DE3811594C2 - - Google Patents
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Description
Die Erfindung bezieht sich auf die Buntmetallindustrie
und betrifft insbesondere Verfahren zur Verarbeitung sulfidischer
bleihaltiger oder sulfidischer blei- und zinkhaltiger
Erze und/oder Konzentrate.
Die Hauptrichtung für die Vervollkommnung der pyrometallurgischen
Produktion von schweren NE-Metallen ist die
Entwicklung von Verfahren zur Ausbringung der genannten
Metalle aus sulfidischen Rohstoffen unter Anwendung autogener Prozesse.
Zu den allgemeingültigen Vorteilen der autogenen
Prozesse gehören: eine hohe relative Leistung, eine
starke Verringerung des Volumens der technologischen Gase,
die Verwertung des Heizwertes sulfidischer Erze und Konzentrate
[das letztere ermöglicht es, die Verwendung von
externen Wärmequellen wesentlich zu reduzieren] und die Möglichkeit
einer effektiven Verarbeitung eines an NE-Metallen
relativ armen Rohstoffes. Bekannt sind verschiedene
Varianten der autogenen Prozesse. Allgemein für sie ist die
Ausnutzung der hochentwickelten Oberfläche eines sulfidischen
Materials für die Gewährleistung des autogenen Charakters
des Schmelzvorganges.
Bekannt ist ein Verfahren zur Verarbeitung sulfidischer
bleihaltiger oder sulfidischer blei- und zinkhaltiger
Erze und/oder Konzentrate, die Verbindungen von Metallen,
darunter Eisen- und Kupferverbindungen, Siliziumdioxid,
Aluminium-, Calcium- und Magnesiumoxide aufweisen, gemäß
dem man das Beschickungsgut, das sich aus den genannten sulfidischen
Materialien und einem Flußmittel zusammensetzt,
zusammen mit dem oxidischen Umlaufstaub durch eine Brennanlage
dem Schmelzen zuführt. Als Flußmittel verwendet man
ein Gemisch aus Quarzsand mit Kalkstein beziehungsweise
Kalk. Das Schmelzen des genannten Beschickungsgutes zusammen
mit dem oxidischen Umlaufstaub erfolgt in einem vertikalen
Flammenmantel im Medium eines sauerstoffhaltigen Gases
unter Bildung einer oxidischen Schmelze, die vorwiegend
Metalloxide enthält, und eines Gemisches aus oxidischem
Umlaufstaub mit den Gasen des Schmelzvorganges. Der
genannte oxidische Umlaufstaub wird von den Gasen des
Schmelzvorganges abgeschieden, und man führt diesen Staub
dem Schmelzen zurück. Es erfolgt die Reduktion der Metalloxide,
vorzugsweise des Bleioxids, zu Metallen mittels
Filtration der oxidischen Schmelze durch eine Schicht aus
festem kohlenstoffhaltigen Stoff unter Bildung von Rohblei
und einer bleiarmen zinkhaltigen Schlacke. Die genannte
Schlacke läßt man unter Bildung von bleihaltigen
Zinkdämpfen abstehen und man oxydiert die genannten bleihaltigen
Zinkdämpfe mit dem sauerstoffhaltigen Gas unter
Anfallen von grob- und feindispersen Sublimaten
[US,A,4519836].
Infolge der Verwendung in der Zusammensetzung des
Flußmittels einer schwer schmelzbaren Komponente, des Quarzsandes,
kommt es in diesem Verfahren zur Vergrößerung der
Bleimenge in dem oxidischen Umlaufstaub durch Sublimation
des Bleisulfids. Das Vorhandensein des Quarzsandes in der
Zusammensetzung des zum Einsatz kommenden Flußmittels
führt außerdem zur Herabsetzung des Reduktionsgrades des
Bleioxids an einem festen kohlenstoffhaltigen Reduktionsmittel
und demzufolge auch zur Vergrößerung des Verlustes
an Blei mit der zinkhaltigen Schlacke.
Der Erfindung liegt die Aufgabe zugrunde, im Verfahren
zur Verarbeitung sulfidischer bleihaltiger oder sulfidischer
blei- und zinkhaltiger Erze und/oder Konzentrate
die Bedingung der Schmelzführung so zu verän
dern, daß man
eine maximal mögliche Ausbringung von Blei erreicht.
Diese Aufgabe wird dadurch gelöst, daß ein Verfahren
zur Verarbeitung sulfidischer bleihaltiger oder sulfidischer
blei- und zinkhaltiger Erze und/oder Konzentrate, die Verbindungen
von Metallen, darunter von Eisen- und Kupferverbindungen,
Siliziumdioxid, Aluminium-, Calcium- und Magnesiumoxiden
aufweisen, vorgeschlagen wird, das die Zuführung
eines Beschickungsgutes, das sich aus den genannten
sulfidischen Stoffen und einem Flußmittel zusammensetzt,
zusammen mit oxidischen Umlaufstaub durch eine Brennanlage
zum Schmelzen, das Schmelzen des genannten Beschickungsgutes
zusammen mit dem oxidischen Umlaufstaub in einem vertikalen
Flammenmantel im Medium eines sauerstoffhaltigen
Gases unter Bildung einer oxidischen Schmelze, die vorwiegend
Metalloxide enthält, und eines Gemisches aus dem
oxidischen Umlaufstaub mit den Gasen des Schmelzvorganges,
die Abscheidung des genannten oxidischen Umlaufstaubs von
den Gasen des Schmelzvorganges und die Rückführung dieses
Staubs zum Schmelzen sowie die Reduktion der Metalloxide,
vorzugsweise des Bleioxids, zu Metallen mittels Filtration
der oxidischen Schmelze durch eine Schicht aus festem kohlenstoffhaltigem
Stoff unter Anfallen von Rohblei und einer
bleiarmen zinkhaltigen Schlacke, das Abstehenlassen dieser
Schlacke mit Ausscheidung der bleihaltigen Zinkdämpfe, dieser
Oxydation der genannten bleihaltigen Zinkdämpfe mit dem
sauerstoffhaltigen Gas unter Bildung von grob- und feindispersen
oxidischen Sublimaten vorsieht, wobei, erfindungsgemäß,
man als Fließmittel ein Gemisch aus Kalkstein oder
Kalk mit einem eisenhaltigen Stoff bei einem
Massenverhältnis des Calciumoxids zum Eisen im Gemisch von
0,43 bis 0,76 verwendet, wobei man das genannte Gemisch
in einer Menge von 5 bis 22%, bezogen auf die Masse des
Ausgangserzes und/oder Ausgangskonzentrates und berechnet
auf die Gesamtmenge des Calciumoxids und des Eisens in diesem
Gemisch, verwendet.
Durch Verwendung eines Flußmittels in dem erfindungsgemäßen
Verfahren, das eine leichtschmelzende Komponente,
und zwar einen eisenhaltigen Stoff aufweist, wird die Bleimenge
in dem oxydierten Umlaufstaub infolge der Verringerung
des Sublimationsgrades des Bleisulfids bedeutend vermindert.
Das letztere wird dadurch erreicht, daß die eisenhaltige
Komponente des Flußmittels beim Schmelzen ein leichtschmelzendes
Eutektikum bildet, das das Bleisulfid auflöst.
Da das Siliziumdioxid in der entscheidenden oxidischen Schmelze
außerdem durch Eisenoxids substituiert ist, die aus dem
in der vorgeschlagenen Erfindung zum Einsatz kommenden Flußmittel
übergehen, löst diese Schmelze leicht die Asche auf,
die an der Oberfläche des festen kohlenstoffhaltigen Stoffes
bei der Reduktion entsteht. Hierdurch werden die Bedingungen
des Kontaktes der oxidischen Schmelze mit dem
Kohlenstoff des Reduktionsmittels verbessert und demzufolge
wird der Reduktionsgrad des Bleioxids erhöht und sein Verlust
mit der zinkhaltigen Schlacke verringert.
Wie oben erwähnt, werden die Komponenten des Flußmittels
nämlich Kalkstein beziehungsweise Kalk und eisenhaltiger Stoff
in solchen Mengen eingesetzt, daß das Massenverhältnis des
Calciumoxids zum Eisen im Flußmittel von 0,43 bis 0,76 beträgt,
wobei die Menge des Flußmittels gleich 5 bis 22%
sein soll, bezogen auf die Menge des Ausgangserzes und/oder
des Ausgangskonzentrates und umgerechnet auf die Gesamtmenge
des Calciumoxids und des Eisens im Flußmittel.
Die Verwendung des Flußmittels in dem genannten Verhältnis
des Calciumoxids zum Eisen und in genannter Menge
bewirkt besonders günstige Bedingungen für die Entstehung
eines leichtschmelzenden Eutektikums "Eisenoxid(II)-Calciumoxid-
Eisensulfid" mit einem Schmelzpunkt von 880°C, weshalb das
Bleisulfid in die entstehende Schmelze bei einer Temperatur
übergeht, die unter der Temperatur des Beginns einer intensiven
Sublimation von Blei liegt.
