DE2918316C2

DE2918316C2 - Verfahren zum Rösten und Chlorieren feinkörniger nichteisenmetallhaltiger Eisenerze und/oder -konzentrate

Info

Publication number: DE2918316C2
Application number: DE2918316A
Authority: DE
Inventors: Olavi August Aaltonen; Juho Kaarlo Dr.-Ing. Pori Maekinen
Original assignee: Outokumpu Oyj
Current assignee: Outokumpu Oyj
Priority date: 1978-05-11
Filing date: 1979-05-07
Publication date: 1983-10-06
Also published as: GR64863B; US4259106A; JPS54147103A; FI781493A; SE437535B; IT7948982A0; CA1125031A; ES480365A1; IT1162315B; PT69561A; JPS5733327B2; DE2918316A1; SE7904132L; MX153286A; FI64644C; FI64644B

Description

Die Erfindung betrifft ein Verfahren zum Rösten von feinkörnigen NE-Metallen, wie Zink, Blei, Kupfer, Gold und Silber enthaltenden Eisenerzen und/oder -konzentraten, insbesondere /um Rösten von Pyrit- und Pyrrhotinkonzentraten und -erzen, vorzugsweise im Schweberöstschmelzofen, sowie zum Chlorieren in einer separaten Zone zwecks Verdampfens der NE-Metalle als Metall Chloridverbindungen.

Zahlreiche sulfidische NE-Metallerze enthalten neben den 0. g. Metallmineralien sehr oft auch Eisensulfide, Pyrit oder Pyrrhotin, die sich durch aufberei- b5 tungstechnische Maßnahmen in mehr oder weniger reiner Form abtrennen lassen. Die gegenwärtig bekannten Verarbeitungsmethoden für derartige Eisensulfide basieren auf dem klassischen Totrösten mit S₂
Erzeugung oder auf ihrer thermischen Zerlegung mit Elementarschwefelgewinnung. Weisen die sulfidischen Konzentrate einen genügend hohen Reinheitsgrad auf, so kann der anfallende Röstrückstand zur Gewinnung von Eisen verwendet werden. Dieser Eisenerzanteil ist im allgemeinen von wesentlicher Bedeutung für die Wirtschaftlichkeit der Prozesse. Gelingt es nicht, diese Eisensulfide in hinreichendem Grade von Nichteisenmineralien zu befreien, wie dies oft der Fall ist, so taugt das anfallende Röstgut nicht unmittelbar als solches für die Eisengewinnung, sondern muß zur Beseitigung an sich oft wertvoller Metalle zusätzlich aufbereitet werden. Zu diesem Zweck hat man verschiedenartige Chlorierverfahren untersucht und entwickelt.

Im industriellen Maßstab einsatzfähig ist nur das sog. Kowa-Seiko-Verfahren, bei dem das Röstgut mit Calciumchlorid vermengt, pelletisiert und im Drehrohrofen m Gegenstromverfahren auf eine Temperatur von ca. 1250° C erhitzt wird, wobei die NE-Metalle in Chloridform verdampfen und aus den Gasen gewonnen werden. Die auf diese Weise gereinigten Hämatit-Pellets sind als Kochofen-Beschickungsgut geeignet. Dieses Verfahren eignet sich jedoch nur für Produkte, die auf sehr niedrigen Schwefelgehalt geröstet worden sind, und auch die zu verdampfenden Metallgehalte dürfen nur mäßig hoch (insgesamt 2,5%) sein. Einen Nachteil stellt auch der hohe Wärmeenergiebedarf beim Chlorieren und Sintern dar.

Von den im Pilot-plant-Stadium befindlichen Verfahren seien das Montedison-, das LDK- und das Outokumpu-Verfahren genannt.

