Die Erfindung betrifft ein Verfahren, welches zum
Raffinieren oder Schmelzen von Zinksulfid-Konzentraten eingesetzt
wird.
Die zum Erhalten von Zinkmetall aus Zinksulfid-Konzentraten
verwendeten Verfahren unterteilt man grob in die
hydrometallurgischen Verfahren und die pyrometallurgischen
Verfahren.
Sowohl bei den hydrometallurgischen als auch den
pyrometallurgischen Verfahren zum Raffinieren von Zink werden die
als Haupt-Rohstoffe vorliegenden Zinksulfid-Konzentrate
zunächst geröstet, um Zinkoxid zu bilden. Bei den
hydrometallurgischen Verfahren wird im Anschluß an das Rösten das
Zink durch saure Laugung oder durch elektrolytische
Rückgewinnungsverfahren gewonnen. Beim pyrometallurgischen
Verfahren wird das Zinkoxid nach dem Rösten zusammen mit Koks
und dergleichen in einen Ofen eingebracht, und das Zink
wird durch Reduktion und Verdampfung zurückgewonnen.
In der Praxis wird derzeit lediglich das elektrolytische
Raffinieren in Verbindung mit dem hydrometallurgischen
Verfahren eingesetzt. Bei der Elektroraffination wird das
durch Rösten des Sulfiderzes erhaltene geröstete Erz in
schwefeliger Säure gelöst, um eine Zinksulfat-Lösung zu
erhalten, und dann wird nach dem Entfernen von Eisen und
dergleichen durch Reinigen der Lösung das Elektrolytzink durch
Elektrolyse gewonnen und in einen Elektroofen geschmolzen,
um Zinkmetall zu gewinnen. Da bei diesem Verfahren jedoch
ein möglichst behutsames Rösten stattfinden muß, wird im
allgemeinen ein Wirbelschichtröstofen eingesetzt. Aus
diesem Grund kann man jedoch nicht ein Zink-Konzentrat mit
hohem Bleianteil verwenden, da solche Zinkkonzentrate zur
Klumpenbildung neigen, so daß. Briketts gebildet werden.
Wenn außerdem das erhaltene Zinkoxid gelaugt wird, werden
auch Verunreinigungen wie Kupfer, Cobalt, Nickel, Cadmium
und dergleichen ausgelaugt. Deshalb müssen diese
Verunreinigungen vor der elektrolytischen Gewinnung des Zinks
beseitigt werden.
Pyrometallurgische Verfahren umfassen ein
Horizontal-Destillationsverfahren, ein Vertikal-Destillationsverfahren,
ein elektrothermisches Destillationsverfahren und ein ISP-
Verfahren (Imperial-Smelting-Verfahren).
Bei dem Horizontal-Destillationsverfahren werden geröstetes
Erz und 40 bis 60 Gew.-% Kohle für die Reduktion gemischt,
und dieses Gemisch wird in eine Horizontalretorte
eingebracht, die von außen beheizt wird. Das Zink wird reduziert
und verdampft, um anschließend in einem Kondensator zu
kondensieren. Das Horizontal-Destillationsverfahren ist ein
Chargen-Verfahren und daher äußerst arbeitsintensiv. Ferner
ist die Arbeitsumgebung schlecht, und da dieses Verfahren
außerdem sehr wenig Vorteile hinsichtlich einer Groß- oder
Massenproduktion bietet, wird es seit den späten 70ziger
Jahren nur selten angewendet.
Beim Vertikal-Destillationsprozeß werden das geröstete Erz
und dergleichen mit zerstäubter Kohle und pulverförmigem
Koks gemeinsam geknetet, um Briketts zu bilden, die dann in
einem Verkokungsofen zur Verkokung erhitzt werden. Die sich
ergebenden Briketts werden in einer Vertikal-Retorte
erhitzt, der von außen her Wärme zugeführt wird. Die Retorte
wird kontinuierlich beschickt und erwärmt, so daß das Zink
aus den Briketts reduziert und verdampft und anschließend
in einem im oberen Abschnitt der Retorte befindlichen
Kondensator kondensiert wird. Das
Vertikal-Destillationsverfahren macht von dem gleichen Prinzipen Gebrauch, wie das
Horizontal-Destillationsverfahren. Während jedoch letzteres
den Nachteil geringer Produktivität besitzt, liefert das
Vertikal-Destillationsverfahren in dieser Hinsicht gute
Ergebnisse. Weil bei diesem Verfahren jedoch ein Vertikalofen
mit externer Beheizung eingesetzt wird, ist die maximale
Kapazität des Ofens auf 200 bis 300 Tonnen Zink pro Monat
begrenzt. Das Verfahren ist im hohem Maße kompliziert.