Das erfindungsgemäße Verfahren ermöglicht es, die Effektivität
der Ausscheidung von Blei und Zink in der Stufe
der Reduktion an einem festen kohlenstoffhaltigen Stoff
zu erhöhen, die Menge des Bleis in dem oxydierten Umlaufstaub
zu verringern und somit die Ausbringung von Blei um
0,9 bis 1,1% im Vergleich zum bekannten Verfahren zu vergrößern.
Übersteigt die Konzentration an Kupfer in sulfidischen
Ausgangsstoffen 1 Masse%, so wird zur
Verbesserung der Qualität des herzustellenden Rohbleis,
das heißt zur Verringerung des Gehaltes an Kupfer, empfohlen,
das Schmelzen des Beschickungsgutes zusammen mit dem
oxydierten Umlaufstaub bei einem Verbrauch an sauerstoffhaltigem
Gas, umgerechnet auf Sauerstoff, durchzuführen,
der unter der stöchiometrischen Menge liefert, die für eine
vollständige Oxydation der Metalle und des sulfidischen
Schwefels im Beschickungsgut erforderlich ist, wodurch man
neben dem Rohblei und der bleiarmen zinkhaltigen Schlacke
auch einen mit Kupfer angereicherten Stein erhält.
Übersteigt die Konzentration des Kupfers in den
sulfidischen Ausgangsstoffen 1 Masse% nicht, so
ist es zweckmäßig, das Schmelzen des Beschickungsgutes zusammen
mit dem oxydierten Umlaufstaub bei einem Verbrauch
an sauerstoffhaltigen Gas durchzuführen, der nach folgender
Formel ermittelt wird:
P = A·B·K (1)
worin P - Verbrauch an sauerstoffhaltigem Gas, umgerechnet
auf Sauerstoff, Nm³/t des Beschickungsgutes, ist,
A=1,542-3,299 C k -7,972 C o -4,285 C *+28,851 C k C o+14,657 C k C *
+27,370 C o C *-88,895 C o C * C k (2)
(dabei C k + C o + C * = 1 -
die Gesamtkonzentration der saueren Oxide C k [SiO₂ und
Al₂O₃], der basischen Oxide) C o [CaO und MgO] und des Eisens
C * [umgerechnet auf FeO] im Beschickungsgut ist, wobei
die Konzentration in Massenteilen ausgedrückt sind,
B - stöchiometrischer Verbrauch an Sauerstoff des
sauerstoffhaltigen Gases, der für die vollständige Oxydation
der Metalle und des sulfidischen Schwefels im Beschickungsgut
erforderlich ist, Nm³/t des Beschickungsgutes,
ist,
worin H - die Höhe der Schmelzzone (m)
ist.
Bekannt ist, daß die spezifische Geschwindigkeit der
Reaktion oder genauer gesagt, die Konstante der Reaktionsgeschwindigkeit
vom Typ Gas-Schmelze von der Zusammensetzung
der Schmelze, darunter von solchen Komponenten, die
an der Reaktion selbst unmittelbar nicht beteiligt sind,
abhängig ist. Unter anderem ist der Einfluß der schlackenbildenden
Komponenten [CaO, MgO, Al₂O₃, SiO₂, FeO] auf die
Geschwindigkeit der Entschwefelung, unter anderem gemäß
PbS + 1,50₂ → PbO + SO₂
ZnS + 1,50₂ → ZnO + SO₂
ZnS + 1,50₂ → ZnO + SO₂
erstens auf die Abhängigkeit der Löslichkeit der Blei- und
Zinksulfide in der Schmelze und zweitens auf die Abhängigkeit
der struktur-empfindlichen Parameter der Geschwindigkeitskonstanten
heterogener Entschwefelungsreaktionen von
der Konzentration der genannten schlackenbildenden Komponenten
in der Schmelze zurückzuführen. Hierdurch weisen
die Geschwindigkeitskonstanten der Entschwefelung eine
komplizierte Abhängigkeit von der chemischen Zusammensetzung
des Ausgangsbeschickungsgutes auf. Außerdem ist bekannt,
daß der Entschwefelungsgrad, nämlich Verhältnis der Schwefelmenge
in den Gasen des Schmelzvorganges zur Schwefelmenge
im Beschickungsgut von Verweilzeit des Beschickungsgutes
in der Schmelzzone abhängig ist. Die genannte
Verweilzeit ist mit der Höhe der Schmelzzone verbunden.
Demzufolge hängt der wirklich für die Erreichung
des notwendigen Entschwefelungsgrades erforderliche Verbrauch
an Sauerstoff vom Gehalt an den genannten schlackenbildenden
Komponenten in dem zu verarbeitenden Beschickungsgut
und von der Höhe der Schmelzzone ab, wobei man unter
dem wirklich erforderlichen Verbrauch einen solchen Sauerstoffverbrauch
versteht, der es gestattet, das erforderliche
Ergebnis des Schmelzvorganges ohne Entstehung von Stein
und einer überschüssigen Menge von Eisenoxid /III/ zu erreichen.
Die Abhängigkeit gemäß Formel (1) läßt sich theoretisch
nicht berechnen. Sie wurde von uns experimentell
ermittelt.
Die Schmelzführung bei einem Versuch an sauerstoffhaltigem
Gas, der nach der Formel (1) ermittelt wird, ermöglicht
es, den erforderlichen Entschwefelungsgrad zu
erreichen, das heißt die Entwicklung einer maximal möglichen
Wärmemenge, die die besten Bedingungen für den Verlauf
der Schmelz- und Reduktionsvorgänge gewährleistet,
was letzten Endes gestattet, die Ausbringung von Blei um
0,5 bis 0,9% zu erhöhen.
In dem Fall, wenn die Konzentration an Kupfer in den
sulfidischen Ausgangsstoffen 1 Masse% übersteigt, wird es
empfohlen, das Schmelzen des Beschickungsgutes zusammen
mit dem oxidischen Umlaufstaub bei stöchiometrischem Verbrauch
an sauerstoffhaltigem Gas, umgerechnet auf Sauerstoff,
der für die vollständige Oxydation von Blei, Eisen
und Zink im Beschickungsgut erforderlich ist, und bei einem
Verbrauch an sauerstoffhaltigem Gas, umgerechnet auf Sauerstoff,
je 1 kg des sulfidischen Schwefels im Beschickungsgut,
der nach folgender Formel ermittelt wird, durchzuführen:
worin
Q - Verbrauch an sauerstoffhaltigem Gas, umgerechnet
auf Sauerstoff, je 1 kg des sulfidischen Schwefels
im Beschickungsgut (Nm³) ist,
n - Massenverhältnis des sulfidischen Schwefels zum Kupfer in oxidischer Schmelze gleich 0,65 bis 1,30 ist,
C Cu, CS - Konzentration des Kupfers und des sulfidischen Schwefels im Beschickungsgut (Masse%) ist.
n - Massenverhältnis des sulfidischen Schwefels zum Kupfer in oxidischer Schmelze gleich 0,65 bis 1,30 ist,
C Cu, CS - Konzentration des Kupfers und des sulfidischen Schwefels im Beschickungsgut (Masse%) ist.
Es
wird empfohlen, die untere Schicht des Rohbleis auf eine
Temperatur von 330 bis 900°C abzukühlen, wodurch man neben
dem Rohblei und einer bleiarmen zinkhaltigen Schlacke auch
einen mit Kupfer angereicherten Stein erhält.
Ein derartiger Verbrauch an Sauerstoff für das Schmelzen
und die Kühlung der unteren Schicht des Rohbleis auf
eine Temperatur in den genannten Bereichen erlauben es,
das Rohblei mit einem minimalen Gehalt an Kupfer und Schwefel
herzustellen.
Bei einem Verhältnis des sulfidischen Schwefels zum
Kupfer in der oxidischen Schmelze unter 0,65 wird das Kupfer
aus dem Rohblei in den Stein nicht vollständig überführt.
Bei einem Verhältnis des sulfidischen Schwefels zum
Kupfer in der oxidischen Schmelze über 1,30 entsteht ein
Überschuß an Schwefel im Rohblei, was zur Bildung von
Bleisulfiden führt. Das letztere ist nicht wünschenswert, weil
für die Entfernung von Schwefel aus dem Rohblei die Durchführung
einer speziellen Reinigung erforderlich ist.
Bei Kühlung der unteren Schicht des Rohbleis bis zu
den obengenannten Temperaturwerten sinkt die Löslichkeit
des Kupfersulfids, und im Maße der Fortbewegung der Tropfen
des Bleis nach unten verringert sich deren Gehalt an Kupfer,
die Teilchen von Stein dagegen bewegen sich
nach oben, zur Oberfläche der Trennlinie "Schlacke-Rohblei".
Da bei der Kühlung der unteren Schicht aus Rohblei das
vom Kupfer zu reinigende Blei und das aus ihm zu entfernende
Kupfer in den entgegengesetzten Richtungen sich bewegen,
wird dadurch das kontinuierliche Raffinieren des Rohbleis
vom Kupfer unter Bildung von Stein gewährleistet.