Das Montedison-Verfahren ist ein 3stufiger Prozeß, bei dem zunächst Erhitzen und Endoxidation des Röstgutes erfolgen; in der zweiten Stufe wird dann der Hämatit zu Magnetit reduziert, und in der dritten Stufe erfolgt die Chlorierung mit lufthaltigem Chlorgas bei etwa 950° C, wobei durch die Oxidation des Magnetits die erforderliche Wärmeenergie freigesetzt wird. Als Reaktoren dienen in Reihe geschaltete Wirbelschichtreaktoren. Aus der Chiorierungsstufe gelangen die Gase zwecks Gewinnung der Chloride in einen Wäscher. Das anfallende feinkörnige Produkt wird pelletiert und separat gesintert. Dabei muß Öl sowohl für das Vorerhitzen als auch für das Reduzieren und das Sintern der Pellets eingesetzt werden.

Das LDK- und das Outokumpu-Verfahren basieren auf der im Schachtofen erfolgenden Chlorierung des Röstgutes mit Chlorgas. Bei ersterem Verfahren wird das Röstgut vorpelletisiert, letzteres Verfahren arbeitet unmittelbar mit dem heißen feinkörnigen Röstgut. Problematisch bei beiden Verfahren ist das genaue Auseinanderhalten der Chlorierungszone und der Erhitzungs- und Kühlungszonen sowie im industriellen Maßstab die gleichmäßige Verteilung des Chlors im Schachtofen.

Charakteristisch für alle diese Prozesse ist, daß das Rösten bei einer Temperatur unterhalb des Schmelzpunktes des Produktes erfolgt und das Chlorieren in festem Zustand mit festem CaCl₂ oder mit Chlorgas durchgeführt wird und daß die letztgenannten Stoffe in einer wesentlich über dem theoretischen Bedarf liegenden Menge eingesetzt werden müssen. Das Röstgut wird entweder, wie beim Kowa-Seiko-Prozeß, vor dem Chlorieren pelletisiert oder gesintert oder, wie beim Montedison-Prozeß, nach erfolgtem Chlorieren vor dem Eintragen in den Hochofen. Für das Trocknen. Erhitzen und Sintern ist Brennstoffzufuhr von außen

erforderlich. Nur ein Teil der im Konzentrat enthaltenen Reaktionswärme wird für den Prozeß selbst genutzt, nämlich zur Aufrechterhaltung der Rösttemperatur, und vielfach wird beim Röster auch Wärme in Form von Dampf gewonnen.

Neben dem Chlorieren wird bei der Verarbeitung gewisser Eisensulfidkonzentrate auch mit Sulfatisierung gearbeitet. Beim Sulfatisieren lassen sich aber zum Beispiel Blei und Edelmetalle nicht gewinnen, sondern diese verbleiben im Röstnickstand. Auch die im Konzentrat enthaltenen Grundstoffe Calcium und Barium werden leicht sulfatiert und binden, da unlöslich. Schwefel an das Röstgut, so daß die Qualität des Eisenerzes beeinträchtigt wird.

Der Erfindung liegt die Aufgabe zugrunde, die vorgenannten Mangel zu beseitigen und ein wärmewirtschaftlich günstiges, umweltfreundliches Verfahren zur Verarbeitung von feinkörnigen Eisenerzen und/oder -konzentraten zu für die Eisengewinnung geeignetem Eisenoxid und zu NE-Metallchloriden zu schaffen, aus denen die Wertmetalle nach an sich bekannten Verfahren gewonnen werden können.

Die Lösung dieser Aufgabe erfolgt mit den kennzeichnenden Merkmalen des Anspruchs 1. Weitere Ausgestaltungen des Verfahrens nach Anspruch 1 sind in den Unteransprüchen angegeben.

Die oben genannten Vorteile werden erreicht, indem man das feinkörnige Erz beziehungsweise Konzentrat sehr weitgehend zu einer Oxidschmelze oxidiert und diese Schmelze in einer separaten Zone einer Chlorierung unterzieht. Bei der vorliegenden Erfindung erfolgt das Rösten somit bei sehr hoher Temperatur, vorzugsweise bei über 1500⁰C, und unter so oxidativen Verhältnissen, daß eine Oxidschmelze anfällt, deren Erstarrungspunkt sich noch durch Zusatz von Calciumoxid J5 senken läßt, und die Chlorierung dieser Schmelze erfolgt in einer separaten Zone. Auf diese Weise wird die im Erz bzw. Konzentrat enthaltene Wärmeenergie wirksam für den Röstprozeß und der Wärmegehalt der Schmelze für die Chlorierung genutzt, so daß im Prinzip keine Zusatzwärme erforderlich ist. Das Chlorierungsmittel läßt sich mit der Oxidschmelze wirksam vermischen, und die Chlorierungszone zum Beispiel durch eine Gasschleuse leicht von der Röstzone isolieren. Außerdem wird eine beträchtlich geringere Menge an Chlorierungsmittel benötigt als früher.

