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PYROMETALLURGISCHES VERARBEITUNGSVERFAHREN FÜR ROHSTOFFE
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SCHWERER BUNTMETALLE UND OFEN ZU DESSEN REALISIERUNG Die Erfindung
betrifft die Metallurgie der Buntmetalle, und zwar ein Verarbeitungsverfahren für
Rohstoffe schwerer Buntmetalle und einen Ofen zu dessen Realisierung.
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Besonders effektiv wird die erfindung für die Gewinnung von Kupfer,
Nickel, Blei und Zink aus Einmetall- und Yolymetallrohstoffen eingesetzt.
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Bei der pyrometallurgischen Verarbeitung von Sulfidrohstoffen der
schweren Buntmetalle wird infolge von Oxydation vorgängen eine große Wärmemenge
frei. Wenn für die Oxydation der Sulfide mit Sauerstoff angereicherte Luft oder
der reine technische Sauerstoff verwendet wird, ist diese Wärme ausreichend für
den Ablauf des Prozesses, Bei der Oxydation von geschmolzenem Sulfid, z. Bo von
Stein, durch ein Gas mit einem Sauerstoffgehalt über 30C/a kommt es jedoch zu einer
erheblichen
örtlichen Überhitzung in der Zone der Zuführung des
Gases in die Schmelze und zur Zerstörung dieses abschnittes des metallurgischen
Apparats.
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Zur Zeit wird eine Reihe Verarbeitun;'sverfahren für Sulfidrohstoffe
schwerer Buntmetalle mit maximaler Ausnutzung der Oxidationswärme der Sulfide erarbeitet
und in die Praxis eingeführt.
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Nach ihren wesentlichsten ivierkmalen können diese Verfahren in drei
Richtungen mit einigen Variierungen untergliedert werden.
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Eine Richtung der Entwicklung der Verarbeitungstechnologie von Sulfidrohstoffen
ist dadurch gekennzeichnet, daß die Rohstoffe d-r schweren Buntmetalle in Form eines
trockenen Flotationskonzentrats durch Sauerstoff oder ein mit Sauerstoff angereichertes
Gas in den Gasrum eines Schmelzaggregats geblasen und im Schwebezustand ohne unmittelbaren
Kontakt mit den Wänden des aggregats oxydiert werden. In diesem Fall wird eine große
wärmemenge frei, die Abgase haben eine hohe so2-KonzentrationO Bei der individuellen
Oxydation jedes Rohstoffteilchens durch ein sauerstoffhaltiges Gas geht jedoch eine
große Menge an Buntmetall in die oxydierte Form über und löst sich in der Schlacke.
Bei der Nachbehandlung der Schlacke sondern sich diese gelösten Buntmetalle in Form
sehr kleiner EinschXüsse ab, welche nur sehr schwer restlos von der Schlacke zu
trennen
sind. Das führt; zu einer wesentlichen Verschlechterung
der Effektivität des Prozesses.
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Die zweite richtung der verarbeitung von Sulfidrohstoffen mit Hilfe
eines sauerstoffhaltigen Gases mit hohem Gehalt an Sauerstoff ist durch die Zuführung
des Gases durch die oberen Winddüsen an die Oberfläche der Schmelze gekennzeich
net, Hierbei beobachtet; man eine Verlängerung der Lebensdauer des Schmelzaggregats,
dieses erfahren erfordert jedoch eine komplizierte Konstruktion der Winddüsen und
einen hohen Gasdruck zum Mischen der Schmelze ujid führt zum schnellen Ausfall der
Enden der Winddüsen. Da die Schlacke als die leichtere Komponente sich nach oben
absondert und die Sulfide abschmirt, oxydiert in erster Linie die Schlacke, was
zu erhöhten Verlusten an Buntmetall mit der Schlacke führt.
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Die dritte Richtung besteht im Einblasen eines sauerstoffhaltigen
Gases durch seitliche Winddüsen in die Schicht des flüssigen Steins analog zu dem
bekannten Konvertierungsprozeß mit dem Eintragen des Materials in das gemischte
Schmelzbad.
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Wie schon erwähnt, kommt es jedoch in diesem Fall in der Zuführungszone
des Gases in die Schmelze bei einer Erhöhung der Sauerstoffkonzentration über 30%
zu einer Überhitzung der Schmelze und der an die Schmelze anliegenden Wände des
Äggregats und zu deren Zerstörung. Darum wird nur Luft mit einem Sauerstoffgehalt
unter 30' verwendet. Das führt zur Verschlechterung der Wärmehaltung, zu einer Verringerung
des S02-Gehalts
in den abgasen und einer Verringerung der Produktivität.
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Das Einblasen eines sauerstoffhaltigen Gases in den Stein führt ebenfalls
zu einer erhöhten Oxydation der Buntmetalle und zu einer erhöhung der Verluste mit
der Schlacke.
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Es gibt verschiedene Durchführungskombinationen der aufgeführten
Varianten der Technologie, aber sie erweitern nur unwesentlich die Iviöglichkeiten
der Vervollkommnung der Prozesses Der vorliegenden Erfindung am nächsten kommt der
kontinuierliche Schmelz- und konvertierungsprozeß von Kupferstein (siehe Patent
der USh Kl. 75-74 H/C. 22w 15/00/ ifr. 3832163)9 Der Prozeß läuft in einem Reaktor
ab, der längs seiner horizontalen Achse in drei Zonen unterteilt ist: die Schmelz-und
Konvertierungszone, die Zone für das Ansammeln des Kupfers ud die Schlackenzone.
Das Kupferkonzentrat wird mit einem Flußmittel und einem Konzentrat, gewonnen durch
die anreicherung der Schlackevermischt, die entstandene Mischung wird granuliert
und kontinuierlich oder periodisch in den Reaktor auf die Oberfläche der Schmelze
aufgegeben. Gleichzeitig bläst man Luft; oder mit Sauerstoff angereicherte Luft
in die Schmelz- und Konvertierungszone in den unteren Teil der Steinschmelze mit
einer Geschwindigkei, die ein intensives Mischen der Schmelze in dieser Zone und
eine ununterbrochene und volle Oxydation des im Konzentrat enthaltenen Eisens und
dchwefels gewährleistet. Die Temperatur in der Schmelz- und Konvertierungszone übersteigt;
die Schmelztemperatur des metallischen Kupfers , des Steins und der Schlack, wodurch
alle diese Phasen sich im flüssigen Zustand
im Reaktor befinden.