Bei der Kühlung der unteren Bleischicht auf eine Temperatur
über 900°C verschlechtert sich die Qualität der
Bleiraffination bezüglich Kupfer sehr stark. Bei der Kühlung der
unteren Schicht aus Rohblei auf eine Temperatur unter
330°C verbessert sich die Qualität der Bleiraffination
bezüglich Kupfer nicht, da dabei die allmähliche Verringerung
der Höhe des Bades des Schmelzrohbleis erfolgt, die mit
der Steigerung des Elektroenergieverbrauchs zur Unterhaltung
der erforderlichen Temperatur der Schlacke einhergeht,
es entstehen auch Schwierigkeiten, ein vom Kupfer gereinigtes
Blei herzustellen.
Aus dem Gesagten ist zu ersehen, daß es die Durchführung
des Prozesses bei einem Verbrauch an sauerstoffhaltigem
Gas, der nach der Formel (3) ermittelt wird, und bei
der Kühlung der unteren Schicht des Rohbleis ermöglicht,
die Qualität des Rohbleis zu verbessern, und letzten Endes
zur Verringerung seines Verlustes bei der anschließenden
Raffination führt.
Zur Gewährleistung eines optimalen Entschwefelungsgrades
des Beschickungsgutes, der maximal möglichen Wärmeentwicklung
in der Stufe des Schmelzens, zur Verbesserung
der Bedingungen der Oxydation des Beschickungsgutes und
der Reduktion der oxidischen Schmelze sowie zur Gewährleistung
der maximalen Ausbringung von Blei wird es empfohlen,
die Zuführung des Beschickungsgutes zusammen mit dem oxidischen
Umlaufstaub zum Schmelzen durch eine Brennanlage vorzunehmen,
deren effektiver Durchmesser des freien Abflußquerschnitts
nach folgender Formel ermittelt wird:
worin
d ∍ - effektiver Durchmesser des freien Abflußquerschnitts
der Brennanlage (m) ist,
δ - Grad der Entschwefelung, der als Verhältnis der Menge des Schwefels in den Gasen des Schmelzvorganges zur Schwefelmenge im Beschickungsgut ist,
M - Verbrauch am Beschickungsgut, kg/s,
ρ - Dichte des sauerstoffhaltigen Gases, kg/m³,
H - Höhe der Schmelzzone m ist,
τ - 0,0703 + 0,3031 δ - 0,0157 · δ² - 8,17.10-5 · δ · CCaO- - 3,64.10-3 · CSiO₂ + 1,83.10-5 · C²SiO₂+ 8,899.10-4 · CCaO + 2,768.10-3 · C²CaO, S, (5)
CS, CCaO, CSiO₂ - Konzentration des sulfidischen Schwefels, des Calciumoxids und Siliziumdioxids im Beschickungsgut (Masse%) ist.
δ - Grad der Entschwefelung, der als Verhältnis der Menge des Schwefels in den Gasen des Schmelzvorganges zur Schwefelmenge im Beschickungsgut ist,
M - Verbrauch am Beschickungsgut, kg/s,
ρ - Dichte des sauerstoffhaltigen Gases, kg/m³,
H - Höhe der Schmelzzone m ist,
τ - 0,0703 + 0,3031 δ - 0,0157 · δ² - 8,17.10-5 · δ · CCaO- - 3,64.10-3 · CSiO₂ + 1,83.10-5 · C²SiO₂+ 8,899.10-4 · CCaO + 2,768.10-3 · C²CaO, S, (5)
CS, CCaO, CSiO₂ - Konzentration des sulfidischen Schwefels, des Calciumoxids und Siliziumdioxids im Beschickungsgut (Masse%) ist.
Bei der Arbeit einer Brennanlage mit einem effektiven
Durchmesser des Abflußquerschnittes, der dem gemäß Formel (4)
berechneten Durchmesser nicht entspricht, werden unerwünschte
Effekte nachgewiesen. Bei einem effektiven Durchmesser
des Abflußquerschnittes der Brennanlage unter dem berechneten
Wert [bei einer hohen Ausströmungsgeschwindigkeit des
sulfidischen Stoffes] wird der erforderliche Entschwefelungsgrad
infolge einer kurzen Verweilzeit des Stoffes in
der Schmelzzone nicht erreicht, was zu einem erhöhten Bleianteil
in dem Stein und zur Verringerung seiner Ausbringung
zum Rohmetall und folglich zur Vergrößerung seines Verlustes
führt. Bei einem effektiven Durchmesser des Abflußquerschnittes
einer Brennanlage über den berechneten Wert
hinaus wird die Verweilzeit des Stoffes in der Schmelzzone
länger als erforderlich [bei einer Ausströmungsgeschwindigkeit
des sulfidischen Stoffes unter der erforderlichen Geschwindigkeit],
es kommt zur Überoxydation des Beschickungsgutes,
die zur Verschlechterung der Reduktionsbedingungen
des Bleioxids und entsprechend zum Verlust an Blei mit der
zinkhaltigen Schlacke führt.
Zweckmäßigerweise soll man vor der Zuführung des Beschickungsgutes
durch die Brennanlage zum Schmelzen einen
Teil des Beschickungsgutes in einer Menge von 4,5 bis 13%,
bezogen auf die Masse des Ausgangsbeschickungsgutes, bis
zu einer Teilchengröße zerkleinern, die auf das 4 bis 8fache
kleiner als die Teilchengröße des Ausgangsbeschickungsgutes
ist, wonach man diesen Teil mit dem übrigen Teil des Beschickungsgutes
vermischt.
Es wurde von uns festgestellt, daß bei der Oxydation
sulfidischer Erze und/oder Konzentrate unter Bedingungen
ihrer Erhitzung durch die Wärme, die sich bei ihrer Oxydation
entwickelt, die Vergrößerung der Geschwindigkeit
dieser heterogenen Reaktion nach der Zerkleinerung des
Stoffes um 50 bis 80% höher erscheint, als es aus dem Verhältnis
zwischen der Teilchengröße des Ausgangsbeschickungsgutes
und seiner zerkleinerten Fraktionen zu erwarten ist.
Durch eine wesentliche Vergrößerung der Oxydationsgeschwindigkeit
des teilweise zerkleinerten Beschickungsgutes im
Vergleich mit dem Ausgangsbeschickungsgut oxydiert solches
teilweise zerkleinertes Beschickungsgut im oberen Teil der
Schmelzzone vollständig, die sich bei seiner Oxydation entwickelte
Wärme wird für die Erhitzung und zum Schmelzen
der im Beschickungsgut dominierenden groben Fraktion verwendet,
wodurch die Oxydation größerer Teilchen des sulfidischen
Stoffes intensiviert und die Ausdehnung des Hochtemperaturbereiches
der Schmelzzone verlängert wird. Durch
die Vergrößerung der Ausdehnung der Hochtemperaturzone vergrößert
sich die Verweilzeit des Beschickungsgutes in derselben
auf das 2,1 bis 3,6fache und merklich steigt sowohl
die Umsetzungsgeschwindigkeit von Sulfiden mit dem Sauerstoff
der Gasphase als auch die Umsetzungsgeschwindigkeit höherer
Eisenoxide mit den Sulfiden an.
Dadurch, daß sich die Verweilzeit des Beschickungsgutes
im Hochtemperaturbereich vergrößert, steigt der Verwertungsgrad
des Sauerstoffs der Gasphase und insbesondere des
Sauerstoffes an, der zu höheren Eisenoxiden gebunden ist.
Die Senkung des Gehaltes an höheren Eisenoxiden in der hergestellten
oxidischen Schmelze führt dazu, daß bei der darauffolgenden
Reduktion dieser Schmelze der Verbrauch an
festem kohlenstoffhaltigen Stoff für die Reduktion der höheren
Eisenoxide vermindert wird.
Es wurde von uns festgestellt, daß beim Zusatz der zerkleinerten
Fraktion in einer Menge unter 4,5%, bezogen auf
die Masse des Ausgangsbeschickungsgutes, die sich entwickelte
Reaktionswärme für die Erreichung der Temperatur einer
intensivsten Oxydation des Beschickungsgutes im oberen Teil
der Schmelzzone unzureichend ist. Ähnlicherweise bei der
Verwendung als Zusatz eines Stoffes mit einem Zerkleinerungsgrad
unter 4 erscheint die Geschwindigkeit seiner Oxydation
für den Start der Oxydation der Hauptgrobfraktion des Beschickungsgutes
unzureichend hoch.
Beim Zusatz der zerkleinerten Fraktion in einer Menge
über 13%, bezogen auf die Masse des Ausgangsbeschickungsgutes,
beziehungsweise bei einem hohen Zerkleinerungsgrad
des sulfidischen Rohstoffes [Zerkleinerungsgrad über 8] beginnt
die Menge des oxydierten Umlaufstaubs bedeutend anzusteigen;
beträchtlich werden auch die Kosten für die zusätzliche
Zerkleinerung des Stoffes.