Bei der vorliegenden Erfindung wird die in den Eisensulfiden enthaltene Wärmeenergie somit auf möglichst wirksame Weise für den Prozeß selbst genutzt. Das Rösten erfolgt vorzugsweise in Suspensionen nach dem >o bekannten Schweberöstschmelzverfahren der Fa.Outokumpu Oy bei einer Temperatur oberhalb 1500° C, wobei dann hauptsächlich Eisenoxidschmelze, ein Gemisch aus Eisen(II)- und Eisen(III)-Oxiden, entsteht, in dem sich auch die Gangartkomponenten des Erzes bzw. Konzentrats, wie zum Beispiel SiO₂, CaO, Al₃O₃ und MgO, lösen. In der Praxis bewirken die besagten Begleitkomponenten eine Senkung des Schmelzpunktes der entstehenden Oxidschmelze, und bedarfsfalls kann diese Temperatur zum Beispiel durch CaO-Zusatz reguliert werden. Zur Regulierung der Temperatur stehen bedarfsfalls folgende Möglichkeiten zur Verfugung: Vorwärmen der Verbrennungsluft, Sauerstoffanreicherung der Verbrennungsluft und/oder Einsatz fossiler Brennstoffe oder äußere Kühlung oder wärmebindende Zusätze zum einzutragenden Erz bzw. Konzentrat.

Die Gase werden gemäß normaler Schweberöstschmelzmethode in den Abwärmekessel geleitet und über Elektrofilter der SO_rVerarbeituiig in Form von Schwefelsäuregewinnung, SO^-Verflüssigung oder Elementarschwefelgewinnung zugeführt. Der Prozeß ist kontinuierlich und von gleichmäßigem Verlauf, so daß die Behandlung der Gase keine Schwierigkeiten bietet. Je nach der chemischen mineralogischen Zusammensetzung des Pyritkonzentrats reichert sich ein Teil der im Konzentrat enthaltenen NE-Metalle in den Gasen an, aus denen sie zusammen mit dem übrigen Flugstaub auskondensieren, wie zum Beispiel ein Teil der Zn- und Pb-Verbindungen, oder mit denen zusammen sie weiterwandern, wie etwa die As-Verbindungen.

Um diese in die Stäube kondensierenden Wertmetallverbindungen aus dem Schweberöstschmelzofen in ein einziges Produkt zu überführen, empfiehlt es sich, die Flugstäube zurück in den Ofen zu leiten, wodurch sie gezwungen werden, alle in die entstehende Schmelze überzugehen. Die sich nicht mit den Stäuben niederschlagenden Verbindungen, zum Beispiel As₂O₃, werden vor der Weiterbehandlung des SO₂-Gases mit H₂SO₄-Lösung aus den Gasen ausgewaschen.

Die sich im Schweberöstschmelzofen ansammelnde Oxidschmelze wird entweder kontinuierlich oder von Zeit zu Zeit in einen anderen Ofen oder in eine durch eine Gasschleuse abgetrennte Abteilung abgeführt, in den bzw. die gleichzeitig wenigstens eine zu den abzuführenden Wertmetallen äquivalente Menge schmelzflüssigen Calcium- oder sonstigen Chlorids von geringem Dampf- und Dissoziationsdruck eingetragen wird. Die Vorgänge können u. a. durch folgende Reaktionsgleichungen veranschaulicht werden:

MeO(I) + CaCl₂(I) >

CaO(I) + FeO Fe₂O₃(I) MeO-Fe₂O₃(I) + CaCl₂(I)
MeOSiO₂(I) + CaCl₂(I)

