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DE2166728B2 - Verfahren zum kontinuierlichen schmelzen und windfrischen von kupferkonzentraten - Google Patents

Verfahren zum kontinuierlichen schmelzen und windfrischen von kupferkonzentraten

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Publication number
DE2166728B2
DE2166728B2 DE19712166728 DE2166728A DE2166728B2 DE 2166728 B2 DE2166728 B2 DE 2166728B2 DE 19712166728 DE19712166728 DE 19712166728 DE 2166728 A DE2166728 A DE 2166728A DE 2166728 B2 DE2166728 B2 DE 2166728B2
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DE
Germany
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slag
zone
wind
copper
furnace
Prior art date
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Application number
DE19712166728
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English (en)
Other versions
DE2166728C3 (de
DE2166728A1 (de
Inventor
Nickolas John Stamford Conn. Themelis (V.StA.); McKerrow, George Clement, Toronto, Ontario (Kanada)
Original Assignee
Ausscheidung aus: 21 56 041 Noranda Mines Ltd., Toronto, Ontario (Kanada)
Priority date (The priority date is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the date listed.)
Filing date
Publication date
Application filed by Ausscheidung aus: 21 56 041 Noranda Mines Ltd., Toronto, Ontario (Kanada) filed Critical Ausscheidung aus: 21 56 041 Noranda Mines Ltd., Toronto, Ontario (Kanada)
Publication of DE2166728A1 publication Critical patent/DE2166728A1/de
Publication of DE2166728B2 publication Critical patent/DE2166728B2/de
Application granted granted Critical
Publication of DE2166728C3 publication Critical patent/DE2166728C3/de
Expired legal-status Critical Current

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    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B15/00Obtaining copper
    • C22B15/0026Pyrometallurgy
    • C22B15/0028Smelting or converting
    • C22B15/003Bath smelting or converting
    • C22B15/0041Bath smelting or converting in converters
    • C22B15/0043Bath smelting or converting in converters in rotating converters

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  • Engineering & Computer Science (AREA)
  • Chemical & Material Sciences (AREA)
  • Manufacturing & Machinery (AREA)
  • Materials Engineering (AREA)
  • Mechanical Engineering (AREA)
  • Metallurgy (AREA)
  • Organic Chemistry (AREA)
  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)