Außerdem ist es für dieses Verfahren notwendig, Kupfer und
Blei enthaltende Brikettstücke oder Schlacken zu
verarbeiten, die in dem Ofen entstehen, so daß dieses Verfahren
derzeit nicht mehr zum Raffinieren von Zink eingesetzt
wird.
Bei dem elektrothermischen Destillationsverfahren wird das
geröstete Erz mit pulverisiertem Koks gemischt, und
gesintert, um gesintertes Erz zu bilden. Dieses gesinterte Erz
wird in einen Zylinderofen eingebracht, und vertikalen
Elektroden innerhalb das Ofens wird Leistung zugeführt, um
den gemischten Rohstoff einer Widerstandsbeheizung zu
unterziehen, bei welcher der Rohstoff selbst als Widerstand
dient, wodurch das Erz reduziert und destilliert wird. Die
Produktionskapazität der elektrothermischen Destillation
beträgt 1000 bis 3000 Tonnen Zink pro Monat, was mehr ist,
als bei den oben beschriebenen zwei Verfahren. Allerdings
gestaltet sich das Vorverfahren zur Bildung von Brocken aus
gesintertem Material, mit denen der Ofen beschickt wird,
sehr zeitraubend. Da ein elektrisch beheizter Ofen
verwendet wird, ergibt sich der Nachteil, daß sich eine Grenze
der Reduktion durch den Verbrauch elektrischer Leistung
ergibt. Deshalb gelangt das Verfahren in solchen Gebieten, in
denen elektrischer Strom teuer ist, kaum zum Einsatz.
Bei dem ISP-Verfahren umfaßt die Vorverarbeitung das
Mischen des Sulfid-Konzentrats mit einem geeigneten Anteil
eines Lösungsmittels, das Bilden eines gesinterten Oxids
und das Beseitigen des Schwefels, um Stücke aus
Sintermaterial zu erhalten. Dieses Sintermaterial wird mit Koks
gemischt und in einen Hochofen eingebracht, anschließend in
dem Hochofen erhitzt und reduziert, so daß das Zink
verdampft. Durch den Zinkdampf spritzt geschmolzenes Blei,
wobei das Zink eingefangen wird und eine Blei-Zink-Legierung
entsteht. Diese Legierung wird dann abgekühlt, und die
Zink- und Bleilösung wird dann separiert, wobei die
unterschiedliche Löslichkeit des Zinks ausgenutzt wird, und bei
Bedarf wird das Material rektifiziert, um Zinkmetall zu
erhalten. Die Besonderheit bei dem ISP-Verfahren besteht in
dem gleichzeitigen Schmelzen des Zinks und des Bleis, und
dieses Verfahren ist das derzeit hauptsächlich angewendete
pyrometallurgische Verfahren.
Unter den pyrometallurgischen Verfahren hat sich das ISP-
Verfahren am meisten verbreitet, da die Produktivität des
ISP-Verfahrens hoch ist, das Verfahren gleichzeitig Zink
und Blei erschmilzt, und die zulässige Menge von
Verunreinigungen hoch ist.
Beim ISP-Verfahren werden Zinksulfid-Konzentrate geröstet
oder zusammen mit Bleikonzentraten oder bleihaltigen
Zinkkonzentraten gesintert, um gesintertes Erz mit angemessener
Festigkeit zu erhalten. Für das ISP-Verfahren wurde eine
Technologie entwickelt und angewendet, durch welche selbst
in einer Atmosphäre, die reich an Kohlendioxidgas ist und
zur Rückoxidierung neigt, das den Zinkdampf enthaltende Gas
bei einer hohen Temperatur von 1000°C oder mehr zum
Kondensieren von Zink in einem Spritzkondensator für flüssiges
Blei verarbeitet werden kann. Dementsprechend erhöht sich
das Produktionsvolumen für einen Ofen auf einen so hohen
Wert wie 6000 bis 10000 Tonnen Zink pro Monat.
Von dem ISP-Verfahren kann man tatsächlich sagen, daß es
viele Vorteile hinsichtlich Produktivität,
Wärmewirkungsgrad und Rohstoffhandhabung aufweist, um jedoch die
gesinterten Brocken zur Beschickung des Hochofens zu erhalten,
ist es unmöglich, das wiederholte Rezirkulieren von Pulver
bei den Röst- und Sinterverfahren entsprechend etwa dem
vierfachen des Erzes, zu vermeiden. Weiterhin erfordert die
Durchführung der Röst- und Sinterverfahren Sachkunde. Der
Hochofen erfordert teuren Stückkoks.