MeCl₂(g) + CaO(I)
—► CaO Fe₂O₃(I) + FeO(I)

> MeCl₂(g) + CaOFe₂O₃(I)

—> MeCl₂(g) + CaO SiO₂(I)

In den obigen Gleichungen sind die stöchiometrisehen Koeffizienten - ganze oder gebrochene Zahlen weggelassen. Das aus dem CaCl₂ freiwerdende CaO senkt den Schmelzpunkt der Oxidschmelze in einem Grade, daß die während der Chlorierung auftretenden Wärmeverluste und die zum Aufheizen eventuellen Spülgases erforderliche Wärmemenge dadurch kompensiert werden kann, da3 man die Schmelzetemperatur auf einen Wert nahe beim neuen Schmelzpunkt absinken läßt. Außerdem steigert CaO die Aktivität gewisser Metalle, zum Beispiel von Zn und Pb, indem es von diesen gebildete Ferrite und Silikate zerlegt.

Die Gleichgewichtskonstante nach dem Massenwirkungsgesetz für die Reaktion (1) lautet:

_ PMeCl₁ * ^aCa0
⁰MeO * ⁰CaCI₂

Sie steigt mit zunehmender Temperatur stark an (Tabelle 3) und ist gemäß Definition bei gleichbleibender Temperatur konstant. In der Gleichung (5) bedeutet a_x die Aktivität der Komponente χ und /?Meci₂ den Dampfdruck des betreffenden Metallchlorids.

Das bei den Chlorierungsumsetzungen aus dem CaCl₂ entstehende CaO löst sich in der Oxidschmelze, wobei seine Aktivität steil zurückgeht, was als beträchtlicher Vorteil gegenüber der in festem Zustand erfolgenden Chlorierung zu betrachten ist, bei der die Aktivität des entstehenden festen CaO den Wert Eins hat. Zwar ist in der Schmelze auch die Aktivität des MeO kleiner als Eins, jedoch ist die Situation die gleiche wie bei festem Pyritröstgut, bei dem die NE-Metalle gewöhnlich als Metallferrite, -Silikate usw. gebunden sind.

Die Schwäche der in festem Zustand mit Hilfe von CaCl₂ erfolgenden Chlorierungsprozesse besteht darin, daß sich mit ihnen in der Praxis keine Eisensulfid-Rohmaterialien verarbeiten lassen, deren Gehalt an NE-Metallen z. B. mehr als 2,5% beträgt, da das entstehende CaO den Schmelzpunkt der Röst(gut)pellets senkt und es dadurch zum Sintern der Charge kommt. Beim erfindungsgemäßen Prozeß hingegen bedeutet das Sinken des Schmelzpunktes der Charge einen Vorteil, weshalb bezüglich des NE-Metallgehaltes des als Rohmaterial dienenden Einsensulfids praktisch keine Obergrenze besteht.

Die Chloride der Metalle wie Cu, Zn, Pb, Bi, Sb, Au, Ag, As usw. verdampfen und werden dann kondensiert und nach an sich bekannten Verfahren voneinander getrennt. Auch die in der Schmelze eventuell verbleibenden Schwefelverbindungen zerfallen und verdampfen so, daß die Schmelze nach erfolgter CaCl_rBehandlung keinerlei im Hinblick auf die Eisengewinnung 3s schädliche Beimengungen in zu großen Mengen enthält. Die Schmelze kann nun entweder granuliert, zu Blöcken gegossen oder in Schmelzeform direkt der Eisengewinnung zugeführt werden. Der Prozeß eignet sich besonders gut für die Großproduktion und paßt für die verschiedenartigsten Pyrite sowohl reiner als auch unreiner Form. Da die bei der Oxidation dieser Pyrite freiwerdende Wärmeenergie im Rahmen der Prozeßführung, zum Schmelzen, wirksam genutzt und die überschüssige Wärme(energie) in Form von Dampf gewonnen wird, ist der Prozeß in seiner Gesamtheit energiewirtschaftlich vorteilhat. Der anfallende Dampf kann bei der Gewinnung eventuell erforderlichen Sauerstoffs, zum Vorwärmen von dem Prozeß zuzuführender Luft oder im Zusammenhang mit der Lösungsbehandlung der Chloride verwendet werden.