Description

Die vorliegende Erfindung betrifft en Verfahren zum kontinuierlichen Schmelzen und Windfrischen von Kupferkonzentraten zu Rohstein.
Aufgabe der vorliegenden Erfindung ist also die Schaffung eines Verfahrens, das die herkömmlichen Flammofen- und Konverter schmelzverfahren vorteilhaft ersetzt Insbesondere ist die Aufgabe der vorliegenden Erfindung ein kontinuierliches Verfahren, bei dem das Schmelzen und Windfrischen in einem Reaktionsgefäß stattfinden, das keine voneinander getrennten Schmelz- und Windfrischzonen aufweist und in das die Konzentrate sowie ein oxydierendes Gas kontinuierlich eingeführt werden, während Schlacken und Rohstein kontinuierlich oder nach bestimmten Zeitabständen hieraus entfernt werden.
Die kanadische Patentschrift 7 58 020 der Anmelderin beschreibt bereits ein Verfahren zum kontinierlichen Schmelzen und Windfrischen von Kupferkonzentraten, wobei das Schmelzen und Windfrischen in stufenweisen und aufeinanderfolgenden Reaktionen in einer Reihe von Zonen stattfinden. Dieses Patent stellt einen grundsätzlichen Durchbruch auf dem Gebiet der Technologie des Kupferschmelzens und Windfrischens dar. Die vorliegende Erfindung ist eine weitere neue und SS erfinderische Weiterentwicklung des genannten grundlegenden Verfahrens und der Vorrichtung zum kontinuierlichen Schmelzen und Windfrischen von Kupferkonzentraten, und sie stellt ein besonders vorteilhaftes und wirtschaftliches System dar.
Es wurde gefunden, daß es bei dein neuen Verfahren ium kontinuierlichen Schmelzen und Windfrischen von Kupferkonzentraten vorteilhaft ist, die Schmelz- und Windfrischreaktionen in einer einzigen Reaktionszone durchzuführen. Hierdurch wird es möglich, die Produktionskapazität eines Reaktionsgefäßes einer gegebenen Größe zu erhöhen und den Betrieb und die Regelung des Verfahrens wesentlich zu vereinfachen. Diese FeS + I1Z2O3
FeO + SO, (I)
Jede Cu2S Verbindung, die zu Cu2O oxydiert werden kann, reagiert sofort mit FeS nach folgender Gleichung:
Cu2O + FeS Cu2S + FeO (II)
Das Siliziumoxydflußmittel wird kontinuierlich in den Konverter gegeben, um mit dem durch durch die Reaktion (I) und (II) erhaltenen FeO Eisensilikat-Schlakke zu bilden:
2FeO + SiO,
2FeO SiO2 (III)
Die Schlacke, die in der ersten Stufe des Einblasens von Luft, erhalten wird, wird aus dem Konverter entfernt und in den Flammofen überführt, wo durch Mischung und Umsetzung mit dem Ofenbad dessen Kupfergeiialt von 2 bis 3% Cu auf etwa 0,20 bis 0,75% Cu in der Flammofenschlacfcs reduziert wird.
Das im Konverter zurückgebliebene Cu2S (Spurstein) wird nun einem zweiten Luftstrom ausgesetzt, und folgende Reaktion durchgeführt:
Cu2S + IV2O2 ^-·=^ Cu2O + SO2 (iV)
2Cu2O + Cu2S ν=- 6Cu + SO2 (V)
mit dem Gesamtresultat, daß metallisches Kupfer hergestellt wird.
In einem Gleichgewichtssystem muß der größte Teil des FeS entfernt werden, ehe metallisches Kupfer nach Gleichung (V) abgeschieden werden kann.
Es sei noch festzustellen, daß das Wort »Zone« in der nachfolgenden Beschreibung sich allgemein auf einen horizontal begrenzten Abschnitt eines Schmelzbades bezieht, dessen Parameter durch den Zustand der Schmelze in dieser »Zone« grob begrenzt ist und nicht etwa durch die Verwendung von Trennvorrichtungen.
Das erfindungsgemäße Verfahren kann thermodynamisch als ein System beschrieben werden, bei dem ein dynamischer Zustand herrscht bzw. keine Gleichge-
wichtsbedingungen bestehen. Frisches Konzentrat wird kontinuierlich zu Rohstein verhüttet Heftiges Bewegen des Schmelzbades durch die Zufuhr von Luft, die durch Winddüsen eintritt, sowie die ständige Zugabe von frischen Kupferkonzentraten halten das System in einem solchen Nicht-Gleichgewichtszustand, wobei das Schmelzen sowie die verschiedenen Wimifrischstufen zusammen in einer einzigen Zone stattfinden.
im folgenden wird die Erfindung an Hand der 'Zeichnungen näher erläutert, und zwar zeigt:
Fig. 1 eine schematische Seitenansicht des im allgemeinen horizontal angeordneten erfmdungsgemäß verwendetet! Reaktionsgefäßes sowie ebenfalls schematisch weitere Einrichtungen, die im Zusammenhang mit diesem Reaktionsgefäß angewendet werden;
Fig.2 ist eine Querschnittsansicht des Reaktionsgefäßes von Fig. 1;