Wie aus dem Obendargelegten zu ersehen ist, wird es
durch Zerkleinerung eines Teils des Beschickungsgutes möglich,
den Koeffizienten der Sauerstoffverwendung zu vergrößern,
das heißt, die Metalle aus der sulfidischen Form
in die oxidische Form vollständiger zu überführen und dadurch
die Ausbringung von Blei in der Reduktionsstufe um
0,2 bis 0,5% zu erhöhen. Der genannte Vorgang gestattet es
außerdem, den Verbrauch an festem kohlenstoffhaltigem Stoff
zu reduzieren.
Zweckmäßigerweise soll die Oxydation der bleihaltigen
Zinkdämpfe mit dem sauerstoffhaltigen Gas, die beim
Abstehenlassen der bleiarmen zinkhaltigen Schlacke entstehen,
bei einem Druck von minus 19,6 bis plus 19,6 Pa erfolgen,
wodurch man grobdisperse oxidische Sublimate, die mit Zinkoxid
angereichert sind, und feindisperse oxidische Sublimate erhält,
die mit Bleioxid angereichert sind; die genannten feindispersen
oxidischen Sublimate sind dem Schmelzen zuzuführen.
Beim Abstehenlassen der zinkhaltigen Schlacke geht ein
Teil des Bleis und des Zinks in Dämpfe über. Bei der Oxydation
der genannten Dämpfe erfolgt eine effektive Abscheidung
von Blei und Zink in den anfallenden oxidischen Sublimaten
und zwar konzentriert sich das Zink in den grobdispersen
Sublimaten und das Blei in den feindispersen Sublimaten,
die man dem Schmelzen zuführt.
Der große Gehalt der feindispersen Sublimate an Blei,
der den Gehalt an Blei im Beschickungsgut übersteigt, bedingt
die Zweckmäßigkeit ihrer Rückführung der Stufe des
Schmelzens, was es ermöglicht, die Ausbringung von Blei
zu vergrößern.
Die Durchführung der Oxydation bleihaltiger Zinkdämpfe
bei Druckwerten außerhalb des erfindungsgemäßen Bereiches
schließt die Möglichkeit aus, die grobdispersen oxidischen
Sublimate mit Zink und die feindispersen oxidischen Sublimate
mit Blei anzureichern, und führt dadurch dazu, daß es
nicht möglich ist, die oxidischen feindispersen Sublimate
als Umlaufstoff beim Schmelzen zu verwenden.
Durch die Oxidation bleihaltiger Zinkdämpfe bei einem
Druck von minus 19,6 bis plus 19,6 Pa wird es möglich, die
Fraktionen der feindispersen Sublimate mit Blei anzureichern
und dadurch seine Ausbringung um 0,3 bis 0,4 zu vergrößern.
Das erfindungsgemäße Verfahren zur Verarbeitung sulfidischer
bleihaltiger oder sulfidischer blei- und zinkhaltiger
Erze und/oder Konzentrate, die Metallverbindungen,
darunter Eisen- und Kupferverbindungen, Siliziumdioxid,
Aluminium-, Calcium- und Magnesiumoxide aufweisen, wird wie
folgt ausgeführt.
Zur Durchführung des Verfahrens setzt man eine Schmelzanlage
["Zvetnyje metally" (Buntmetalle), Nr. 8, 1977,
A. P. Sychev "Kislorodno-elektrotermicheskaya pererabotka
svinzovykch konzentratov v agregate" (Sauerstoff-elektrothermische
Verarbeitung von Bleikonzentraten in einer Anlage
"KIVCET-CS", S. 8 bis 15] ein.
Das Beschickungsgut, das sich aus sulfidischen bleihaltigen
oder sulfidischem blei- und zinkhaltigen Erzen
und/oder Konzentraten sowie aus einem Flußmittel zusammensetzt,
wird bis zu einem Feuchtigkeitsgehalt nicht über 1
Masse% getrocknet und zusammen mit oxidischem Umlaufstaub
durch eine Brennanlage der Schmelzanlage zum Schmelzen zugeführt.
Als Flußmittel verwendet man ein Gemisch aus Kalk
beziehungsweise Kalkstein mit einem eisenhaltigen Stoff bei
einem Massenverhältnis des Calciumoxids zum Eisen im Gemisch
von 0,43 bis 0,76, dabei wird das genannte Gemisch in einer
Menge von 5 bis 22%, bezogen auf die Masse des Ausgangserzes
und/oder Ausgangskonzentrates, berechnet auf die Gesamtmenge
des Calciumoxids und Eisens in diesem Gemisch,
verwendet. Das Schmelzen des genannten Beschickungsgutes
zusammen mit dem oxidischen Umlaufstaub erfolgt in einem
vertikalen Flammenmantel im Medium eines sauerstoffhaltigen
Gases. Als sauerstoffhaltiges Gas kann, beispielsweise,
technischer Sauerstoff oder mit Sauerstoff angereicherte
Luft verwendet werden.
Bei einer Konzentration von Kupfer in den sulfidischen
Ausgangsstoffen über 1 Masse% wird es empfohlen, das Schmelzen
bei einem Verbrauch an sauerstoffhaltigem Gas, umgerechnet
auf Sauerstoff, unter der stöchiometrischen Menge zu
führen, die für die vollständige Oxydation der Metalle und
des sulfidischen Schwefels im Beschickungsgut erforderlich
ist [das heißt, daß es empfohlen wird, das Schmelzen unter
Entstehung eines mit Kupfer angereicherten Steins zu
führen]. Bei einer Konzentration des Kupfers in den sulfidischen
Ausgangsstoffen von höchstens 1 Masse% ist es
zweckmäßig, das Schmelzen ohne Entstehung von Stein bei einem
Verbrauch an sauerstoffhaltigem Gas, umgerechnet auf
Sauerstoff, zu führen, der gegenüber der stöchiometrischen
für die vollständige Oxydation der Metalle und des sulfidischen
Schwefels im Beschickungsgut erforderlichen Menge,
überschüssig ist.
Durch Schmelzen erhält man eine oxidische Schmelze,
die vorwiegend Metalloxide enthält, und ein Gemisch aus
oxidischem Umlaufstaub mit Gasen des Schmelzvorganges. Das
genannte Gemisch aus oxidischem Umlaufstaub führt man durch
ein gasableitendes Standrohr der Schmelzanlage einer Einrichtung
für die Abscheidung des oxidischen Umlaufstaubs von
den Gasen des Schmelzvorganges, beispielsweise, einem Elektrofilter
zu. Den oxidischen Umlaufstaub führt man dem Schmelzen
in der Schmelzanlage zurück.
Die hergestellte oxidische Schmelze filtriert man durch
eine Schicht aus festem kohlenstoffhaltigem Stoff, als solcher
kann, beispielsweise, Koks oder Kohle verwendet werden.
Dabei erfolgt die Reduktion der Metalloxide, vorzugsweise
von Bleioxid, zu Metallen. Hierdurch erhält man Rohblei und
eine bleiarme zinkhaltige Schlacke beziehungsweise die
gleichen Produkte und Stein, der mit Kupfer angereichert ist.
Die genannten Schmelzpro
dukte fließen in die elektrothermische
Zone der Schmelzanlage über, die eine mit der Schmelzzone
gemeinsame Herdfläche aufweist. In der genannten elektrothermischen
Zone kommt es zum Abstehenlassen der zinkhaltigen
Schlacke und zur Entstehung von Schichten: einer
unteren Schicht aus Rohblei und einer oberen Schicht aus
bleiarmer zinkhaltiger Schlacke; beim Vorhandensein von
Stein, der mit Kupfer angereichert ist, stellt der letztere
eine Zwischenschicht zwischen dem Rohblei und der Schlacke
dar. Beim Abstehenlassen der Schlacke entstehen bleihaltige
Zinkdämpfe, die zusammen mit den Gasen der elektrothermischen
Zone einer Einrichtung, beispielsweise, einer
Nachbrennkammer zwecks Oxydation der genannten Dämpfe zugeführt
werden. Der gleichen Einrichtung führt man auch das
sauerstoffhaltige Gas zu [beispielsweise, die mit Sauerstoff
angereicherte Luft]. Im Ergebnis erhält man oxidische grob-
und feindisperse Sublimate, die praktisch gleiche Mengen
des Blei- und des Zinkoxids aufweisen. Die grobdispersen
Sublimate setzen sich in der genannten Einrichtung zur Oxydation
der Dämpfe nieder. Die feindispersen Sublimate im
Gemisch mit den Gasen der elektrothermischen Zone werden zur
Abscheidung, beispielsweise, einem Schlauchfilter zugeführt.
Die grob- und feindispersen Sublimate führt man einer weiteren
Verarbeitung zur Ausbringung von Zink und Blei aus
denselben zu.