Die durch die hohe Reaktionstemperatur bedingten Ofenkühlungsprobleme lassen sich zum Beispiel durch die in der finnischen Patentanmeldung Nr. 7 53 258 dargelegte Konstruktion lösen. An den Wänden des wassergekühlten Reaktionsschachtes und des unteren Ofenteils schlägt sich ein sog. autogenes Futter nieder, das sich je nach Zusammensetzung der im Konzentrat enthaltenen Gajigart aus hochschmelzenden Eisenoxiden, Silikaten oder Aluminaten zusammensetzt. Die Gewinnung der Wertmetalle aus den Chloriden kann zum Beispiel wie beim Kowa-Seiko-Verfahren (Yasutake Okubo: »Kowa Seiko Pelletizing Chlorination Process Integral Utilization of Iron Pyrites«, Journal of Metals, March 1968, S. 63-67) oder nach irgendeiner anderen bekannten Methode erfolgen, je nach den Weiterverarbeitungsmöglichkeiten für die Wertmetalle. Das Verfahren erlaubt, erfolgt die pH-Wert-Einstellung der Chloridlösung mit Hilfe von Kalk, wobei CaCl₂ auskristallisiert werden kann, eine Chlorumwälzung.

Im folgenden wird die Erfindung unter Bezugnahme auf die Zeichnungen näher beschrieben. In den Zeichnungen zeigen

Fig. 1 und 2 das Fließbild und Grundstoffverteilungen des erfindungsgemäßen Prozesses,

Fig. 3a und 3b in detaillierter Form eine zum Arbeiten nach dem erfindungsgemäßen Verfahren dienende Anlage im Aufriß und in der Draufsicht,

Fig. 4 eine weitere zum Arbeiten nach dem erfindungsgemäßen Verfahren dienende Anlage im Aufriß und

Fig. 5 eine dritte Ausführungsform im Aufriß.

In Fig. 3 bis 5 bedeuten die Bezugszahlen: 1 Reaktionsschacht, 2 unteres Ofenteil, 3 Steigschacht, 4 Gasschleuse, 5 Chlorierungsofen, 6 Chlorierungstiegel, 7 Gassammler, 8 Chlorierungsreaktor und 9 Reduktionsofen.

Die Fig. 3, 4 und 5 zeigen somit verschiedene Ausführungsformen des erfindungsgemäßen Prozesses. In Fig. 3 erfolgt die Chlorierung kontinuierlich in einer die Fortsetzung des Schweberöstschmelzofens bildenden Chlorierungsabteilung 5, deren Gasraum durch die Gasschleuse 4 vom eigentlichen Schweberöstschmelzofen getrennt ist. In Fig. 4 erfolgt das Schmelzen kontinuierlich, die Chlorierung jedoch im Chargenbetrieb. Das Calciumchlorid und die Luft können wie in Fig. 4 auf den Boden des Chlorierungstiegels 6 geleitet werden, oder das Calciumchlorid kann vor dem Abstechen der Oxidschmelze auf den Tiegelboden gebracht werden, wobei dann Luft lediglich zum Mischen und zur Aufrechterhaltung des Sauerstoffdruckes verwendet wird. In Fig. 5 sind sämtliche Teilprozesse kontinuierlich einschließlich der in diesem Falle angefügten Reduktion der im Chlorierungsreaktor 8 gereinigten Eisenoxidschmelze zu Roheisen im Reduktionsofen 9.

Nachstehend erfolgt eine nähere Beschreibung der Erfindung an Hand von Beispielen, die im Versuchsbetrieb mit Schweberöstschmelzofen und Chlorierungsofen gewonnen wurden; die Versuchsanlage hatte eine Kapazität von ca. 1 t/h Erz oder Konzentrat. Die in den Beispielfallen verarbeiteten Pyrite unterschieden sich hauptsächlich in ihrer chemischen Zusammensetzung voneinander. In den Tabellen 1 und 2 sind die betreffenden StofTmengen und die Konzentrationswerte der wichtigsten Komponenten sowohl beim Schweberöstschmelzen als auch beim Chlorieren, bezogen auf einen Eintrag von 1 t/h Erz oder Konzentrat zusammengestellt. Die mengenmäßigen Verteilungen der Hauptkomponenten gehen aus den Blockschemen in Fig. 1 und 2 hervor.