Das reduzierte metallische Kupfer sammelt sich in der Zone für das Ansammeln des
Kupfers an 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 P3lotationskonzentrat mit dem anfänglichen
Kupferkonzentrat und dem Flußmittel vor deren Granulation.
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Da in dem beschriebenen Schmelzverfahren das sauerstoffhaltige Was
in die bteinschicht eingeblasen wird, ist der Stein nur in geringem Maße mit Sauerstoff
angereichert. Das fahrt zu wesentlichen Wärmeverlusten mit den Abgasen und zur Notwendigkeit,
eine große Menge an kohlenstoffhaltigem Brennstoff zu verheizen - bis 3,95 . 10
kcal/t Trockenkonzentrat.
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Außerdem verursacht die Einführung des gesamten sauerstoffhaltigen
Gases in die Steiamasse 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.
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Reduktion der abgelassenen Schlacke, gelingt es nicht, den Kupfergehalt
der Schlacke unter 8e..1O/Uo' zu bringen. Auf diese
Weise beträgt;
die direkte Gewinnung von Kupfer als Rohmetall nur 50 bis 60%, und die aus dem Ofen
abgelassene Schlacke muß einer Flotationsverarmung unterzogen werden. Da in dem
beschriebenen Prozeß die Bedingungen für ine effektive Trennung des Steins und der
Schlacke nicht geschaffen sind und infolge des Mischens der Schlacke mit dem Stein
in oxydierender atmosphäre muß zur direkten Gewinnung von etwa 50% Kupfer die Schmelze
im Ofen eine längere Zeit gehalten werden1 was die spezifische Produktivität des
Aggregats pro Quadratmeter Querschnittfläche bis auf 10 t/m2 pro Tag oder 0,42 t/m2
pro Stunde senkt.
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Somit werden in dem beschriebenen Verfahren die Möglichkeiten einer
effektiven Verarbeitung von Sulfidrohstoffen unter Verwendung eines mit Sauerstoff
angereichten Gases nicht verwirklicht.
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Von den bekannten Apparaten zur Verarbeitung von Rohstoffen der schweren
Buntmetalle kommt ein modifizierter Fumingofen (siehe Patent der USA Nr. 3892559
vom 1. Juli 1975, Kl. USA 75/21) der vorliegenden Erfindung am nächsten, der einen
rechteckigen Schacht darstellt, der gänzlich aus wassergekühlten Stahlcaissons montiert
wird. Die seitlichen Winddüsen für die beinführung des Gases in die Schmelze sind
in der Nähe der Herdfläche angebracht, was praktisch dazu führt, daß das sauerstoffhaltige
Gas in die Schicht des Steins geblasen wird. Die Rolle einer Vorrichtung für das
Aufgeben des zu verarbeitenden
Materials in die Schmelze spielen
moifizierte Winddüsen, die mit zusätzlichen Rohren ausgestattet sind. Als Vorrichtung
für das Abstechen dtr Jchlacke, des Steins und des Rohmetalls dient ein SpurlochS
durch das periodisch das Gemisch aus Schlacke und Stein ohne vorherige Trennung
im Schacht des Ofens abgelassen wird0 Die gasförmigen Schmelzprodukte leitet man
mit Hilfe eines im oberer Teil des Schachts gelegenen Gaszugs ab.
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Der beschriebene Apparat kann infolge der tiefen Liordnung der Winddüsen
und der Durchmischung der gesamten Schmelzmasse im Schacht des Ofens nicht eine
effektive Trennung der Schlacke und des Steins oder des Rohmetalls im Innern des
Ofens sowie deren getrennten Abstich gewährleisten. Infolge der Verwendung von Stahlcaissons
in der Zone der Winddüsen und der Durchmischung der Schmelze mit hohem Gehalt an
Stein ist es nicht möglich, die Produktivität des Aggregats zu erhöhen und ein hoch
mit Sauerstoff angereichertes Gas zu verwenden, da in diesem prall ein Niederschmelen
der Schlackeschicht auf den Caissons und eine Zerstörung der Wände der Caissons
infolge einer ungenügenden Wärmeableitung eintreten kann0 Ein wesentlicher nachteil
des beschriebenen Apparats besteht auch darin, daß die Schlacke und der Stein nicht
kontinuierlich und getrennt abgelassen werden können0 Das alles führt zur Bildung
von Schlacke mit einem erheblichen Restgehalt an Buntmetallen und folglich zu einer
Senkung
der ökonomischen Effektivität des ganzen metallurgischen Prozesses.
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Die Erfindung bezweckt die Gewährleistung einer hochprozentigen Gewinnung
der meisten nutzbaren Komponenten des Rohstoffes zu Produkten mit einem hohen Gehalt
an nutzbaren Komponenten bei einer hohen Produktivität und mit einem minimalen Verbrauch
an kohlenstoffhaltigem Brennstoff bei der pyrometallurgischen Verarbeitung der Rohstoffe
schwerer Buntmetalle.
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Der Erfindung liegt die aufgabe zugrunde, ein solches pyrometallurgisches
Verarb itungsverfahren für Rohstoffe en schwerer Buntmetalle zu entwickeln und ein
Ofen zu dessen Realisierung zu schaffen, bei dem durch eine pneumatische Lftschung
der heterogenen Schmelze durch ein Gas mit hohem bauerstoffgealt und eine Trennung
des Schmelzbades in Schichten es möglich ist, hohe Geschwindigkeiten der chemischen
Reaktionen mit schneller und vollkommener Trennung der entstehend¢-n Schmelzprodukte
zu vereinen.
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Die Aufgabe wird dadurch gelöst, daß in einem pyrometallurgischen
Verarbeitungsverfahren für Rohstoffe schwerer Buntmetalle durch Schmelzen in einer
Schmelze, das darin besteht, daß der Rohstoff der schweren Buntmetalle erhitzt;
und in schmelzflüssiger Schlacke unter Bildung der heterogenen Schmelze einer Sulfid-
und einer Gydphase geschmolzen wird, die pneumatisch durch ein mit der Schmelze
reagierendes sauerstoffhaltiges
Gas gemischt wird, wodurch Schmelzprodukte
entstehen, die anschließend entfernt werden, erfindungsgemäß das pnaumatische Mischen
und die Oxydation der Schmelze durch Einführung eines Gases mit einem Sauerstoffgehalt
nicht unter 35Vo ins Innere der Schmelze mit einer Intensität von 200...