Fig.3 zeigt ein Fließdiagramm für eine technische Vrrfahrensanlage für die Behandlung von 800 t Konzentrat pro Tag.
Nach F i g. 1 der Zeichnungen ist das Rer Wonsgefäß (1) ein im allgemeinen länglicher zylinderfönniger Ofen, der einem Pierce-Smith-Konverter ähnlich ist und gegebenenfalls um seine Längsachse drehbar ist Das Beschickungsende 2 des Reaktionsgefäßes hat eine Beschickungsöffnung 3 und das Schlackerabstichende 4 hat ein Abstichloch 5. Eine zweite Beschickungsöffnung 37 kann an dem Schlackenabstichende 4 für die Zugabe von Konzentraten oder festen Reduktionsmitteln in dem Schlackenbereich vorgesehen werden. Die Brenner 6 und 7 sind jeweils an dem Beschickungsende 2 und dem Schlackenabstichende 4 des Ofens angeordnet Sin Teil des Brennstoffes von Brenner 6 kann durch die Beschickungsöffnung 3 eingespritzt oder eingesprüht werden, um den Sauerstoff der Luft der durch diese öffnung eindringt, zu verwerten. Ein Abzugsschacht 8 ist in dem Dach bzw. oberen Teil 9 des Ofens angeordr et und eine Haube 10 deckt diesen Abzugsschacht 8 ab, wern der Ofen in aufrechter Stellung ist Das Reaktionsgefäß hat 3 Zonen, die im allgemeinen als Einschmelz- oder Windfrischzone 11, Rohsteinabsetzzone 12 und Schiackenzone 13 bezeichnet werden.
Winddüsen oder Lanzen 17 befinden sich in dem unteren Teil des Reaktionsgefäßes in der Windfrischzone U.
Bei Inbetriebnahme enthält der Ofen ein Schmelzbad 30 mit zwei flüssigen Phasen: eine Rohstein- oder Sulfidphase 19 und eine Schlackenphase 20. Das Schmelzbad ist an: tiefsten im Bereich des Sumpfes 15 mit zwei Abstichlöchern 16, und am flachsten in der Nähe des Schlackenabstichendes. Die Düsen 21 können dazu verwendet werden, um Luft oder reduzierendes Gas in uie Schlacke der Schlackenreinigungszone entweder kontinuierlich oder in vorbestimmten Abständen einzublasen.
Kupferkonzentrat 22 wird kontinuierlich aus einem Vorratsbehälter 23 mittels einer gewichtsgesteuerten Beschickungsvorrichtung abgezogen und it· der Pelletisteigvorrichtung 25 stückig gemacht Kleine Stücke (etwa 12,7 mm bis 25,4 mm) an siliziumoxidhaltigem Flußmittel 26 werden aus einem Sammelbehälter 27 mittels einer gesteuerten Beschickungsvorrichtung 28 abgezogen. Pelletisiertes Konzentrat und Flußmittel werden in das Reaktionsgefäß durch die Beschickungsöffnung 3 eingeführt und über der Fläche des Schmelzbades 30 mitteis einer Schleudervorrichtung 29 verteilt Luft oder mit Sauerstoff angereicherte Luft wird durch die Düsen 17 geblasen, wobei eine stetige Wirbelströmung und Oxydation in der Schmelz- und Windfrischzone ί Ϊ des Schmelzbades in der Nähe der Düsen 17 bewirkt wird.
Die Abgase strömen durch den Abzugsschacht 8 in die Abzugshaube 10 aus. Die Abgase durchlaufen einen Cottrell-Abscheider 31, in dem Staub gewonnen und danach zurückgeführt wird. Es sollte beachtet werden, daß sich während der Umsetzung, die ziemlich stürmisch und heftig ist, eine Schicht um die öffnung des Abzugsschachtes 8 absetzt, die auch »Kragen« genannt
■ο wird und ein solches Ausmaß erreichen kann, daß der Gasfluß aus dem Ofen stark behindert wird, wodurch unerwünschtes Zurückblasen des in das Reaktionsgefäß eingeleiteten Materials erzeugt wird. Aus diesem Grunde ist es zweckmäßig, die Öffnung etwa einmal am
is Tag zu reinigen, damit sie nicht verstopft wird. Eine besonders geeignete Methode für eine solche Reinigung besteht in der Verwendung eines Brenners, wobei ein Brennstoff, wie z. B. Naturgas mit Sauerstoff verbrannt wird. Die durch den Brenner entwickelte Flamme hat eine Temperatur von etwa 2760° C und trennt die entstandene Schicht um die öffnung 8 leicht ab, ohne daß der GesamtprozeB unterbrochen oder geändert wird. Wenn die öffnung auf diese Weise gereinigt wurde, kann sie leicht offen bzw. frei von Verstopfungen gehalten werden, indem frische Ansätze auf mechanischem Wege, wie z. B. durch Hammer u. dgL periodisch entfernt werden. Aus dem Fließdiagramm (F i g. 3) einer technischen Anlage ist ersichtlich, daß die Abgase durch einen Abhitzkessel geleitet werden und das SO2 in einer Schwefelsäureanlage wiedergewonnen wird. Durch die Oxydation des Bades wird eine Schlackenphase 20 oberhalb des Rohsteins 19 gebildet