Beispiel 1

Beispiel 1 zeigt das Verhalten stark arsen- und edelmetallhaltigen Pyritkonzentrats in dem von der Firma Outokumpu Oy entwickelten Schweberöstschmelzofen und in dem sich anschließenden Chlorierungsofen. Der im Abwärmekessel und im Elektrofilter anfallende Flugstaub wird wegen seines hohen Arsengehaltes nicht umgewälzt. Das Kontrollieren der Reaktionsschacht-Wärmebilanz erfolgt in der Hauptsache durch Sauerstoffanreicherung der Verbrennungsluft, wobei sich die Gesamtgasmenge und damit die Flugstaubmenge trotz verhältnismäßig hohen Gehalts des Konzentrats an verdampfenden Komponenten relativ nied-

righalten läßt. Die Chlorierung erfolgt in einem getrennten Chlorierofen mit schmelzflüssigem CaCl₂. Zur Oxidation des Eisens(II) und des Schwefels sowie zur Intensivierung des Verdampfens der Chloride wird in dem Maße, wie es die Wärmebilanz zuläßt, Luft in die Schmelze eingeblasen.

Aus Tabelle 1 ist ersichtlich, daß der Schwefelgehalt der Schmelze im Schweberöstschmelzofen auf 0,55%, der Arsengehalt auf 0,86% sinkt. Die chlorierte Schmelze enthält lediglich 0,06% S, 0,09% Zn, 0,03% Pb und 0,08% As und eignet sich somit ausgezeichnet zur Eisengewinnung. Der anfallende Chloridstaub, der neben den verdampften und kondensierten Chloriden auch mechanisch entstandenen, teilweise sulfatisierten Flugstaub enthält, wird mit Wasser gewaschen, und aus der anfallenden Lösung sowie dem anfallenden Rückstand werden die Wertmetalle in der Hauptsache nach hydrometallurgischen Verfahren gewonnen.

Aus dem mengenmäßigen Verteilungsschema (Fig. 1) der Hauptkomponenten geht hervor, daß 99,1% des Schwefels, 91,4% des Arsens, 41,0% des Zinks und 53,3% des Bleis bereits in der Schmelzstufe eliminiert werden können - ein beträchtlich besseres Ergebnis als bei den herkömmlichen Röstprozessen. Von den Wertmetallen gehen 86,1% des Goldes und 81,8% des Silbers in die Chloridstäube über. Insgesamt gehen in die Stäube über:

Zn	93,6
Pb	96,6
Cu	72,0
Au	93,3
Ag	91,2

Bezüglich der chlorierten Schmelze fallt besonders auf, daß sich der Schwefel auf sie nur zu 0,1%, das Arsen zu 0,8% verteilt, was darauf zurückzuführen ist, daß diese Elemente nicht nur im Schweberöstschmelzofen, sondern auch in der Chlorierungsvorrichtung wirksam eliminiert werden. Bei dem nach dem GegenstrompriR-zip arbeitenden Kowa-Seiko-Trommelofen, in welchem die Chlorierung in festem Zustand erfolgt, neigen die am heißen Ofenende (ca. 1250° C) verdampften Schwefel- und Arsenverbindungen und teilweise auch die Metallchloride dazu, sich am kalten Ofenende, wo die Temperatur des Eintrags nur etwa 500° C beträgt, niederzuschlagen. Als Folge davon kommt es zu einer Akkumulation dieser Verbindungen im Reaktor und zum Anstieg der Gehaltswerte in dem chlorierten Röstgut.