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2000 N/m³ auf 1 m²des horizontalen Querschnitts des Schmelzbades durchgeführt
wird, wodurch die Schmelze in einen oberen, pneumatisch gemischten jeil und einen
unteren, ruhigen Teil getrennt wird, der aus einer Schlackeschicht, einer Schicht
Stein undXoder einer Schicht Rohmetall mit getrenntem Abstich jedes Schmelzproduktes
aus der unteren Zone der entsprechenden Schicht besteht.
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Das ermöglicht den Ablauf der erforderlichen chemischen Prozesse
mit einer hohen Geschwindigkeit, vor allem der Oxydation der Eisensulfide und der
Sulfidierung der Sauerstoffverbindungen der Buntmetalle, die Gewinnung eines reichen
Steins und einer armen Schlacke und die effektive Abscheidung der Schlacke vom Stein
oder vom Rohmetall.
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Zur Sicherung der Wärme haltung kann in den oberen pneumatisch gemischten
Teil der heterogenen Schmelze ein kohlenstoffhaltiger Brennstoff in Form von Erdgas,
Heizöl, Staubkohle, Stückkohle, Koks usw. eingeführt werden.
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Es ist zweckmäßig, den von der heterogenen Schmelze abgesonderten
Stein unaufhörlich mit einem sauerstoffhaltigen Gas bis zum Rohmetall zu oxydieren
und die Abgase mit den
Gasen vorn Schmelzprodzeß zu vereinen zur
gemeinsamen bn'fernung von Schwefel und dessen 10%igen Verwertung.
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Dadurch wird die Möglichkeit geschaffen, die konvertierung des Steins
ohne Erhöhung der Verluste an Buntmetallen mit der schlacke durchzuführen, wodurch
erheblich die direkte Gewinnung von Bunümetallen als Rohmetall ohnc zu-Sätzliche
Maßnahmen zur Verarmung der Schlacke gesteigert wird.
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Die sich bei der Oxydation des Steins bildende Schlacke kann man
in flüssigem oder festem Zustand in den oberen, pneumatisch gemischten Teil der
heterogenen Schmelze zur Verarmung zurückführen.
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Bei Anwesenheit von Zink im Rohstoff ist es zweckmäßig, die Schlacke
von der heterogenen Schmelze abzuscheiden und ununterbrochen pneumatisch in reduzierender
Umgebung zu durchmischen zur Entfernung leichtflüchtiger Komponenten und zur weitgehenden
Verarmung der Schlacke.
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Das ermöglicht es, die leichtflüchtigen Komponenten in Form von Sublimaten
mit liner geringen Menge von den Gasen erfaßten Staub aufzufangen, wodurch wesentlich
die Effektiviät ihrer weiteren Verarbeitung erhöht wird0 außerdem können bei der
Reduktionsbehandlung der Schlacke die nichtflüchtigen Buntmetalle durch eine geringe
Menge an Eisen der Schlacke reduzi-rt und in der Bodenphase9 die aus dem Aggregat
engt; weder selbständig oder zusammen mit der primären Bodenphase entfernt wird
gesammelt werden
ausgehend von den konkreten Aufgaben des Prozesses
schafft man die Reduktionsbedingungen durch Zugabe eines festen deduktionsmittels.
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Das erhöht die Geschwindigkeit der Reduktionsprozesse und trägt zu
einer besseren Verarmung der Schlacke bei.
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Die pneumatische Durchmischung der Schlacke in reduzierender Umgebung
kann mit dem Zusatz einer extrahierenden Sulfidphase vorgenommen werden Die Zugabe
einer extrahierenden Sulfidphase in Form von Pyrit, Pyrrhotin, Sulfiderz und anderer
Materialien während der Reduktionsbehandlung der Schlacken beschleunigt; die Abscheidung
der nichtflüchtigen Buntmetalle in Form von-Sulfiden aus der Schlacke, fördert die
weitgehende Verarmung der Schlacke und die vollkommene trennung der Schlakke und
des sich bildenden Steins in minimaler Zeit.
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Diese Aufgabe wird auch dadurch gelöst, daß in einem Ofen für die
Durchführung des pyrometallurgischen Werarbtitungsverfahrena für Rohstoffe schwerer
Buntmetalle, der einen Schacht darstellte der im mittleren Teil einen Oaissongürtel
mit seitlichen Winddüsen für die Einführung von Gas in die Schmelze hats und dessen
unterer Teil, der mit einer Herdplatte abschließt, mit Vorrichtungen für den Abstich
der Schlacke, des Steines und des Rohmetalls ausgerüstet ist und im oberen Teil
des Schachts eine Öffnung für das Aufgeben der Charge und einen Gaszug zur Ableitung
der gasförmigen Schmelzprodukte vorgesehen sind erfindungsgemäß die seitlichen gekühlten
Winddüsen in einer Ebene liegen, die die Höhe des Ofenschachts
in
zwei Teile teilt mit einem Verhältnis der Hohen des oberen Teils zum unteren von
2:1 bis 10:1, und die Vorrichtung für den Abstich der Schlacke aus dem unteren Teil
der Schlacke schicht in Form eines Behälters ausgeführt ist, der mit dem inneren
Raum des Schachts durch einen Kanal verbunden ist, der unter der Höhenlage der Winddüsen
verläuft aber höher als der Spiegel des Steins liegt, wodurch der Spiegel der Schlacke
im Behälter den Spiegel der Schmelze im Innern des Ofens bestimmt.
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Das ermöglicht einen kontinuierlichen Schmelzprozeß unter stationären
Bedingungen bei konstanter Höhe der pneumatisch gemischten Schicht der heterogenen
Schmelze0 Der Ofen kann eine Vorrichtung zum Abstich des Steins und/oder des Rohmetalls
in Form eines B hälters haben, der mit dem inneren Raum des Schachts durch einen
Kanal verbunden ist, der unterhalb des Flüssigkeitsspiegels des Steins dder des
Rohmetalis in dem Behälter verläuft, Dabei bleibt die Menge an Stein während des
Schmelzprozesses dauernd konstant.
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Es ist zweckmäßigs die Behälter für den Abstich der schmelzen aus
dem Schacht mit einer Anwärmvorrichtung zu versehen.
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Dadurch ist es möglich, bei Beginn und Unterbrechung des Schmelzprozesses
die Bildung von Schmelsekrusten zu verhindern.
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Die seitlichen Winddüsen können Kanäle haben durch die der Schacht
mit der Charge undXoder Brennstoff beschickt wird0
Das ermöglicht
die Verarbeitung feindisperser Rohstoffe.
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Die Behälter für den abstich des Steins kann man mit einer Vorrichtung
zum Einblasen eines sauerstoffhaltigen Gases, das den Stein bis zum Rohmetall oxydiert,
und einem Fenster in Höhe des oteinspieg.-ls zum abstich der Schlacke ausrüsten.