Infolge der genannten Verarbeitung sulfidischer Stoffe
erhält man Rohblei und eine bleiarme zinkhaltige Schlacke,
erforderlichenfalls auch Stein, der mit Kupfer angereichert
ist, sowie Gase des Schmelzvorganges. Das Rohblei führt man
einer feineren Raffination vom Kupfer und anderen Beimengungen
zu und die bleiarme zinkhaltige Schlacke führt man der
Ausbringung von Zink, Stein, der mit Kupfer angereichert ist,
führt man der Gewinnung von Kupfer und die Gase des Schmelzvorganges
führt man der Gewinnung von Schwefelsäure zu.
Es wird empfohlen, bei einer Konzentration des Kupfers
in dem sulfidischen Ausgangsstoff nicht über 1 Masse% das
Schmelzen bei einem Verbrauch an sauerstoffhaltigem Gas, der
nach der Formel (1) ermittelt wird, zu führen. Hierfür wird
nach dem Gehalt an Blei, Zink, Eisen, Kupfer und sulfidischem
Schwefel in dem Ausgangsbeschickungsgut der stöchiometrische
Verbrauch an Sauerstoff (B) ermittelt. Dann ermittelt
man nach der Konzentration von SiO₂, Al₂O₃, CaO,
MgO und Fe [umgerechnet auf FeO] im Beschickungsgut, indem
ihre Gesamtkonzentration für eine Einheit angenommen wird,
den Parameter A nach der Formel (2). Wenn die Höhe der
Schmelzzone H bekannt ist, so ermittelt man den Parameter K.
Nach der Ermittlung der Werte A, B und K wird nach der Formel
(1) der erforderliche Verbrauch an sauerstoffhaltigem
Gas [umgerechnet auf Sauerstoff] je Tonne des Beschickungsgutes
ermittelt, und man führt das Schmelzen bei dem genannten
Verbrauch an sauerstoffhaltigem Gas weiter durch.
Zweckmäßigerweise soll bei einer Konzentration an Kupfer
im sulfidischen Ausgangsstoff über 1 Masse% das Schmelzen
bei einem Verbrauch an sauerstoffhaltigem Gas, der nach
der Formel (3) ermittelt wird, durchgeführt und gleichzeitig
die an die Herdfläche der Schmelzanlage angrenzende
untere Schicht aus Rohblei, beispielsweise, mit Luft auf eine
Temperatur von 330 bis 900°C abgekühlt werden.
Infolge der Verarbeitung sulfidischer Stoffe bei dem
genannten Verbrauch an sauerstoffhaltigem Gas und der Kühlung
der unteren Schicht des Rohbleis erhält man neben dem
Rohblei und der bleiarmen zinkhaltigen Schlacke auch den
Stein, der mit Kupfer angereichert ist.
Zur Gewährleistung der besten Bedingungen für die
Schmelzführung wird es empfohlen, den effektiven Durchmesser
des freien Abflußquerschnitts der Brennanlage nach der
Formel (4) zu ermitteln.
Zweckmäßigerweise soll - vor der Zuführung des Beschickungsgutes
durch die Brennanlage zum Schmelzen - ein Teil des
Beschickungsgutes in einer Menge von 4,5 bis 13%, bezogen
auf die Masse des Ausgangsbeschickungsgutes, bis zu einer
Teilchengröße, die auf das 4- bis 8fache kleiner als die
Teilchengröße des Ausgangsbeschickungsgutes ist, zerkleinert
und die zerkleinerte Fraktion mit dem übriggebliebenen Teil
des Beschickungsgutes vermischt werden.
Es wird empfohlen, die bleihaltigen Zinkdämpfe, die
beim Abstehenlassen der bleiarmen zinkhaltigen Schlacke
entstehen, mit sauerstoffhaltigem Gas [technischem Sauerstoff
beziehungsweise mit Luft, die mit Sauerstoff angereichert
ist] beispielsweise in einer Nachbrennkammer bei einem Druck
von minus 19,6 bis plus 19,6 Pa zu oxydieren. Hierdurch erhält
man grobdisperse oxidische Sublimate, die mit Zinkoxid angereichert
sind, und feindisperse oxidische Sublimate, die
mit Bleioxid angereichert sind. Die genannten grobdispersen
Sublimate setzen sich in der Anlage nieder, in der die Oxydation
der Dämpfe erfolgte, sie trennen sich dabei von den
feindispersen Sublimaten, wonach es möglich ist, sie für
die weitere Ausbringung von Zink einzusetzen. Die feindispersen
Sublimate, die mit Blei angereichert sind, führt
man zum Schmelzen der Schmelzanlage zu.
Zur besseren Erläuterung der vorliegenden Erfindung
werden nachstehende Beispiele für ihre konkrete Ausführung
angeführt.
Man verarbeitet sulfidisches blei- und zinkhaltiges
Konzentrat, das 51,12 Masse% Blei, 9,11 Masse% Zink, 0,73
Masse% Kupfer, 3,61 Masse% Eisen, 16,31 Masse% sulfidischen
Schwefel, 4,48 Masse% Siliziumdioxid, 1,49 Masse% Calciumoxid,
0,68 Masse% Aluminiumoxid und 0,39 Masse% Magnesiumoxid
enthält.
Hierfür wird ein Beschickungsgut hergestellt, indem man
dem Ausgangskonzentrat ein Flußmittel zusetzt. Als Flußmittel
verwendet man ein Gemisch aus Kalkstein [56 Masse% Kalziumoxid]
mit Pyrit [42 Masse% Eisen] bei einem Masseverhältnis
des Calciumoxids zum Eisen im Gemisch gleich 0,60.
Das genannte Flußmittel setzt man in einer Menge von 5%, bezogen
auf die Masse des Ausgangskonzentrats, zu, berechnet
auf die Gesamtmenge des Calciumoxids und des Eisens im Flußmittel.
Das aus dem genannten sulfidischen Konzentrat und dem
Flußmittel zusammengesetzte Beschickungsgut trocknet man bis
zu einem Feuchtigkeitsgehalt von 1 Masse% und führt man zum
Schmelzen der Schmelzanlage zusammen mit dem oxidischen
Umlaufstaub durch eine Brennanlage zu, deren effektiver
Durchmesser des freien Abflußquerschnitts gleich 0,095 m ist.
Der Verbrauch am Beschickungsgut beträgt 1 t/h. Das Schmelzen
erfolgt in einem vertikalen Flammenmantel im Medium des
technischen Sauerstoffs (95% O₂), der dem Schmelzen in
einer
Menge von 260 Nm³ je Tonne des Beschickungsgutes zugeführt
wird. Die Höhe der Schmelzzone (H) der Schmelzanlage ist
gleich 2,0 m. Im Ergebnis erhält man eine oxidische Schmelze,
die vorwiegend Metalloxide aufweist, und ein Gemisch
aus oxidischem Umlaufstaub mit Gasen des Schmelzvorganges.
Man scheidet den genannten Staub von den Gasen des Schmelzvorganges
in einem Elektrofilter ab und führt diesen
Staub zum Schmelzen kontinuierlich zurück. Die Menge des
Umlaufstaubs, der kontinuierlich dem Schmelzen zurückgeführt
wird, beträgt 16,4 Masse%, bezogen auf die Menge des
Beschickungsgutes; der Gehalt des Staubs an Blei beträgt
61,7 Masse%.
Die oxidische Schmelze filtriert man durch eine Koksschicht,
die in einer Menge von 55 kg je Tonne des Beschickungsgutes
eingesetzt wird. Dabei werden die Metalloxide,
vorzugsweise Bleioxid, zu Metallen oxydiert.
Infolge der genannten Verarbeitung erhält man Rohblei,
in welches 93,0% Blei, bezogen auf die Masse des Bleis,
übergegangen sind, das im Ausgangskonzentrat enthalten ist,
man erhält auch eine bleiarme zinkhaltige Schlacke, in die
0,79% Blei, bezogen auf die Masse von Blei, das im Ausgangskonzentrat
enthalten ist, übergegangen sind.
Die genannten Schmelzprodukte fließen in die elektrothermische
Zone der Schmelzanlage über, in der das Abstehenlassen
der zinkhaltigen Schlacke vor sich geht. Beim Abstehenlassen
der Schlacke entstehen bleihaltige Zinkdämpfe, die
man zusammen mit den Gasen der elektrothermischen Zone der
Nachbrennungskammer zur Oxydation der genannten Dämpfe zuführt.
Der gleichen Anlage führt man auch Luft zu. Der Druck
in der Nachbrennungskammer beträgt // Pa. Hierdurch erhält
man oxidische grob- und feindisperse Sublimate, die 45
Masse% Zink und 35 Masse% Blei [6,1 Masse%, bezogen auf die
Masse des Bleis, das im Ausgangskonzentrat enthalten ist]
aufweisen.