Die Schlacke 20 wird in Abständen durch das Schlackenabstichloch 5 entfernt und langsam abkühlen gelassen. Dann wird diese in der Zerkleinerungs- und Vermahlungsanlage 33 weiter bearbeitet und in eine Flotationsanlage 34 gebracht, in der das in der Schlacke eingeschlossene Kupfer als Schlackenflotationskonzentrat 35 gewonnen und zu der Pelletisiervorrichtung 25 zurückgeführt wird. Die Schlackenflotationsabfäüe 36 werden verworfen.
Wie in F i g. 2 gezeigt wird, dringt Luft oder mit Sauerstoff angereicherte Luft, die durch jede der Düsen 17 eingeblasen wird, in das Kupfersulfidrohsteinbad in Form eines stark turbulenten Strahles ein. Bei dem aufwärtsgerichteten Fluß dieses Strahles erfolgt ein Austausch des Bewegungsmomentes zwischen dem Gas und dem umgebenden Schmelzbad aus Rohstein und Schlacken, und große Mengen des Rohsteins und der Schlacken werden in dem Strahlkegel mitgerissen. Der Strahl bewirkt ein leistungsfähiges Mischen, wobei die flüssige Sulfidphase durch die Schlackenschicht gestoßen wird, von wo sie sich durch Einwirkung der Schwerkraft wieder in die Kupfersulfidschicht absetzt.
Die Energie des Strahles wird nicht vollständig für das Mischen des Bades verbraucht. Teilchen der Flüssigkeit werden mit dem Gas über die Oberfläche des Bades hinaus in der Form von flüssigen Spritzern und Tröpfchen getragen.
Wärme, die in dem Rohstein durch die Windfrischreaktionen und intensive Rührwirkung um die Düsen herum erzeugt wird, hält das Bad in starker Bewegung uni2 bewirkt somit die erforderliche hohe Wärmeübertragungsgeschwindigkeit von dem Kupfersulfidrohstein zu der Schlackenphase und zu der Konzentratbeschikkung auf der Oberfläche des Bades.
Die Teilchen der Beschickung, die kontinuierlich über weite Teile der Oberfläche des Schmeizbades verteilt
werden, bleiben im wesentlichen als einzelne Stücke erhalten, bis sie von dem Schmelzbad absorbiert werden, und die große Oberfläche pro Volumeneinheit der Beschickung trägt zu einer hohen Schmelzgeschwindigkeit des Reaktionsgefäßes bei.
Es wird darauf hingewiesen, daß die vollkommene Kontinuierlichkeit der Einbringung des Beschickungsmaterials und der Luft für den erfolgreichen Verlauf des Verfahrens nicht unbedingt erforderlich ist. Geringe Änderungen des Luftstroms und Unterbrechungen der Beschickung der Materialien sind nicht kritisch oder sehr schädlich, aber der kontinuierliche Charakter des Verfahrens ist von den getrennten Ansätzen bei der Herstellung von Kupfer durch herkömmliche Schmelzverfahren zu unterscheiden.
Unter normalen Betriebsbedingungen wird die Geschwindigkeit, mit der Luft oder mit Sauerstoff angereicherte Luft durch die Düsen geblasen wird, und die Geschwindigkeit, mit der die Konzentrate in das Reaktionsgefäß eingebracht werden, so geregelt daß der zugeführte Sauerstoff gerade ausreichend ist, daß solche Mengen an Eisen und Schwefel zusätzlich zu den anderen oxydierbaren Elementen außer Kupfer oxydiert werden, daß Rohstein in dem Reaktionsgefäß gebildet wird. Gleichzeitig wird die Geschwindigkeit der Flußmittelzugabe (Zuschlag) proportional zu der Geschwindigkeit der Zuführung von Luft und Konzentrat geregelt
Die Schlacken werden in geeigneten Abständen oder kontinuierlich abgezogen, so daß der Spiegel von Rohstein und Schlacken die gewünschte Höhe in dem Reaktionsgefäß hat
Die beständig hohe Ausnutzung des Sauerstoffs (etwa 95-100%, im allgemeinen annähernd 100%) ermöglicht es, die Menge an Luft, die für jede Tonne an Konzentrat einer bestimmten Zusammensetzung erforderlich ist genau vorher zu bestimmen.
Wenn auch Kupfersulfid, das in der Schlacke oder im Rauchgas eingeschlossen ist, aus dem Reaktionsgefäß entfernt wird, wird dadurch die Regelung der Luft und der Beschickung nicht wesentlich beeinflußt
Wenn das Verhältnis von Luft zu Beschickung so erhöht wird, daß mehr Luft als zur Oxydation erforderlich ist eingeleitet wird, wird die Rohsteinphase erschöpft
Die erforderliche Menge an Luft pro Einheit Konzentratbeschickung wird entsprechend der Zusammensetzung des Konzentrats und der Beschickungsgeschwindigkeit in das Reaktionsgefäß errechnet In dem Versuchsofen wurde der Spiegel der Rohstein- und Schlackenphasen jede Stunde gemessen, um festzustellen, ob eine Abweichung zwischen den erwarteten Betriebsbedingungen des Ofens und der tatsächlichen Arbeitsweise vorlag. Eventuelle geringfügige Abweichungen, die während der stündlichen Tiefenmessung festgestellt wurden, wurden durch entsprechende Änderung des Verhältnisses von Luft zu Konzentrat berichtigt