Beispiel 2

Beispiel 2 zeigt das Verhalten stark zink-, blei- und kupferhaltigen feinkörnigen Pyriterzes bei der Verarbeitung gemäß Beispiel 1. Aus Tabelle 2 geht hervor, daß die chlorierte Schmelze 0,04% S, 0,1% Zn, 0,04% Pb, 0,1% Cu und 0,06% As enthält, so daß auch sie ausgezeichnet zur Eisengewinnung geeignet ist. Der sulfatisierte Flugstaub aus dem Schweberöstschmelzofen kann zum Beispiel in einer auf der Basis von Rösten und Elektrolyse arbeitenden Zinkfabrik weiterverarbeitet werden.

Aus Fig. 2 ist ersichtlich, daß von den Wertmetallen Zn zu 98,0%

Pb zu
Cu zu

97,5% und
91,8%

in die Stäube übergehen. Die Unterschiede gegenüber Beispiel 1 sind auf die höheren Gehalte des Ofeneintrags an besagten Metallen sowie auf die höhere Temperatur zurückzuführen.

Tabelle 1

Menge
kg

fe

kg

kg Zn
kg

η
kg

Cu

Schweberöstschmelzofen

Konzentrat
Kalk
Staub
Schmelze

Chlorierungsofen

Schmelze
CaCl₂

Chloridstaub
Chlorierte Schmelze

1000 410
100

153.4 32

694.5 378

41

430 43

20,9 20,9 13,6 54,4 3,8 0,55

54,4

6944 378

48,0

67,4 15,9 23,6

687,5 362 52,7

10

4,1
5,9

1,0

0,6

2,7 3,2 2,1 0,1 0,06 0,85 2,8 0,40 0,9 0,13

3,8 0,55 5,9 0,85 2,8 0,40 0,9 0,13

1,5 2,2 5,26 7,8 2,6 3,8 0,62 0,92 0,4 0,06 0,64 0.09 0.21 0.03 0.28 0.04

ίο

Tabelle 1 (Fortsetzung)

As	%	SiO₂	%	CaO	%	1,0	Au	g/t	Ag
kg	7,0	kg	6,3	kg	100	g	18	g
70		63		10	3,3	18		33
	20,5		1,9	100		8,5
31,4	2,9	5,1	1,3	31

g/t

Cl kg

Schweberöstschmelzofen Konzentrat

Kalk

Staub

Schmelze

Chlorierungsofen Schmelze CaCl₂

Chloridstaub Chlorierte Schmelze

6,0 0,86 60,1 8,65 104,9 15,1 16,7 24 29,9

6,0 33

20 4,3

0,86 60,1 8,65 104,9 15,1 16,7 24 29,9

30,7 63.9

5,45 8,1 1,0 1,5 2,6 3,8 15,5 230 27,0 400 29.6 43.9 0,55 0,08 59,1 8,6 126,5 18,4 1,2 1,7 2,9 4,2 0.2 0.03

Tabelle 2

Menge	Fe	S	Zn	Pb	Cu
kg	kg :	k kg %	kg %	. kg %	, kg "o

Schmelze

Chlorierungsofen Schmelze CaCi₂ Chloridstaub Chlorierte Schmelze 1.2 8.5 0.85

Schweberöstschmelzofen

Konzentrat 1000 390 39 450 45 35 3,5 12

Kalk

Staub 159,1 29,0 18,2 24,0 15,1 16,7 10.5 6,7 4,2 0.8 0.50

730,5	361	49,4
730,5	361	49,4
54,0
88,1	14,8	16,8
706,0	346	49,0

3,0 0,41 18,3 2,5 5.3 0.72 7,7 1.05

3,0 0,41 18,3 2,5 5,3 0.72 7,7 1.05

1,8 2,0 17,6 20,0 5.0 5.7 7,0 7,9 0,3 0.04 OJ 0,1 0,3 0,04 0,7

Tabelle 2 (Fortsetzung)

As kg

SiO₂ kg CaO kg

Cl kg

Schweberöstschmelzofen Konzentrat Kalk

Staub Schmelze

Chlorierungsofen Schmelze CaCl₂ Chloridstaub Chlorierte Schmelze

5,0

2,2 0,8

0,8

0,5

1,4 0,11

0,11 57

4,4
52,6

52,6

5,7

2,8

7,2

6,7 120

7,6 119,1

119,1

0,67 100 4,8 16,3

16,3

	0,45	1,1	1,2	3,1	3,5	34,5	63,9
0,4	0,06	51,5	7,3	135,5	19,2	33,2	37,7
0,4					0,2	0,03