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Auf diese Weise kann eine kontinuierliche Konvertierung des entstehenden
Steins durchgeführt werden.
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Der Ofen kann mit einer forrichtung für den Abstich des durch die
Oxydation des Steins entstandenen Rohmetalls in Form eines Behälters, der mit dem
inneren Raum des Behälters für den i-bstich des Steins durch einen Kanal verbunden
ist, der unter dem tlüssigkeitsspiegel des Rohmetalls liegt, ausgerüstet wurden,
wodurch der Spiegel des Rohmetalls im Behälter die Höhe des Spiegels des iiohmetalls
im Schacht und im Behälter für den abstich des Steins bestimmt.
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In diesem Ball wird die direkte Gewinnung des Rohmetalls in einem
Prozeß realisiert.
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Für die Durchführung einer lokalen Reduktionsbehandlung der Schlacke
kann im Ofen eine vertikale Zwischenwand errichtet werden,die sich im Innern des
Schachts befindet und deren Innenraum bis zur Steinschicht in zwei miteinander verbundene
Kammern teilt, und zwar in die erste und die zweite Kammer.
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In ciner vol ihnen wird die Charge geschmolzen und bilden sich die
Schmelzprodukte, in der anderen vollzieht sich die Reduktion und Verarmung der schlacke
, wobei beide Kammern individuelle Vorrichtungen für die Ableitung der gasförmigen
Schmelzprodukte
haben Die vertikale Zwischenwand kann in der Zone
des Kontakts mit der Schmelze gekühlt worden, um ihre Lebensdauer zu verlangern.
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Es ist zweckmäßig, eine zusätliche vertikale, gekühlte Zwischenwand
in der zweiten Kammc-r derart aufzustellen, daß ein Ende sich in der Steinschicht
befindet; und das andere über der Höhenlage der Winddüsen.
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Dadurch kann ein gerichteter Strom der Schlacke aus der ersten Kammer
in die zweite geschaffen werden0 Die Kammer für die Reduktion und Verarmung der
Schlacke im oberen Teil des Schachts kann mit einer Öffnung für die Aufgabe des
Reduktionsmittels und/oder der Sulfidrohstoffe ausgerüstet werden.
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Der Ofen kann auch mit einer Vorrichtung für das Einblasen von Sauerstoff
oder eines sauerstoffhaltigen Gases in den Schacht zur vollkommenen Oxydation sämtlicher
fomponenten der gasförmigen Schmelzprodukte ausgerüstet werden, die im oberen Teil
des Caissongürtels des Schachts etwa in der Mitte der Höhe des Schachts installiert
wird.
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Im folgenden wird die Erfindung an Hand konkreter Durch-und Ausführungsbeispiele
und der beiliegenden Zeichnungen erläutert, und zwar zeigt Fig. 1 schematisch die
Gesamtansicht des erfindungsgemäßen Ofens für das pyrometallurgische Verarbeitungsverfahren
für Rohstoffe schwerer Buntmetall (im Querschnitt)
Fig. 2 die Gesamtansicht
des erfindungsgemäßen Ofens ohne erste Reduktionskammer (im Längsschnitt); Fig.
3 die Gesamtansicht des erfindungsgemäßen Ofens mit einer Reduktionskammer und einem
Behälter 17, der für die Konvertierung des Steins benutzt wird (im Längsschnitt);
Fig. 4 eine isometrische Gesamtansicht des Ofens gemäß der Erfindung; Das Wesen
der Erfindung besteht in folgendem.
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Ein sauerstoffhaltiges Gas 1 (Fig. 1) mit einem Sauerstoffgehalt
über 35% wird unter einem Druck von etwa 1 atü 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...400 mm unter dem oberen Flüssigkeitsspiegel
2 (Fig. 3) der in Ruhe befindlichen Schlackenschmelze mit einer Gesamttiefe von
2,0...2,5 m eingeblasen. Das sauerstoffhaltige Gas 1 (Fig. 1) durchmischt energisch
den oberen Teil der Schmelze und schafft eine verdünnte, gasgesättigte Schicht der
heterogenen Schmelze 3 von etwa 1,5...2,5 m Höhe, die vor allem aus Schlacke mit
10...
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30 Vol.-% Sulfideinschlüssen und, falls erforderlich, Kohle oder Koks
besteht. Das sauerstoffhaltige Gas 1 (Fig. 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 Wärme in der gesamten oberen Schicht,
die notwendig ist für das Schmelzen der aufgegebenen Charge und die Erwärmung der
Schmelze. Durch
das intensive Mischen treffen oft Tropfen der Sulfide
in der oberen pneumatisch gemischten Schicht; aufeinander und vereinigen sich, wodurch
sie eine Größe erreichen, die ausreichend ist, um aus der oberen Schicht auszufallen
uzld schnell in die Bodenphase zu sinken.
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Die Charge in Form von Flotationskonzentrat oder Stückerz oder ohne
und das Flußmittel mit kohlenstoffhaltigen Brennstoff werden von oben in die pneumatisch
gemischte Schicht aufgegeben oder zusammen mit dem Gas eingeblasen und durch das
pneumatische Mischen gleichmäßig über die ganze Schicht verteilt. 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
dcr oberen Schicht kommt es zu einer schnellen Lösung des quarzes und anderer schwcrschmelzbarer
Komponenten der Charge, wodurch im gesamten Volumen der Schmelze eine optimale Zusammensetzung
der Schlakke aufrechterhalten wird.
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Kleine Tropfen der bulfidschmelze befinden sich eine 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 szene, in der das sauerstoffhaltige Gas eingeblasen wird, durchlaufen
schnell diese---Schicht, erfassen dabei auf dem -Weg befindliche kleine Einschlüsse
und bilden die Bodenphase.
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Die Schlacke wird kontinuierlich aus dem unteren Teil der ruhigen
Schicht 4 der Schlacke entfernt. Infolgec-ssen bewegt sich die gesamte Schlacke
allmählich von oben nach unten, durchläuft den ganzen Weg in 2... 4 Stunden und
wird dabei durch einen Regen aus Tropfen des Steins oder Rohmetalls, die sich im
oberen, pneumatisch gemischten Teil der Schmelze bilden, gewaschen. Durch solch
eine Organisation der Bewegung ist die Möglichkeit einer schnellen Abführung unbearbeiteter
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 und eine weitgehende Verarmung der Schlacke unterzogen werden. Die sulfidische
oder metallische Bodenphase von der Verarmung der Schlacke kann zusammen mit der
Primärbodenphase oder individuell abgeleitet werden.