Bei dem Betrieb des Versuchsofens wird die Geschwmdigkeit der Konzentratzugabe und Fhißnritteizagabe zu Jeder Zeit automatisch proportional zu der Düsentaftgeschwindigkeit geregelt Wenn eine der Düsen blockiert wird oder eichun im Luftdruck auftreten, kann die Luftzufuhr zu dem Reaktionsgefäß schwanken.
Die Zagabegeschwindigkeit der Beschickung und des FJaSmMeIs wM jedoch «torch die automatischen •Bescänciaaigsvorrichtengen genau geregelt mn das erforderliche Verhältnis von Luft zu Konzentrat und Luft zu Flußmittel aufrechtzuerhalten. In Anlagen, in denen eine konstante Luftzufuhr erreicht werden kann, kann ein anderes System der Regelung angewendet werden.
Unter normalen Betriebsbedingungen wird der größte Teil der erforderlichen Hitze durch Oxydation der Sulfide in dem Konzentrat erzeugt Bei der Versuchsanlage ist es jedoch notwendig, die Wärme ο durch Verbrennung von Brennstoff in dem Reaktionsgefäß zu erzeugen. In einer technischen Anlage wird eine geringere Menge an solchem Brennstoff benötigt, während die Verwendung von mit Sauerstoff angereicherter Luft die Menge an erforderlichem Brennstoff wesentlich herabsetzt, und dadurch Abgase erzeugt werden, die eine höhere Konzentration von SO2-Gas haben, das für die Herstellung von Schwefelsäure geeigneter ist und ebenfalls eine höhere Leistungsfähigkeit für eine gegebene Größe des Reaktionsgefäßes erlaubt Diese Vorteile sind gegenüber den Kosten einer Sauerstoffanlage abzuwägen.
Die Beschickung zu dem Versuchsreaktionsgefäß enthält etwa 25% Kupfer und etwa 30% Eisen. Bis zu einem bestimmten Anteil werden Eisenoxyde vor den Kupfersulfiden oxydiert und unter typischen Betriebsbedingungen enthält das Rohsteinbad durchschnittlich etwa 3% Eisen, wobei der Rest des Rohsteins Kupfersulfid und die üblichen Verunreinigungen enthält Etwas an metallischem Kupfer setzt sich aus dem Rohstein in den Sumpf ab.
Siliziumoxyd wird zu der Beschickung als Flußmittel zugefügt so daß ein Verhältnis vom Fe/SiO2 von etwa 1,6/1 bis 13/1 in der Schlacke erhalten wird. Der Abstich der Schlacke wird jedoch erst schwierig, wenn das Fe/SiO2-Verhältnis etwa 2,1/1 beträgt Wenn man die Schlacken am Schlackenabstichloch zum Stocken kommen läßt kann sich eine viskose Schlackenschicht über der Oberfläche der flüssigen Schlacke bilden. Um das Vermischen der Schlacke zu fördern und die Bildung einer solchen Schicht zu vermeiden, können Düsen oder Lanzen in der Schlackenzone verwendet werden. Es werden Schlacken mit einem niedrigen Siliziumoxydgehalt bevorzugt da dann ein geringeres Schlackenvolumen gemahlen werden muß.
Wenn das Konzentrat auf die Oberfläche des Schmelzbades verteilt wird, kann etwas Konzentrat in das Schlackenende des Reaktionsgefäßes fallen. Es kann auch für die Zugabe eines Teils der Konzentratbeschikkung in die Schlackenzone eine zweite Beschickungsvorrichtung an der Wand des Schlackenabstichendes des Reaktionsgefäßes vorgesehen sein. Durch Zugabe und Schmelzen einer Fraktion der Konzentratbeschikkung an dem Schlackenende des Reaktionsgefäßes kann ein Teil des Magnetits und Kapfergehaltes A" SS Schlacken reduziert und die Fließfähigkeit der SM erhöht werden. Die Beschickrn an Schlackenabstichende kann zusätzlich zu der "-·- schkkungsvorrichtung nach Wunsch des personals angewendet werden.
te Der bevorzugte Betrieb der Versuchsanlage führt ί einem Schlackenabstich mk hohem Kupfergehalt, i" nach der Behandlung dieser Schlackendurch ***** tea und Flotation wird ein hochwertiges Kopfe tratgewonnen,dasindasiteaktionsgeSB3 wed.
Das in der Schlacke vorhandene -^. hauptsächlich metaffisches Kupfer, wenn auch Sanier in Form von Kupfersuffid vorfiegt DeAI
und Flotationsvirsuche wurde festgestellt, daß die Menge an Abgängen aus der Schlacke im wesentlichen von der Kopfprobe der Schlacke unabhängig ist. Dies steht im Gegensatz zu der Erfahrung, die man beim Mahlen von natürlichen Erzen gemacht hat, wo die Abgänge und das Konzentrationsverhältnis gewöhnlich entsprechend der Kopf probe des Erzes variieren, wenn die anderen Faktoren konstant bleiben. Schlacken werden langsam abgekühlt, damit sich gelöstes Kupfer niederschlagen kann und feine Teilchen von Kupfer zu größeren Teilchen anwachsen können.
