

Beispiel 2

Dies Beispiel dient einer detaillierteren Veranschaulichung der Verteilung der Verunreinigung zwischen den getrennten Phasen bei Anwendung des erfindungsgemäßen Verfahrens gemäß Beispiel 1. Die Analyse der Hauptbestandteile im zugeführten Konzentrat war ebenso wie beim Beispiel 1; aber diese Analyse geht hinsichtlich der Verunreinigungen mehr ins einzelne: 27,9 Gew.-% Cu, 28,7 Gew.-% Fe, 29,9 Gew.-% S, 6,7 Gew.-% SiO₂, 0,31 Gew.-% As, 0,09 Gew.-% Sb, 0,009 Gew.-% Bi, 1,48 Gew.-% Pb und 3,96 Gew.-% Zn.

Als Oxidationsgas wurde sauerstoffangereicherte Luft verwendet, deren Anreicherungsgrad 37,9% betrug. Die dem Konverterbereich zugeführte Menge an Stein betrug 396,9 kg pro zugeführter Tonne Konzentrat. Dieser Stein von hoher Qualität (70 Gew.-% Kupfer) enthielt als Verunreinigungen 0,32 Gew.-% As, 0,059 Gew.-% Sb, 0,018 Gew.-% Bi, 3,3 Gew.-% Pb und 1,2 Gew.-% Zn.

Die Menge des in der Prozeßeinheit gemäß der Erfindung erzeugten Blasenkupfers betrug 278,1 kg, und das Blasenkupfer enthielt als Verunreinigungen 0,6 Gew.-% S, 0,22 Gew.-% As, 0,073 Gew.-% Sb, 0,020 Gew.-% Bi, 0,32 Gew.-% Pb und 0,01 Gew.-% Zn. Die vom Ofen abgestochene Schlackemenge betrug 667,2 kg, und ihre Analyse auf Kupfer und Verunreinigungen ergab folgende Werte: 2,3 Gew.-% Cu, 0,15 Gew.-% As, 0,083 Gew.-% Sb, 0,003 Gew.-% Bi, 2,0 Gew.-% Pb und 5,9 Gew.-% Zn.

Anhand dieser Ergebnisse läßt sich nachweisen, daß die Menge an Arsen im Blasenmaterial etwa der Hälfte der Arsenmenge im Stein entsprach. Der Gehalt an Wismut und Blei war um ein Drittel reduziert, das Ausmaß der Entfernung von Antimon war geringer. Zink wurde nahezu vollständig aus dem Blasenkupfer entfernt.

Claims (9)

1. Verfahren zum Verarbeiten von Sulfidkonzentraten und Sulfiderzen zu Rohmetall innerhalb der gleichen Prozeßeinheit (1), bei dem die aus dem zu behandelnden Sulfidmaterial, Zuschlag und Oxidationsgasen zusammengesetzte Charge im Schmelzbereich der Prozeßeinheit zu einer geschmolzenen Schlackephase (6) und geschmolzenem Sulfidstein (5) verarbeitet wird und die geschmolzene Schlackephase (6) und der geschmolzene Sulfidstein (5) jeweils durch einen eigenen speziellen Abstich (17, 18) abgegeben wird und der aus dem Ofen entfernte, geschmolzene Stein (5) zu festen Teilchen verfestigt (7) und der entstehende feste Stein zu Rohmetall (12) umgewandelt wird, dadurch gekennzeichnet, daß der feingemahlene, feste Stein (5) durch den Konverterschacht (10) zusammen mit dem Zuschlag und Oxidationsgasen in die Prozeßeinheit (1) zurückgeleitet wird, um den Stein zu Rohmetall umzuwandeln, und daß im Sedimentiergefäß (13) des Konverterbereichs ein Gleichgewicht zwischen zwei geschmolzenen Phasen (11, 12) geschaffen wird, und daß die Abgase aus dem Konverterbereich (15) und dem Schmelzbereich (16) durch einen gemeinsamen Zug (4) abgeführt werden, und daß ein Vermischen der im Sedimentiergefäß (13) des Konverterbereichs und im Sedimentiergefäß (3) des Schmelzbereichs enthaltenen, geschmolzenen Phasen zumindest teilweise verhindert wird.

2. Verfahren nach Anspruch 1, dadurch gekennzeichnet, daß im Sedimentiergefäß (13) des Konverterbereichs ein Gleichgewicht zwischen der Schlacke (12) des Konverterbereichs und dem Rohmetall (11) erzeugt wird.

3. Verfahren nach Anspruch 1 oder 2, dadurch gekennzeichnet, daß die Schlacke (6) aus dem Schmelzbereich und die Schlacke (12) aus dem Konverterbereich durch den gleichen Abstich (17) abgestochen wird.

4. Verfahren nach einem der vorhergehenden Ansprüche, dadurch gekennzeichnet, daß der aus dem Schmelzbereich erhaltene Stein (5) und das aus dem Konverterbereich erhaltene Rohmetall (11) voneinander getrennt sind.

5. Verfahren nach einem der vorhergehenden Ansprüche, dadurch gekennzeichnet, daß die im Schmelzbereich entstehenden Phasen (5, 6) daran gehindert werden, in das Sedimentiergefäß (13) des Konverterbereichs zu fließen.

6. Verfahren nach einem der vorhergehenden Ansprüche, dadurch gekennzeichnet, daß als Ursprungsmaterial des Schmelzbereichs (16) ein Sulfidmaterial benutzt wird, welches Arsen, Antimon, Wismut, Blei und/oder Zink als Verunreinigungen enthält.

7. Vorrichtung zum Durchführen des Verfahrens nach Anspruch 1 mit einer Einrichtung zum Schmelzen (16) und Umwandeln (15) des festen Chargenmaterials und einer Einrichtung zum Abgeben (17, 18, 19, 20) der entstehenden Phasen (5, 6, 11, 12), dadurch gekennzeichnet, daß zwischen dem in der Prozeßeinheit (1) angeordneten Schmelzbereich (16) und dem Konverterbereich (15) mindestens ein Trennglied vorgesehen ist, so daß die Bereiche (15, 16) mindestens einen Gasraum (3, 13) gemeinsam haben.

8. Vorrichtung nach Anspruch 7, dadurch gekennzeichnet, daß das Trennglied eine Trennwand (14) ist.

9. Vorrichtung nach Anspruch 7, dadurch gekennzeichnet, daß das Trennglied eine Verbindungsleitung (21) ist.