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Bei der Bildung der primären Bodenphase in Form von reichem Stein
oder weißem Matt kann die Sulfidscbmelze 5 einer Oxydation bis zum Rohmetall oder
Feinstein bei Fehlen des Kontaktei mit der armen Krätzschlacke unterzogen werden,
was
eine reiche, direkte Gewinnung von Buntmetallen garantiert und eine Anreicherung
der Schlacke ausschließt.
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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.
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Auf diese Weise wird in einem Prozeß die vollkommene Trennung des
Rohstoffes schwerer Buntmetalle in Rohmetall9 Schwefel in reichen abgasen, Sublimate
mit geringem Anteil von Primär staub und arme Krätzschlacke erreicht.
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Der Ofen für die Realisierung des pyrometallurgischen Verarbeitungsverfahrens
für Rohstoffe schwerer Buntmetalle hat einen Schacht 6, der mit seitlichen wassergehühlten
Winddüsen 7 ausgerüstet 1StD die in solch einer Höhe angebracht sind, daß das Verhältnis
der Höhe des über den Winddüsen liegenden Teils des Schachts zu der Höhe des darunter
liegenden Teils des Schachts in Grenzen ungefähr von 201 bis 10:1 liegt0 Die Vorrichtung
für den Abstich der Schlacke aus dem unteren Teil der Schlackenzone9 die als Siphon
bezeichnet wird, ist in Form eines Behälters 8 ausgeführtD der mit dem inneren Raum
des Schachts 6 durch einen Kanal 9 verbuaden ist9 der tiefer als die Winddüsen 7
aber über dem Spiegel 10 des Steins im Innern des Schachts 6 gelegen ist. Solch
eine Konstruktion des Ofens sieht einen ausgedehnten Teil des Schachts 6 unter halb
der Höhenlage der Winddüsen 7 vor für die Schaffung einer ruhigen Schlackenzone9
in der sich die Schlacke langsam nach unten bewegt bis zur restlosen Abscheidung
von Tropfen des
Steins und des Rohmetalls, und schafft außerdem
die Möglichkeit, den Spiegel der Schmelze im Schacht 6 des Ofens bei kontinuierlicher
Aufgabe der Charge mit ununterbrochenem Abstich der Schlacke auf konstanter Höhe
zu halten. An den oberen Teil des Schachts 6 schließt ein Gaszug 11 an. Der obere
Teil des Schachts 6 bis zum Gaszug 11 muß so hoch sein, daß möglichst wenig Spritzer
der Schmelze mit dem auSsteigen den 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 mit der Schmelze in Kontakt stehenden
Caissongürtel 12 liegt, kann entweder gekühlt oder aus einem feuerfesten Material
angefertigt werden.
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Im unter den Winddüsen 7 gelegenen Teil des Schachts 6 sind Bedingungen
für die abscheidung einer maximalen Menge des Steins oder des Rohmetalls von der
Schlacke geschaffen.
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Der obere Abschnitt dieses Teils des Schachts 6 in der Wahe der Winddüsen
7 ist ein Teil des Caissongürtels 12,sein unter abschnitt und die Herdplatte 13
sind aus feuerfesten Ziegeln gefertigt und von außen durch auflegbare, gekühlte
Platten (auf den Fig. nicht abgebildet) analog wie bei den elektrochemischen Öfen
begrenzt. Die Oaissons 14 des Caissongürtels 12 werden in der Zone der Winddüsen
7 infolge des intensiven Kontakts mit der heißen, durch das Mischen in dauernder
Bewegung stehenden heterogenen Schmelze 3 aus einem
massiven Material
mit hoher Wärmeleitfähigkeit, z. B. aus Kupfer angefertigt, um eine gute Ableitung
der Wärme zu gewährleisten. Die sich in der Schmelze befindenden Enden der Winddüsen
7 müssen ebenso intensiv wie die Gaissons 14 des gekühlten Caissongürtels 12 gekühlt
werden.
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Für die Aufgabe der Charge und des Brennstoffs befindet sich im oberen
Teil des Schachts 6 oder im Gewölbe eine Offnung 15, zu der die Charge z. B. mit
Hilfe von Bandförderern transportiert wird ( . nicht abgebildet).
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Für die Beschickung des Ofens mit staubförmigen, trockenen l.Iaterialien
gibt es in den Winddüsen 7 zusätzlich Stutzen 16, durch die diese Materialien pneumatisch
in die Schmelze hinein zur Verringerung der Staubveriuste geblasen werden.
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Die Decke des Kanals 9 für den Abstich der Schlacke aus dem schacht
6 und die Wände des Aßenbehälters 8 sind in Höhe des Spiegels der Schlackenschmelze
aus gekühlten Caissons angefertigt, damit; sich die feuerfesten Baustoffe in der
fließenden Schlacke nicht lösen. Der Außenbehälters 8 hat ein Fenster (in den Fig.
nicht abgebildet) mit veränderlicher Höhe für den Abstich der Schlacke und folglich
für die Regulierung der Höhe der Schmelze im Schacht. Die Vorrichtung für den Abstich
des Steins und/oder des Rohmetalls, die Steinsiphon genannt wird, stellt einen Außenbehält;er
17 aus feuerfestem Material dar, der mit dem Innenraum des Schachts 6 durch einen
Kanal 18 verbunden istn der tiefer liegt als der Spiegel
10 des
Steins im Innern des Schachts 6, Der Außenbehälter 17 hat ein Fenster 19 (Fig. 4)
mit veränderlicher Höhe für den Abstich des Steins oder des Kohmetalls und aomit
für die Regulierung des Spiegels 10 des Steins oder des Rohmetalls im Innern des
Schachts 60 Für den Fall des Abstichs reichen Steins oder weißen Matts aus dem Schacht
6 kann der Außenbehälter 17 8Fig. 3) eine Vorrichtung 20 für Zuführung eines sauerstoffhaltigen
Gases haben9 das den Stein bis zum Rohmetall oxydiert.
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In der Höhenlage ds Spiegels des Steins wird in der wand des Behalters
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 119 vereinigen sich dort mit den Gasen
vom Schmelz- und Oxydationsprozeß und werden zur gemeinsamen Extrahierung des gesamten
in den Ofen in Form von Sulfiden aufgegebcnen Schwefels geleitete für den Abstich
des beim Konvertieruiigsprozeß gewonnenen Rohmatalls wird ein Außenbehälters 23
installiert, der mit dem Innenraum des Behälters 17 durch einen Kanal 24 verbunden
ist, der unter dem Spiegel 25 des Rometalls im Innern des Schachts 6 liegt.