Die Menge des in der abgezogenen Schlacke enthaltenen Kupfers ist !kein, entscheidender Faktor, da bei der Behandlung der Schlacke durch Mahlen und Flotation die Menge des Kupfers, das durch die Abgänge aus der behandelten Schlacke verloren geht, auf einen vorher bestimmten Wert reduziert wird, unabhängig davon, ob die abgezogene Schlacke einen hohen Gehalt £in Kupfer oder einen niedrigen Gehalt an Kupfer aufweist
Aus Tabelle I sind die Ergebnisse der verschiedenen Mahl- und Flotationsversuche, die mit den Schlacken durchgeführt vmrden, angegebea Die letzte Spalte der Tabelle I zeigt, daß der Kupferverlust in den Abfällen ais Prozentwert des Kupfers, das dem Reaktionsgefäß zugeführt wurde, innerhalb eines mäßig engen Bereichs fällt, obwohl der Kupfergehalt des Kopfmaterials (Spalte 3) einen großen Bereich von Werten umfaßt
Mahlversuche im großen Maßstab haben gezeigt, daß Schlacke aus der Versuchsanlage durch herkömmliches Mahlen oder durch autogenes Mahlen zerkleinert werden kann.
Das Verhältnis der Konzentration (Spalte 6 von Tabelle I) aus der Mahl- und Flotationsstufe der Schlacke liegt im Bereich von etwa 4,5 zu 5,5 für Schlacken, die etwa 10% bis 12% Kupfer enthalten. Das Konzentrat hat einen Kupfergehalt von etwa 50% bis 60%.
Die Versuchsanlage ähnelt einem Pierce-Smith-Konverter und ist drehbar, um die Düsen aus dem Bad herauszubringen oder, falls es sich in einem Notfall als notwendig erweisen sollte, um das Schmelzbad durch den Abzugsschacht 8 des Reaktionsgefäßes entleeren zu können.
Das Reaktionsgefäß ist mit 13 Standard-Luftdüsen (etwa 50 mm) ausgerüstet, deren Zentren etwa 15,2 cm voneinander entfernt und etwa 53,4 cm über dem Boden des Sumpfes angeordnet sind. Die Düsenreihe beginnt nach mehr als etwa 1,83m ab Beschickungsseite des Reaktionsgefäßes. Wenn die Düsen näher an der Beschickungsöffnung gelegen wären, könnte durch die heftige Bewegung der Düsen Schmelzmaterial aus der Beschickungsöffnung herausspritzen. Es können wenigstens etwa 4 und höchstens etwa 12 solcher Düsen verwendet werden, vorzugsweise werden etwa 8 solcher Düsen verwendet, und Oxydationsgas wird mit ίο einem Druck von etwa 1,05 atü eingeleitet
Das pelletisierte Beschickungsmaterial enthält etwa 2 bis 15% Feuchtigkeit Stücke von einheitlicher Größe sind nicht erforderlich. Das Reaktionsgefäß kann auch mit nicht stückig gemachtem Material beschickt werden, jedoch ist dann der Anteil an mitgeführtem Staub in den Abgasen etwas größer.
Die automatische Regelung des Verhältnisses" der
Mengen von Konzentrat Flußmittel und Luftzufluß zu dem Reaktionsgefäß kann entsprechend den verschie-
denen Arten von Konzentraten eingestellt werden. Die
Brennstoffzufuhr zu den Brennern wird automatisch mittels eines elektronischen Pyrometers geregelt um
eine eventuelle Abnahme oder Zunahme der Wärme der Windfrischreaktionen der Konzentratbeschickung
zu dem Reaktionsgefäß auszugleichen.
An Stelle der Vermahlungs- und Flotationsbehandlung der Schlacke kann erfindungsgemäß auch die Behandlung der Schlacke mit einem reduzierenden Gas oder anderen Mitteln durchgeführt werden, mit dem Ziel, den Kupfergehalt entweder in einem entsprechenden Verlängerungsteil des Reaktionsgefäßes selbst oder in einem getrennten .Ofen zu reduzieren. So kann zum Beispiel ein getrennter Mischofen vorgesehen werden, in welchem Schlacke mit hohem Kupfergehalt aus dem Reaktionsgefäß abgeschöpft oder abgestoßen wird. Die Schlacke wird dann reduziert, indem sie mit einem reduzierenden Gas verblasen, mit Eisen- oder Kupfersulfiden, wie ζ B. Pyrit, Pyrrhotit oder Chalcopyrit, behandelt und dann absetzen gelassen wird. Dabei wird der Kupfergehalt in Form eines abgesetzten hochwertigen Rohsteins, der aus dem unteren Teil des Ofens abgezogen wird, gewonnen.
Das erimdüiigsgemäßc Verfahrer, and die Anlage bedeuten also einen überraschenden Fortschritt auf dem Gebiet des kontinuierlichen Umschmelzens und Windfrischens von Kupferkonzentraten zu Rohstein.
45
Hierzu 2 Blatt Zeichnungen
«9530/2f
11571}