Die Verarbeitung des in Beispiel 1 beschriebenen sulfidischen
blei- und zinkhaltigen Konzentrats erfolgt in Übereinstimmung
mit dem bekannten Verfahren (US, A, 45 19 836) in
der gleichen Schmelzanlage und unter den gleichen technologischen
Bedingungen. Dabei verwendet man ein Flußmittel, das
ein Gemisch aus Kalkstein [56 Masse% Calciumoxid] und Quarzsand
[93 Masse% Siliziumdioxid] darstellt. Das Massenverhältnis
der Gesamtmenge von SiO₂ und Al₂O₃ zum FeO im Beschickungsgut
ist gleich 0,8; das Massenverhältnis der Gesamtmenge
von CaO und MgO zum FeO im Beschickungsgut ist
gleich 0,51. Das Schmelzen erfolgt in einem vertikalen
Flammenmantel im Medium des technischen Sauerstoffs [95% O₂],
der dem Schmelzen in einer Menge von 220 Nm³ je Tonne des
Beschickungsgutes zugeführt wird. Die Menge des oxidischen
Umlaufstaubs, der kontinuierlich zum Schmelzen zurückgeführt
wird, beträgt 44,3 Masse%, bezogen auf die Menge des
Beschickungsgutes; der Gehalt des Staubs an Blei beträgt
62,1 Masse%.
Infolge der genannten Verarbeitung erhält man Rohblei,
in das 92,1% Blei übergegangen sind, bezogen auf die Masse
des Bleis, das im Ausgangskonzentrat enthalten ist. Man erhält
auch eine bleiarme zinkhaltige Schlacke, in die 0,95%
Blei übergegangen sind, bezogen auf die Masse des Bleis, das
im Ausgangskonzentrat enthalten ist. Außerdem erhält man
oxidische grob- und feindisperse Sublimate, die 45,1 Masse%
Zink und 34,3 Masse% Blei aufweisen [6,8%, bezogen auf die
Masse des Bleis, das im Ausgangskonzentrat enthalten ist].
Wie aus den angeführten Beispielen zu ersehen ist, vergrößert
sich bei der Realisierung der Verarbeitung sulfidischer
bleihaltiger Stoffe gemäß dem vorgeschlagenen Verfahren
[Beispiel 1] im Vergleich zum bekannten Verfahren
[Beispiel 2] die Ausbringung des Bleis aus den sulfidischen
Ausgangsstoffen zum Rohblei um 0,9 bis 1,1%, bezogen
auf die Masse des Bleis, das im Ausgangskonzentrat enthalten
ist. Außerdem wird die Menge des Bleis, das zum
Schmelzen zusammen mit dem oxidischen Umlaufstaub zurückgeführt
wird, um 4,8 bis 21,7% [absolut] reduziert, [berechnet
auf die Masse des Bleis, das im Ausgangskonzentrat
enthalten ist].
Man verarbeitet sulfidisches blei- und zinkhaltiges
Konzentrat, das 52,3 Masse% Blei, 8,6 Masse Zink, 1,8 Masse%
Kupfer, 3,82 Masse% Eisen, 15,97 Masse% sulfidischen
Schwefel, 4,52 Masse% Siliziumdioxid 1,28 Masse% Calciumoxid,
0,65 Masse% Aluminiumoxid und 0,26 Masse% Magnesiumoxid
enthält. Die Verarbeitung erfolgt wie in Beispiel 1.
Dabei ist das Massenverhältnis des Calciumoxids zum Eisen
im Flußmittel gleich 0,60. Das genannte Flußmittel wird in
einer Menge von 15%, bezogen auf die Masse des Ausgangskonzentrats
und berechnet auf die Gesamtmenge des Calciumoxids
und Eisens im Flußmittel, zugesetzt. Das Schmelzen erfolgt
in einem vertikalen Flammenmantel im Medium des technischen
Sauerstoffs [95% O₂], den man dem Schmelzen in einer Menge
von 242 Nm³ je Tonne des Beschickungsgutes zuführt. Die Menge
des oxidischen Umlaufstaubs, der kontinuierlich zum
Schmelzen zurückgeführt wird, beträgt 9,4 Masse%, bezogen
auf die Menge des Beschickungsgutes; der Gehalt des Staubs
an Blei beträgt 61,6 Masse%.
Infolge der genannten Verarbeitung erhält man Rohblei,
das 2,01 Masse% Kupfer enthält und in das 93,0% Blei über
gegangen sind, bezogen auf die Masse des Bleis, das im Ausgangskonzentrat
enthalten ist, ferner erhält man eine blei
arme zinkhaltige Schlacke, in die 0,81% Blei übergegangen
sind, bezogen auf die Masse des Bleis, das im Ausgangskonzentrat
enthalten ist, sowie Stein, der 20,1 Masse% Kupfer
enthält, in den 4,3% Blei übergegangen sind, bezogen auf
die Masse des Bleis, das im Ausgangskonzentrat enthalten
ist. Außerdem erhält man oxidische grob- und feindisperse
Sublimate, die 43,9 Masse% Zink und 32,4 Masse% Blei auf
weisen [1,8%, bezogen auf die Masse des Bleis, das im Ausgangskonzentrat
enthalten ist].
Man verarbeitet sulfidisches blei- und zinkhaltiges
Konzentrat, das 51,12 Masse% Blei, 9,11 Masse% Zink,
0,73 Masse%
Kupfer, 3,61 Masse% Eisen, 16,31 Masse% sulfidi
schen Schwefel, 4,48 Masse% Siliciumdioxid, 1,49 Masse%
Calciumoxid, 0,68 Masse% Aluminiumoxid und 0,39 Masse% Magnesiumoxid
enthält.
Hierfür wird ein Beschickungsgut hergestellt, indem
man dem Ausgangskonzentrat ein Flußmittel zusetzt. Als Flußmittel
verwendet man ein Gemisch aus Kalkstein [56 Masse%
Calciumoxid] mit Pyrit [42 Masse% Eisen] bei einem Massen
verhältnis des Calciumoxids zum Eisen im Gemisch gleich 0,60.
Das genannte Flußmittel setzt man in einer Menge von 5%,
bezogen auf die Masse des Ausgangskonzentrats und berechnet
auf die Gesamtmenge des Calciumoxids und Eisens im Flußmittel,
zu. Das hergestellte Beschickungsgut enthält 47,68 Masse%
Blei, 8,39 Masse% Zink, 0,67 Masse% Kupfer, 6,21 Masse%
Eisen, 18,32 Masse% sulfidischen Schwefel, 4,13 Masse%
Siliciumdioxid, 3,09 Masse% Calciumoxid, 0,63 Masse% Aluminiumoxid
und 0,36 Masse% Magnesiumoxid.
Das aus dem genannten sulfidischen Konzentrat und aus
dem Flußmittel zusammengesetzte Beschickungsgut trocknet
man bis zu einem Feuchtigkeitsgehalt von 1 Masse% und führt
es zum Schmelzen einer Schmelzanlage zusammen mit dem oxi
dischen Umlaufstaub durch eine Brennanlage zu, deren effek
tiver Durchmesser des freien Abflußquerschnitts gleich
0,095 m ist. Der Verbrauch am Beschickungsgut beträgt 1 t/h.
Das Schmelzen erfolgt in einem vertikalen Flammenmantel im
Medium des technischen Sauerstoffs [95% O₂], der in einer Menge
zugeführt wird, die nach der Formel (1) ermittelt wird.
Gefunden wurde:
C * = 0,492, C k - 0,294, C o = 0,214, A = 0,823, K = 1,483
[die Höhe der Schmelzzone der Schmelz anlage H ist gleich 2,0 m], B = 181.
Daraus beträgt der Ver brauch (P) des sauerstoffhaltigen Gases, umgerechnet auf Sauerstoff, 221 Nm³ je Tonne des Beschickungsgutes, bezie hungsweise, unter Berücksichtigung der Konzentration des Sauerstoffes im sauerstoffhaltigen Gas, beträgt der Verbrauch des letzteren 233 Nm³ je Tonne des Beschickungsgutes.
C * = 0,492, C k - 0,294, C o = 0,214, A = 0,823, K = 1,483
[die Höhe der Schmelzzone der Schmelz anlage H ist gleich 2,0 m], B = 181.
Daraus beträgt der Ver brauch (P) des sauerstoffhaltigen Gases, umgerechnet auf Sauerstoff, 221 Nm³ je Tonne des Beschickungsgutes, bezie hungsweise, unter Berücksichtigung der Konzentration des Sauerstoffes im sauerstoffhaltigen Gas, beträgt der Verbrauch des letzteren 233 Nm³ je Tonne des Beschickungsgutes.
Im Ergebnis erhält man eine oxidische Schmelze, die
vorwiegend Metalloxide enthält, und ein Gemisch aus oxidi
schem Umlaufstaub mit den Gasen des Schmelzvorganges. Man
scheidet den genannten Staub von den Gasen des Schmelzvor
ganges in einem Elektrofilter ab und führt man kontinuierlich
diesen Staub dem Schmelzen zurück. Die Menge des oxi
dischen Umlaufstaubs, der kontinuierlich dem Schmelzen zu
rückgeführt wird, beträgt 15,6 Masse%, bezogen auf die Menge
des Beschickungsgutes; der Gehalt des Staubs an Blei be
trägt 62,2 Masse%.