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Zur Verhinderung der Bildung harter Krusten auf der Oberfläche der
Schmelze in den Behältern für den abstich der flüssigen Schmelzprodukte können die
Behälter 8, 17 und 23 für den Abstich der Schmelzen aus dem Schacht 6 mit einer
Vorrichtung
zum Verbrennen von Brennstoff und zur Erwärmung ausge
rüstet werden (in den Fig. nicht abgebildet).
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Bei cinem wesentlichen Gehalt; an Zink und anderen unter Reduktionsbedingungen
flüchtigen Komponenten in der Schlacke wird der Schacht 6 des Ofens durch eine vertikale
Trennwand 26 unterteilt, deren Ende unter der Höhenlage der Winddüsen 7, aber über
dem Spiegel 10 des Steins liegt und den inneren Raum des Schachts 6 in zwei Klammern,
die erste 27 und die zweite 28, teilt. In der ersten Kammer 27 wird die charge geschmolzen
und bilden sich die Schmelzprodukte, in der zweiten Kammer 28 vollzieht sich die
Reduktion und die weitgehende Verarmung der Schlacke. Der untere Teil der Trennwand
26 muß in der Berührungszone mit der Schmelze zur Erhöhung der Lebensdaucr in der
intensiv gemischten heterogenen Schmelze 3 gekühlt werden. Für die Zwangsbeförderung
der schlacke aus dem unteren Teil der ersten Schmelzkammer 27 in den oberen, pneumatisch
gemischten Teil 29 der Schmelze ist im unteren Teil der Xeduktionskammer 28 eine
zweite, vertikale, gekühlte Zwischenwand 30 aufgestellt, die in der zeiten Kammer
28 derart angebracht ist, daß sich ein Ende in der Schmelze über der Höhenlage der
Winddüsen 7 befindet und das andere bis zum Spiegel 10 des Steins reicht.
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Im oberen Teil der Reduktionskammer 28 oder im Gewölbe befindet sich
eine Öffnung 31 für die Aufgabe eines stückigen Reduktiosmittel oder von Sulfidmaterialien
für die Verarmung der Schlacke. Die Materialien können zO Bo mit Hilfe eines
Bandförderers
(auf den Fig. nicht abgebildet) zur Beschickungst öffnung 31 transportiert werden.
Für die getrennte Verwertung der gasfrbrmigen Schmelzprodukte haben die Kammern
27 und 28 individuelle Gaszüge 11 und 32.
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Die Kammer 28 für die Reduktion und Verarmung der Schlakken kann
an Stelle von seitlichen Winddüsen 7 mit Brennern für das Vorheizen mit Erdgas (auf
den Fig. nicht abgebildet) ausgerüstet sein. Das ermöglicht das Einblasen heißer
Gase mit minimalem Gehalt an freiem Sauerstoff in die Schmelze für die Erhöhung
der Effektivität der Reduktion. Der obere Teil des Oaissongürtels 12 kann Öffnungen
33 für die Zuführung eines sauerstoffhaltigen Gases haben, das die Reduktionsgase
und die ausgetriebenen Metalle bis zum Schluß verbrennt.
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Der Schmelzbeginn kann auf zwei Arten erfolgen, In den mit Hilfe
von Vorrichtungen für die Erwärmung der Siphone (auf den Fig. nicht abgebildet)
und durch Zuführung von Brenn~ stoff mit einem sauerstoffhaltigen Gas durch die
Winddüsen 7 bis auf 1150...12000C erwärmten Of-1n gießt man in die Behälter 8 oder
17 heißen Stein oder Schlacke, bis der Flüssigkeitses spiegel die Höhe der Winddüsen
7 erreicht. Sobaldvim Schacht 6 infolge der Zuführung eines sauerzu spritzen beginnt
stoffhaltigen Gases in die Winddüsen 7 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 abflieen. Der Beginn des Abstiches von Schlacke und Stein zeigt an,
daß zustand der betribs erreicht ist.
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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 feste Stein oder
reinem Sulfidmaterial als leichtschmelzbare Phase zu beginnen. Di Wärme für das
Schmelzen des Schmelzbades entsteht; bei der Verbrefinung eines kohlenstoffhaltigen
Brennstoffes, der zusammen mit der Charge oder durch die Winddüsen aufgegeben wird.
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Beispiel 1.
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Eine zum Schmelzen vorgesehene Kupfersulfidcharge, die aus Erzstücken
bis 100 mm, Flotationskonzentrat und Sandstein mit einer Stückgröße bis 50 mm besteht
und 7 Feuchtigkeit hat, ist durch folgende chemische Zusammensetzung der Trockenbestandteile
gekennzeichnet: Kupfer 20%, Eisen 29V, Schwefel 22%, SiO2 17%, übrige 12%. Mit dieser
Charge wird kontinuierlich der Schacht 6 des Ofens durch die Öffnung 15 in einer
Menge von 1600 t/d (66,6 t/h) beschickt. Zu der Beschickungs öffnung 15 wird die
Charge mit Bandförderern transportiert, auf denen sie aus den entsprechenden forratsbunkern
mit Waagen und Dosatoren (auf den Fig. nicht abgebildet) zusammengestellt wird.
Die Charge fällt auf die obere pneumatisch gegemischte
Schicht
der heterogenen Schmelze 3, erwärmt sich und schmilzt in dieser Schicht. Infolge
der intensiven Durchmischung der Schmelze und der hohen Geschwindigkeit des Auflösens
der hochschmelzbaren Komponenten der Charge, der Schlackenbildung und der Oxydation
der Sulfide beträgt die Leistung des Ofens beim Schmelzen in der Schmelze etwa 80
t/m2.d bei einem horizontalen Querschnitt des Schachts 6 in Höhe der Winddüsen 7
von 2,5 m x 8 m. Bei einer Höhe des Schachts 6 von etwa 7 m beträgt die Leistung
des Ofens, bezogen auf sein Volumen, etwa 11 t/m³.d. Für die Oxydation der Sulfide,
die Erwärmung der Schmelze auf 13500C und die Steinbildung mit 50Q/o Kupfer wird
durch die Winddüsen 7 in die Schmelze ein Gemisch aus Sauerstoff mit Luft mit einem
Sauerstoffgehalt von 60% und Erdgas eingeblasen. In Übexeinstimmun6r mit der Stoff-
und Wärmebalance wird in den Schacht 6 des Ofens durch die Winddüsen 7 2100 Nm3/h
Erdgas unter einem Druck von 1,3 atü, 10500 Nm3/h technischer Sauerstoff und 10900
Nm3/h Luft unter einem Druck von 1,0 atü geblasen. Das Gas strömt durch die Winddüsen
7 mit einer Geschwindigkeit von 230 m/sec. In der pneumatisch gemischten heterogenen
;t>chmelze 3 geht infolge der Dissoziation der höheren Sulfide im gesamten Volumen
der gemischten Schicht das Eisensulfid nicht nur in Stein überS sondern löst sich
auch in der Schlacke.