Claims (1)

  1. Patentanspruch:
    Verfahren zum kontinuierlichen Schmelzen und Windfrischen von Kopferkonzentraten zu Rohstein in einem Ofen mit einer Schmelzzone, einer Windfrischzone und einer Schlackenzone, wobei Kupferkonzentrate und Flußmittel im wesentlichen der Schmelzzone und der Windfrischzone zugeführt werden, der Ofen bei einer Temperatur gehalten >j wird, bei der Schmelzbedingungen herrschen, wobei ferner ein Oxydationsgas der Schmelzzone und der Windfrischzone des Ofens zugeführt wird und wobei Rohstein und Schlacke kontinuierlich oder intermittierend aus Abstichöffnungen in der Schlackenzone abgezogen werden, dadurch gekennzeichnet, daß das Oxydationsgas in die Schmelz- und Windfrischzone derart eingeblasen wird, daß in dieser Zone im wesentlichen eine Turbulenz erzeugt wird, daß die Zufuhrgeschwindigkeit der Kupferkonzentrate und des Flußmittels mit der eingeblasenen Menge des Oxydationsgases in einem Gleichgewicht derart gesteuert wird, daß eine ausreichende Menge des in den Konzentraten vorhandenen Eisens und Schwefels kontinuierlich oxydiert wird, um die Kupferkonzentrate zu Rohstein zu schmelzen und zu konvertieren.
    Entwicklung bringt somit einen bemerkenswerte] technischen Fortschritt mit sich und zwar nicht mi gegenüber den bekannten Systemen, sondern auel hinsichtlich des Verfahrens und der Vorrichtung nacl der kanadischen Patentschrift 7 58 020. Große, ΰ Versuchsanlagen durchgeführte Versuchsreihen de neuen Verfahrens und der Vorrichtung haben gezeigt daß es sich bei der vorliegenden Erfindung um eii wirksames und wirtschaftliches, fortschrittliches lndu strieverfahren handelt, das ein kontinuierliches Schmel zen und Windfrischen von Kupf ermaiterial ermöglicht
    Zum Vergleich sei bemerkt, daß die herkömmlichei Verführen zum Schmelzen und Windfrischen da Schmelzen der Konzentrate und Füußmittel in einen Flammofen oder Hochofen erforderüch machen, ii welchem zwei getrennte Schichten gebildet werden, um zwar eine schwerere aus Rohstein (CLkS- FeS) um eine sich darüber befindliche Schlackenschicht Du obere Schlackenschicht läßt man absetzen und befrei: sie vom größten Teil ihres Kupfergehalts. Der Rohsteir aus dem Flammofen wird dann in den Konverterkesse eingesetzt und dort zweistufig mit Luft verblasen Während der ersten Stufe des Windfrischens reagien der Sauerstoff mit FeS wie folgt:
DE19712166728 1971-02-01 1971-11-11 Verfahren zum kontinuierlichen Schmelzen und Windfrischen von Kupferkonzentraten Expired DE2166728C3 (de)