Die oxidische Schmelze filtriert man durch eine Schicht
aus Koks, der in einer Menge von 50 kg je Tonne des Be
schickungsgutes eingesetzt wird. Dabei werden die Metalloxi
de, vorzugsweise Bleioxid, zu Metallen reduziert.
Infolge der genannten Verarbeitung erhält man Rohblei,
in das 93,8% Blei übergegangen sind, bezogen auf die Masse
des Bleis, das im Ausgangskonzentrat enthalten ist, sowie
eine bleiarme zinkhaltige Schlacke, in die 0,43% des Bleis
übergegangen sind, bezogen auf die Masse des Bleis, das im
Ausgangskonzentrat enthalten ist.
Die genannten Schmelzprodukte fließen in die elektro
thermische Zone der Schmelzanlage über, in der das Abstehen
lassen der zinkhaltigen Schlacke erfolgt. Beim Abstehenlassen
der Schlacke entstehen bleihaltige Zinkdämpfe, die zu
sammen mit den Gasen der elektrothermischen Zone der Nach
brennkammer zur Oxydation der genannten Dämpfe zuge
führt werden. Der gleichen Kammer wird auch Luft zugeführt.
Der Druck in der Nachbrennungskammer beträgt //Pa.
Hierdurch erhält man oxidische grob- und feindisperse Sub
limate, die 45,3 Masse% Zink und 35,1 Masse% Blei aufweisen
[5,6%, bezogen auf die Masse des Bleis, das im Ausgangskonzentrat
enthalten ist].
Die Verarbeitung des in Beispiel 1 beschriebenen sulfidischen
blei- und zinkhaltigen Konzentrats erfolgt wie in
Beispiel 1. Dabei wird vor der Zuführung des Beschickungsgutes
durch Brennanlage zum Schmelzen ein Teil des Beschickungsgutes
in einer Menge von 8,8%, bezogen auf die Masse
des Ausgangsbeschickungsgutes, bis zu einer Teilchengröße
zerkleinert, die auf das 4fache kleiner als die Teilchen
größe des Ausgangsbeschickungsgutes ist, danach wird die
zerkleinerte Fraktion des Beschickungsgutes mit dem übrigen
Teil des Beschickungsgutes vermischt und dem Schmelzen
zugeführt. Die Menge des oxidischen Umlaufstaubs, der kontinuierlich
dem Schmelzen zurückgeführt wird, bezogen auf
die Menge des Beschickungsgutes, beträgt 13,3 Masse%; der
Gehalt des Staubs an Blei beträgt 62,3 Masse%.
Die oxidische Schmelze filtriert man durch eine Schicht
aus Koks, der in einer Menge von 48 kg je Tonne des Beschickungsgutes
eingesetzt wird.
Im Ergebnis der genannten Verarbeitung erhält man Roh
blei, in das 93,5% Blei übergegangen sind, bezogen auf die
Masse des Bleis, das im Ausgangskonzentrat enthalten ist,
sowie eine bleiarme zinkhaltige Schlacke, in die 0,7% Blei
übergegangen sind, bezogen auf die Masse des Bleis, das im
Ausgangskonzentrat enthalten ist. Man erhält außerdem oxidische
grob- und feindisperse Sublimate, die 45,6 Masse%
Zink und 34,7 Masse% Blei aufweisen [5,8, bezogen auf die
Masse des Bleis, das im Ausgangskonzentrat enthalten ist].
Die Verarbeitung des sulfidischen blei- und zinkhaltigen
Konzentrats, das in Beispiel 1 beschrieben ist, erfolgt
analog dem Beispiel 1. Dabei wird vor der Zuführung des Beschickungsgutes
durch die Brennanlage zum Schmelzen ein Teil
des Beschickungsgutes in einer Menge von 8,8%, bezogen auf
die Masse des Ausgangsbeschickungsgutes, bis zu einer Teilchen
größe zerkleinert, die auf das 8fache kleiner als die
Teilchengröße des Ausgangsbeschickungsgutes ist, wonach man
die zerkleinerte Fraktion des Beschickungsgutes mit dem
übrigen
Teil des Beschickungsgutes vermischt und dem
Schmelzen zugeführt. Die Menge des oxidischen Umlaufstaubs,
der kontinuierlich dem Schmelzen zurückgeführt wird, beträgt
15,3 Masse%; bezogen auf die Menge des Beschickungsgutes;
der Gehalt des Staubs an Blei beträgt 59,9 Masse%.
Die oxidische Schmelze filtriert man durch eine Schicht
aus Koks, der in einer Menge von 49 kg je Tonne des Beschickungsgutes
eingesetzt wird.
Im Ergebnis der genannten Verarbeitung erhält man Roh
blei, in das 93,6% Blei übergegangen sind, bezogen auf die
Masse des Bleis, das im Ausgangskonzentrat enthalten ist,
sowie eine bleiarme zinkhaltige Schlacke, in die 0,7% Blei
übergegangen sind, bezogen auf die Masse des Bleis, das im
Ausgangskonzentrat enthalten ist. Man erhält außerdem oxidische
grob- und feindisperse Sublimate, die 45,5 Masse% Zink
und 34,8 Masse% Blei aufweisen [5,6, bezogen auf die Masse
des Bleis, das im Ausgangskonzentrat enthalten ist].
Die Verarbeitung des in Beispiel 4 beschriebenen sulfidischen
blei- und zinkhaltigen Konzentrats erfolgt wie in
Beispiel 4. Die Menge des oxidischen Umlaufstaubs, der kontinuierlich
dem Schmelzen zurückgeführt wird, beträgt 15,6 Masse%,
bezogen auf die Menge des Beschickungsgutes; der Gehalt
des Staubs an Blei beträgt 62,2 Masse%.
Im Ergebnis der genannten Verarbeitung erhält man Roh
blei, in das 93,9% Blei übergegangen sind, bezogen auf die
Masse des Bleis, das im Ausgangskonzentrat enthalten ist,
sowie eine bleiarme zinkhaltige Schlacke, in die 0,38%
Blei übergegangen sind, bezogen auf die Masse des Bleis,
das im Ausgangskonzentrat enthalten ist.
Der Druck in der Nachbrennungskammer bei der Oxydation
mit Luft der bleihaltigen Zinkdämpfe, die beim Abstehenlassen
der zinkhaltigen Schlacke entstanden sind, beträgt
/-0,1/Pa.
Im Ergebnis erhält man oxidische grobdisperse Sublimate,
die 8,0 Masse% Blei und 34,3 Masse% Zink enthalten, in
die 1,2% Blei übergegangen sind, bezogen auf die Masse des
Bleis, das im Ausgangskonzentrat enthalten ist. Die genannten
grobdispersen Sublimate setzten sich in der Nachbrennungskammer
nieder. Man erhält außerdem oxidische feindisperse Sublimate,
die 61,2 Masse% Blei und 28,9 Masse% Zink aufweisen,
in die 4,4% Blei übergegangen sind, bezogen auf die
Masse des Bleis, das im Ausgangskonzentrat enthalten ist.
Die genannten oxidischen fein dispersen Sublimate werden an
Schlauchfiltern abgeschieden und zum Schmelzen der Schmelz
anlage zugeführt.
Claims (8)
1. Verfahren zur Verarbeitung sulfidischer bleihaltiger
oder sulfidischer blei- und zinkhaltiger Erze und/oder Konzentrate,
die Verbindungen von Metallen, darunter Eisen-
und Kupferverbindungen, Siliziumdioxid, Aluminium-, Calcium-
und Magnesiumoxide aufweisen, das vorsieht
- - Zuführung des aus den genannten sulfidischen Stoffen und aus einem Flußmittel bestehenden Beschickungsgutes zum Schmelzen zusammen mit oxidischem Umlaufstaub durch eine Brennanlage,
- - Schmelzen des genannten Beschickungsgutes zusammen mit dem oxidischen Umlaufstaub in einem vertikalen Flammenmantel im Medium eines sauerstoffhaltigen Gases unter Bildung einer oxidischen Schmelze, die vorzugsweise Metalloxide aufweist, und eines Gemisches aus dem oxidischen Umlaufstaub mit den Gasen des Schmelzvorganges,
- - Abscheidung des genannten oxidischen Umlaufstaubs aus den Gasen des Schmelzvorganges,
- - Rückführung des oxidischen Umlaufstaubs zum Schmelzen,
- - Reduktion von Metalloxiden, insbesondere des Bleioxids, zu Metallen durch Filtration der oxidischen Schmelze durch eine Schicht aus einem festen kohlenstoffhaltigen Stoff unter Bildung von Rohblei und Schlacke,
- - Abstehenlassen der genannten Schlacke unter Bildung von bleihaltigen Zinkdämpfen,
- - Oxydation der genannten bleihaltigen Zinkdämpfe mit einem sauerstoffhaltigen Gas unter Bildung von grob- und feindispersen oxidischen Sublimaten, dadurch gekennzeichnet, daß man
- - als Flußmittel ein Gemisch aus Kalkstein oder Kalk mit einem eisenhaltigen Stoff bei einem Massenverhältnis des Calciumoxids zum Eisen im Gemisch von 0,43 bis 0,76 verwendet,
- - das genannte Gemisch in einer Menge von 5 bis 22% verwendet, bezogen auf die Masse des Ausgangserzes und/oder -konzentrates und berechnet auf die Gesamtmenge des Calcium- und Eisenoxids in diesem Gemisch.