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Der Sauerstoff reagiert mit dem Eisensulfid des Steins und der Schlacke
nach den Reaktionsgleichungen:
FeS + 1,5 02
(FeO) + 502 (FeS) + 1,5 02
(FeO) + S02 und mit dem Eisenoxyd in der Schlacke 3(FeO) + 0,5 02
(Fe3O4) Infolge der hohen Konzentration und Aktivität des Schwefels in der Schlacke
kommt es praktisch zu keiner Entwicklung der Oxydation der Kupfersulfide. Dazu trägt
auch die Ausscheidung von Schwefel bei der Reaktion des Magnetits mit dem Eisensulfid
nach folgenden Reaktionsformeln bei: 2(Fe3O4) + 2 FeS
8 (FeO) + 3(FeO4) + FeS
10 (FeO) + S02 Die Tropfen des geschmolzenen Steins werden allmählich größer, fallen
aus der pneumatisch gemischten schicht der heterogenen Schmelze aus, durchlaufen
die Schicht der ruhigen Schlacke 4 und bilden den Stein 5 der Bodenschicht. Da dieser
Stein durch den Kanal 18 mit dem Behälter 17 in Verbindung steht, der bis zur Abf
lußöffnung mit Stein angefüllt ist, fahrt die Bildung einer neuen Menge an Stein
zum Abfluß einer entsprechenden Menge an Stein aus dem Ofen, und zwar etwa 26,5
t/h mit einer Temperatur von 1200°C.
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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 Schlakke aus dem unteren Teil der ruhigen Schicht 4
der Schlacke durch den Kanal 9 in den Behälter 8 und wird kontinuierlich
aus
dem Schlackensiphon bei anstieg des Schlackenspiegels 2 im Behälter 8 über die festgelegte
Abfluß öffnung abgeführt. Auf diese Weise werden im Innern des Ofens konstante Bedingungen
geschaffen, bei denen sich Schlacke mit 32% SiO2, 5% Fe304 und 0,4% Cu in einer
Menge- von 640 t/d oder 26,7 t/h mit einer Temperatur von 1250 ...1300°C bildet.
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Durch den Gaszug 11 werden aus dem Schacht 6 des Ofens die entsprechenden
Gase in einer Menge von 18000 Nm³/h mit einer Temperatur von 13000C und 40% SO2-Gehalt
abgeleitet.
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Die Abgase führen etwa 1 Gew.-0/a von der aufgegebenen Charge Staub
und Schmelzspritzer aus dem Ofen. Die Extraktion von Kupfer in den Stein beträgt
etwa 98,5%.
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Die '?emperatur der Schmelze wird durch Veränderung der-Zufuhr des
Erdgases oder durch Veränderung des Sauerstoffgehaltes im sauerstoffhaltigen Gas
bei Beibehaltung seiner Menge für die Stabilisierung der Steinzusammensetzung und
für die Entschwefelung reguliert.
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3eisiel 2.
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Die Charge in einer Menge von 1200 t/d oder 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 wird durch die Öffnung
15 in die Schmelzkammer 27 des Schachts 6 mit einer Fläche der Ofensohle von 20
m2 aufgegeben.
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Durch die Winddüsen 7 wird in die heterogene pneumatisch gemischte
Schmelze 3 12000 Nm³ sauerstoffhaltiges Gas mit einer Sauerstoffkonzentration von
90% eingeblasen. Dabei entsteht in der Schmelzkammer 27 Stein mit 75% Kupfergehalt,
wobei
die frei werdende wärmemenge für die autogene Keiterführung
des Schmelzprozesses der Charge ausreichend ist. Der Stein gelangt durch den kanal
18 in den Behälter 17> wo er mit Hilfe der Vorrichtung 20, di ein sauerstoffhaltiges
tas unter einem Druck von Ç atü zuführt, bis zum Rohkupfer 34 oxydiert wird, das
in die Bodenphase absinkt. Durch den Kanal 24 fließt das Rohkupfer 34 in den Behälter
23 und verläßt das Aggregat. Die bei der Oxydation des Steins entstehende Schlacke
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 für die Oxydationsgase. Die Schlacke der Schmelzkammer
27, die 10% Zink, 28% SiO2 und 1% Kupfer enthält, fließt zwischen den Zwischenwänden
26 und 30 in die Kammer 28 für die Reduktion und Verarmung der Schlacke in die pneumatisch
gemischte Schicht 29. Durch die Winddüsen 7 und mit Hilfe des Beschickungsstutzens
16 wird ins Innere des Schachts 6 in die Kammer 28 3500 Nm3/h sauerstoffhaltiges
Gas mit 90% Sauerstoffgehalt und 90 t/d oder 3,5 t/h Staubkohle geblasen.
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Das aus der Schlacke reduzierte Kupfer sinkt tropfenweise in die
Bodenphase, das Zink wird reduziert und sublimiert zu 90% in die gasförmige Phase.
In den oberen Teil der Kammer 28 wird durch die Öffnung 33 3000 Nm³/h sauerstoffhaltiges
Gas
mit 35%' Sauerstoffgehalt für die Oxydation von CO und Zn zu C02 bzw, ZnO geblasen.
Das Zinkoxyd wird als Staub mit 65-% Zinngehalt aufgefangen.
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Die Schlacke aus der Kammer 28 mit 0,3% Kupfer, 1,7% Zink und 33%
SiO2 fließt durch den Kanal 9 in den Behälter 8 und wird in Schlackentransportpfannen
für den Transport auf die Schlackenhalde abgelassen (auf den Fig. nicht abgebildet).
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Auf diese Weise wird in einem Apparat nach dem beschriebenen Prozeß
Kupfer-Zink-Rohstoff verarbeitet und dabei 98,5% Kupfer als Rohkupfer, 95% Schwefel
als reiche Abgase und 90;o Zink als Sublimat gewonnen.
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Beispiel 3.