Applications Claiming Priority (2)

Application Number Priority Date Filing Date Title
CA104111 1971-02-01
CA104111A CA931358A (en) 1971-02-01 1971-02-01 Process for continuous smelting and converting of copper concentrates

Publications (3)

Publication Number Publication Date
DE2166728A1 DE2166728A1 (de) 1975-08-14
DE2166728B2 true DE2166728B2 (de) 1976-07-22
DE2166728C3 DE2166728C3 (de) 1977-02-24

Family

ID=

Cited By (2)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
DE2851098A1 (de) * 1978-11-25 1980-06-04 Balchaschskij Gorno Metall Kom Pyrometallurgisches verarbeitungsverfahren fuer rohstoffe schwerer buntmetalle und ofen zu dessen realisierung
DE3321687A1 (de) * 1982-06-18 1983-12-22 Noranda Mines Ltd., Toronto, Ontario Verfahren und vorrichtung zum kontinuierlichen windfrischen von nichteisen-lechen

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Also Published As

Publication number Publication date
SE374561B (de) 1975-03-10
BE774010A (fr) 1972-01-31
FI62341B (fi) 1982-08-31
DE2156041B2 (de) 1975-04-24
DE2156041C3 (de) 1975-12-11
FI62341C (fi) 1982-12-10
US3832163A (en) 1974-08-27
DE2156041A1 (de) 1972-08-24
DE2166728A1 (de) 1975-08-14
JPS5322116A (en) 1978-03-01
JPS5335893B1 (de) 1978-09-29
CA931358A (en) 1973-08-07
GB1354272A (en) 1974-06-05
AU3266471A (en) 1973-03-01
AU466186B2 (en) 1975-10-23

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