2. Verfahren nach Anspruch 1, dadurch gekennzeichnet,
daß man das Schmelzen des Beschickungsgutes
zusammen mit dem oxidischen Umlaufstaub bei
einem Verbrauch an sauerstoffhaltigem Gas, umgerechnet auf
Sauerstoff, unter der stöchiometrischen Menge, die für die
vollständige Oxydation der Metalle und des sulfidischen
Schwefels im Beschickungsgut erforderlich ist, durchführt,
wobei man dadurch neben dem Rohblei und einer bleiarmen
zinkhaltigen Schlacke auch einen mit Kupfer angereicherten
Stein erhält.
3. Verfahren nach Anspruch 1, dadurch gekennzeichnet,
daß man das Schmelzen des Beschickungsgutes
zusammen mit dem oxidischen Umlaufstaub bei einem
Verbrauch an sauerstoffhaltigem Gas durchführt, der nach
folgender Formel ermittelt wird:
P = A·B·Kworin P - Verbrauch an sauerstoffhaltigem Gas, umgerechnet
auf Sauerstoff, Nm³/t des Beschickungsgutes ist,A = 1,542-3,299 C k -7,972 C o -4,285 C * +28,851 C k C o +
14,657 C k C * + 27,370 C o C * -88,895 C o C * C k ,dabei
C k + C o + C * = l die Gesamtkonzentration der saueren Oxide
C k/SiO₂ und Al₂O₃/ sowie der basischen Oxide C o /CaO und
MgO/ und des Eisens C * /umgerechnet auf FeO/ im Beschickungsgut
ist, wobei die Konzentrationen in Masseanteilen
ausgedrückt sind.
B - stöchiometrischer Verbrauch an Sauerstoff eines
sauerstoffhaltigen Gases ist, der für die vollständige Oxydation
der Metalle und des sulfidischen Schwefels im Beschickungsgut,
Nm³/t des Beschickungsgutes, erforderlich
ist,
worin H - die Höhe der Schmelzzone (m)
ist.
4. Verfahren nach Anspruch 1, dadurch gekennzeichnet,
daß man das Schmelzen des Beschickungsgutes
zusammen mit dem oxidischen Umlaufstaub
beim stöchiometrischen Verbrauch an einem sauerstoffhaltigen
Gas, umgerechnet auf Sauerstoff, der für die vollständige
Oxydation des Bleis, Eisens und Zinks im Beschickungsgut
erforderlich ist, und bei einem Verbrauch an
dem sauerstoffhaltigen Gas, umgerechnet auf Sauerstoff, je
1 kg des sulfidischen Schwefels im Beschickungsgut durchführt,
der nach folgender Formel ermittelt wird:
worin Q - Verbrauch an sauerstoffhaltigem Gas, umgerechnet
auf Sauerstoff, je 1 kg des sulfidischen Schwefels im Beschickungsgut,
Nm₃, ist,
n - Massenverhältnis des sulfidischen Schwefels zum Kupfer
in der oxidischen Schmelze gleich 0,65 bis 1,30 ist,
C Cu C S--Konzentration des Kupfers und des sulfidischen Schwefels
im Beschickungsgut (Masse%) ist, und daß man die untere
Schicht des Rohbleis kontinuierlich auf eine Temperatur von
330 bis 900°C abkühlt, wodurch man neben dem Rohblei und
der bleiarmen zinkhaltigen Schlacke einen an Kupfer angereicherten
Stein erhält.
5. Verfahren nach Ansprüchen 1 bis 4, dadurch
gekennzeichnet, daß die Zuführung des Beschickungsgutes
zusammen mit dem oxidischen Umlaufstaub zum
Schmelzen durch eine Trennanlage erfolgt, deren effektiver
Durchmesser des freien Abflußquerschnitts nach folgender
Formel ermittelt wird:
worind ∍ - effektiver Durchmesser des freien Abflußquerschnitts
der Brennanlage m ist,
δ - Grad der Entschwefelung, der als Verhältnis der Schwefelmenge in den Gasen des Schmelzvorganges zur Schwefelmenge im Beschickungsgut ermittelt wird, ist,
M - Verbrauch am Beschickungsgut, kg/s, ist,
ρ - Dichte des sauerstoffhaltigen Gases, kg/m³ ist,
H - Höhe der Schmelzzone (m) ist
τ - 0,0703 + 0,3031 · δ - 0,0157 · δ² - 8,17.10-5 · δ CCaO- - 3,64.10-3 · C SiO₂ + 1,83.10-5 · C ²SiO₂ + 8,899.10-4 · C CaO+ + 2,768.10-3 · C ²CaO, s,
C S, C CaO, C SiO₂ - Konzentration des sulfidischen Schwefels, des Calciumoxids und Siliziumdioxids im Beschickungsgut in Masse% ist.
δ - Grad der Entschwefelung, der als Verhältnis der Schwefelmenge in den Gasen des Schmelzvorganges zur Schwefelmenge im Beschickungsgut ermittelt wird, ist,
M - Verbrauch am Beschickungsgut, kg/s, ist,
ρ - Dichte des sauerstoffhaltigen Gases, kg/m³ ist,
H - Höhe der Schmelzzone (m) ist
τ - 0,0703 + 0,3031 · δ - 0,0157 · δ² - 8,17.10-5 · δ CCaO- - 3,64.10-3 · C SiO₂ + 1,83.10-5 · C ²SiO₂ + 8,899.10-4 · C CaO+ + 2,768.10-3 · C ²CaO, s,
C S, C CaO, C SiO₂ - Konzentration des sulfidischen Schwefels, des Calciumoxids und Siliziumdioxids im Beschickungsgut in Masse% ist.
6. Verfahren nach Ansprüchen 1 bis 5, dadurch gekennzeichnet,
daß man vor der Zuführung des
Beschickungsgutes durch die Brennanlage zum Schmelzen einen
Teil des Beschickungsgutes in einer Menge von 4,5 bis 13%,
bezogen auf die Masse des Beschickungsgutes, bis zu einer
Teilchengröße, die auf das 4 bis 8fache kleiner als die
der Teilchengröße des Ausgangsbeschickungsgutes ist, zerkleinert,
wonach man diesen Teil mit dem übrigen Teil des
Beschickungsgutes vermischt.
7. Verfahren nach Ansprüchen 1 bis 6, dadurch gekennzeichnet,
daß
- - die Oxydation der bleihaltigen Zinkdämpfe mit einem sauerstoffhaltigen Gas bei einem Druck von minus 19,6 bis plus 19,6 Pa erfolgt, wodurch man grobdisperse mit Zinkoxid angereicherte oxidische und feindisperse mit Zinkoxid angereicherte oxidische Sublimate erhält,
- - die genannten feindispersen oxidischen Sublimate dem Schmelzen zuführt.
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Cited By (1)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| DE4133470C2 (de) * | 1990-10-09 | 2000-10-26 | Sumitomo Metal Mining Co | Trockenverfahren zum Raffinieren von Zinksulfid-Konzentraten |
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|---|---|---|---|---|
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| KZ9B (de) * | 1992-12-09 | 1993-12-10 | Vostoch Ni Gorno Metall Inst | |
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| ES2083923B1 (es) * | 1994-07-22 | 1996-12-16 | Tresols Tratamiento De Residuo | Procedimiento de tratamiento de inertizacion e cenizas procedentes deresiduos solidos y otros materiales sometidos a procesos termicos. |
| WO2008002114A1 (fr) * | 2006-12-20 | 2008-01-03 | State Affiliate 'the Eastern Mining And Metallurgical Research Institute For Non-Ferrous Metals' Republic State Affiliate 'national Enterprise Of Complex Processing For Mineral And Raw Material Of The | Procédé de transformation de matériaux contenant du plomb |
| CN102312107A (zh) * | 2011-08-30 | 2012-01-11 | 北京矿冶研究总院 | 一种卡林型金矿的冶炼方法 |
| CN105838902B (zh) * | 2016-04-01 | 2017-12-15 | 北京工业大学 | 一种基于自蔓延反应处理硫化铅精矿的方法 |
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| US4164416A (en) * | 1976-12-20 | 1979-08-14 | Rockwell International Corporation | Metal recovery process |
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| US4519836A (en) * | 1983-07-20 | 1985-05-28 | Vsesojuzny Nauchno-Issledovatelsky Institut Tsvetnoi Metallurgii | Method of processing lead sulphide or lead-zinc sulphide ores, or sulphide concentrates, or mixtures thereof |
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-
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Cited By (1)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| DE4133470C2 (de) * | 1990-10-09 | 2000-10-26 | Sumitomo Metal Mining Co | Trockenverfahren zum Raffinieren von Zinksulfid-Konzentraten |
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| YU46257B (sh) | 1993-05-28 |
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