11

Tabelle 3

12

Re;ikli(in

120OK 1300K

1400K

1600K

1700K

1. 3 Cu₂O+ 3CaCl₂(D = 2 Cu₃CI₃ (g)+ 3CaO(S) 1,5 x 10"⁵ Cu₂O: 1200-1509 K (s), 1509-1500 K (1) 1,9 x 10"" 1,6 x 10"° 0,0173

2. ZnO (S) + CaCl₂ (I) = ZnCI₂ (g) + CaO (s)

3. PbO (1) +CaCl₂ (1) = PbCl₂+ CaO (S) PbCI₂: 1200-1226K(I), 1226-1800 K (g)

4. PbO (g) + CaCI₂ (1) - PbCI₂ + CaO (s)

4,1X10"" 1,9XlO"³ 6,7XlO"³

0,155

197,5

5. As₂O₃ (f) + 3 CaCl₂ (1) = 2 AsCI₃ (g) +3 CaO (S)

-14.8 0,302

70,7
ΙΟ"¹³

0,65

0,0:5
2,07

36,3 11,8

2,5XlO"¹² 5,0X10"

0,026

0,11 3,22

7,3 4,0 XlO"⁹

0,036

0,22 4,68

4,7 2 x 10"

Hierzu 5 Blatt Zeichnungen

Claims

Patentansprüche:

1. Verfahren zum Rösten feinkörniger, NE-Metalle enthaltender Eisenerze und/oder -konzenträte sowie zum Chlorieren derselben in einer separaten Zone zwecks Verdampfens der NE-Metalle als Metallchloridverbindungen, dadurch gekennzeichnet, daß das feinkörnige Erz beziehungsweise Konzentrat mit einer Temperatur von 1300 bis ι ο 1500° C oxidiert wird, unter die zwecks Verdampfens der Nichteisenmetallchloride aus der Eisenoxidschmelze ein Chloriermittel sowie Luft gemischt werden.

2. Verfahren nach Anspruch 1, dadurch gekennzeichnet, daß als Chloriermittel eine zu den abzuführenden NE-Metallen wenigstens stöchiometrische Menge Calciumchlorid eingesetzt wird, das der Oxidschmelze vorzugsweise in schmelzflüssigem Zustand zugesetzt wird.

3. Verfahren nach Anspruch 2, dadurch gekennzeichnet, daß so viel kalkhaltiger Stoff zugesetzt wird, daß dieser zusammen mit dem aus dem Chloriermittel entstehenden Calciumoxid den Schmelzpunkt der chlorierten Schmelze auf 1200 bis 1350° C senkt.

4. Verfahren nach einem der vorangehenden Ansprüche, dadurch gekennzeichnet, daß das pulverförmige Erz beziehungsweise Konzentrat so weitgehend oxidiert wird, daß der Schwefelgehalt der zu jo chlorierenden Schmelze weniger als 0,6% beträgt.

5. Verfahren nach einem der vorangehenden Ansprüche, dadurch gekennzeichnet, daß pulverförmiges Chloriermittel und Luft bei einer Temperatur von wenigstens 1500° C als Suspension in abwärtiger Richtung geführt werden, um die Suspension auf die unterhalb von ihr befindliche Oxidschmelze prallen zu lassen zu dem Zweck, die in der Suspension enthaltenen schmelzflüssigen und festen Partikeln von den Gasen und dem Flugstaub zu trennen, die nach der Seite abgeführt und danach in die Steigreaktionzone geleitet werden, während die Oxidschmelze entweder kontinuierlich oder chargenweise in eine separate Chlorierungszone geleitet wird.

6. Verfahren nach Anspruch 5, dadurch gekennzeichnet, daß der von den Abgasen abgetrennte Flugstaub zwecks Überführens der darin enthaltenen NE-Metalle in die zu chlorierende Oxidschmelze in die Suspensionsreaktionszone zurückgeleitet wird.