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Eine Sulfid-i-Mickel-Charge mit 6% Feuchtigkeit, die aus Nickelkonzentrat
und Quarzflußmittel zusammengestellt ist und 9%' Nickel, 34% Eisen, 32% Schwefel,
14% 5i02 und 11% Restbestandteile enthält, wird in einer Menge von etwa 1300 t/d
oder 54 t/h kontinuierlich durch die Öffnung 15 in die heterogene, r)neumatisch
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.
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Infolge der Reaktion des Sauerstoffs mit den Sulfiden und der Kohle
wird in der Schmelze eine Temperatur von 13500C
aufrechterhalten
und bildet; sich Feinsten mit 62% Nickelgehalt, wobei das Nickel zu 97% in den Feinstein
übergeht, der aus dem Ofen mit Hilfe des Behälters 17 abgeführt wird und zusammen
mit zu 75% in den FE instein übergegangenem Kobalt zum nächsten technologischen
Arbeitsgang für die getrennte Gewinnung von Nickel und Kobalt befördert wird, Die
Schlacke mit 36% SiO2 und 0,2% Nickel wird mit Hilfe des Schlackensiphons aus dem
Ofen entfernt und kommt; auf die Halde. Die Gase, die 85% des Ausgangsschwefels
enthalten, werden zur Schwefelsäureproduktion geleitet.
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Beispiel 4.
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Bleisulfidkonzentration 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/d zusammen mit 13,0 t Kalkstein (53% CaO) und 80 t Kohle kontinuierlich durch
die Öffnung 15 im oberen Teil des Schachts 6 in die Schmelzkammer 27 aufgegeben,
deren horizontaler Querschnitt die Abmessungen 2,5 m x 8 m hat. Durch die Winddüsen
7 bläst man in die he'jCr0gene Schmelze 3 12000 Nm³ eines Gemisches aus technischem
Sauerstoff und Luft mit 70% Sauerstoffgehalt.
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In der pneumatisch gemischten Schicht der heterogenen Schmelze 3 wird
eie Temperatur der Schlacke von 12000o012200C aufrechterhalten.
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Infolge der Oxydationsprozesse der Sulfide und der Reaktion des Bleisulfids
mit dem Bleioxyd entsteht Rohblei, das
nach unten sinkt und auf
der Ofensohle 13 ansammelt und zu 96% aus Blei und 0,9% aus Kupfer besteht. Die
Schlacke 4 der Schmelzkammer 27, die 11,5% Blei, 11% Zink, 20% Eisen, 15% SiO2 und
6% CaO enthält, fließt zwischen den Zwischenwänden 26 und 30 in die Kammer 28 für
die Reduktion und Verarmung der Schlacke, Die Abgase der Schmelzkammer 27 enthalten
22% CO2, 21% CO und 27% SO2 und haben eine Temperatur von 1200°C. Nach der Staubfilterung
und Abkühlung werden sie zur Schwefelsäureproduktion geleitet.
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In die Kammer 28 für die Reduktion und Verarmung der Schlacke, deren
horizontaler Querschnitt die Abmessungen 2,5 m x 5 m hat, wird durch die Öffnung
31 kontinuierlich 80 t/d Kohle und durch die Winddüsen 7 3100 Nm³/h eines Sauerstoff-Luft-Gemisches
mit 70% Sauerstoffgehalt aufgegeben.
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Infolge der Reaktion des Sauerstoffs mit der Kohle und der Kohle und
der Reduktionsgase (22% C02 56% CO) mit der Schlakke wird Blei aus der Schlacke
zum Metall reduziert und geht in die Bodenphase über, während Zink zu 90% sublimiert,
in der gasförmigen Phase zum Oxyd oxydiert und als Staub mit 70% ZnO aufgefangen
wird.
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Aus der Kammer 28 für die Reduktion und Verarmung der Schlacke läßt
man mit Hilfe des Schlackensiphons kontinuierlich 260 t/d Raldenschlacke abfließen
mit 1% Blei, 1,7% Zink, 0,2% Kupfer, 20% SiO2, 8% CaO und 33% FeO mit einer Temperatur
von 1200...12500C.
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Das Rohblei mit einer Temperatur von 1050°C wird ebenfalls kontinuierlich
mit Hilfe des Behälters 23 für das Rohmetall abgelassen Die Gewinnung des Bleis
als Rohmetall aus der Charge beträgt 98%.
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die aus dem angeführten Material ersichtlich, wird ein prinzipiell
neues Verarbeitungsverfahren für Rohstoffe schwerer Buntmetalle vorgeschlagen -
das Schmelzen in einer Schmelze. Dieser Prozeß hat eine Reihe wesentlicher Vorteile
im Vergleich mit anderen Verfahren.Seine Produktivität ist 5...7 mal höher als die
der bekannten analogen Verfahren, der Kupfergehalt; im Stein kann 70ee75rSS bei
Verlusten mit der Schlacke nicht mehr als O,4...O,?%betragen, was wesentlich besser
ist als bei analogen Verfahren. Das erfindunäsbemäße Verfahren und der Ofen für
dessen Realisierung ermöglichen Rohmetalle unmittelbar in einer Stufe zu gewinnen
und die flüchtigen Komponenten in die gasförmige Phase zu überführen0 Das pyrometallurgische
Verarbeitungsverfahren für Rohstoffe schwerer Buntmetalle und der Ofen für dessen
Realisierung ermöglichen außerdem neben einer einfacheren und vollkommeneren Gewinnung
von Buntmetallen erheblich die Vorbereitung der Rohstoffe zum Schmelzen zu vereinfachen
und auf eine weitgehende Trocknung und Zerkleinerung zu verzichten, was bei der
Verarbeitung einer großen Menge Schüttmaterialien einen erheblichen Vorteil darstellt.
Die wesentliche Anreicherung des Windes mit Sauerstoff führt zu einem
autogenen
Schmelzprozeß oder zu einer erheblichen Verringerung des Verbrauchs an kohlenstoffhaltigen
Brennstoff und zur Gewinnung reicher schwefelhaltiger Gase bei voller Extraktion
des Schwefels9 die mit hohem ökonomischen Effekt zur Schwefelsäureproduktion geleitet
werden Der letzte Umstand trägt dazu bei9 erheblich die Umweltverschmutzung durch
fälle der metallurgischen Produktion zu verringern.
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Ökonomische Berechnungen zeigen, daß bei Einführung des Prozesses
die oben erwähnten Vorteile einen hohen ökonomischen Nutzen im Vergleich mit der
bestehenden Technologie bringen.
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L e e r s e i t e