Wenn die Rösttemperatur beträchtlich höher eingestellt
wird, um die Oxidation bei der Beseitigung von Schwefel im
Zuge der Vorbehandlung des ISP-Verfahrens zu fördern,
verflüssigt sich ein Teil des Rohstoffs, schmilzt zusammen und
haftet an Teilen der Röstanlage, so daß ein Austragen des
gerösteten Materials aus der Anlage schwierig wird. Im
schlimmsten Fall muß man den gesamten Prozeß unterbrechen.
Weiterhin erfolgt eine Kohäsion von Partikeln, da ein Teil
des Rohstoffs schmilzt, und der Oberflächenbereich der
reagierenden Partikel nimmt in seiner Größe ab, so daß die.
Rösttemperatur auf unter 1100°C herabgesetzt werden muß,
wodurch wiederum die Geschwindigkeit bei der Beseitigung
des Schwefels abnimmt. Selbst bei einer Rösttemperatur von
1100°C oder darunter muß eine äquivalente Menge von etwa
dem Vierfachen des in die Röstanlage eingebrachten
Rohstoffs normalerweise als wieder anfallendes Pulver
rezirkuliert werden, um ein Zusammenhängen der Teilchen zu
vermeiden. Außerdem ergibt sich das Problem, daß, wenn die
Rösttemperatur abgesenkt wird, die effektive Nutzung der bei
der Entschwefelungsreaktion produzierten Oxidationswärme
nicht realisierbar ist.
Ein Bericht über eine Oxidations-Reaktion für Zinksulfid
findet sich in "Metallurgical Transactions B, Volume 21B;
October 1990, Seiten 867 bis 872". Bei diesem Verfahren
wird zunächst das ZnS in Schlacke eingebettet und reagiert
mit dem FeO in der Schlacke. In die Schlacke wird dann eine
Sauerstofflanze eingebracht. Als Ergebnis erfolgt innerhalb
der Schlacke eine Reaktion zwischen ZnS und O2. Mithin
unterscheidet sich die Reaktion nach diesem Bericht von einer
Reaktion, wie sie in einem für die Massenproduktion
dienenden Reaktionsofen stattfindet, in den Zinksulfid und O2 von
oberhalb des Schlackebads zugeführt werden.
Die Druckschrift DE-PS 38 11 594 beschreibt ein Verfahren zum Verarbeiten
sulfidischer bleihaltiger oder sulfidischer blei- und zinkhaltiger Erze oder Konzentrate, in
dem das aus den genannten sulfidischen Stoffen und einem Flußmittel bestehende
Beschickungsgut zusammen mit oxidischem Umlaufstaub einer Brennanlage zugeführt
wird, das Beschickungsgut unter Bildung einer oxidischen Schmelze geschmolzen
wird, der oxidische Umlaufstaub zurückgeführt wird; die Metalloxide, insbesondere
das Bleioxid, durch Filtration der oxidischen Schmelze durch eine Schicht aus einem
festen kohlenstoffhaltigen Stoff zu Metallen, insbesondere Rohblei, reduziert werden
und eine Schlacke verbleibt, die Schlacke unter Bildung von bleihaltigen Zinkdämpfen
stehengelassen wird und die Dämpfe unter Bildung von oxidischen Sublimaten oxidiert
werden, worin als Flußmittel ein Gemisch aus Kalkstein oder Kalk mit einem
eisenhaltigen Stoff in einem bestimmten Verhältnis der Komponenten verwendet wird und
dieses Gemisch in einer bestimmten Menge verwendet wird, bezogen auf die
Ausgangserze. Die Druckschrift DE-PS 38 04 809 beschreibt ein Verfahren zur
Verarbeitung bleihaltiger Sulfidstoffe durch Schmelzen eines Gemischs aus bleihaltigen
Sulfidstoffen und Flußmittel im Flammenmantel eines sauerstoffhaltigen Gases,
Überführen der Metalle in ihre Oxide und Reduktion der Metalloxide in der Schmelze durch
Filtration der oxidischen Schmelze durch eine Schicht aus einem festen
kohlenstoffhaltigen Stoff zu Metallen und einer Schlacke, worin die Reduktion der Metalloxide
unter Durchleiten eines Inertgases durch die Schicht der reduzierten Schmelze
durchgeführt wird. Die Druckschrift DE-PS 34 15 813 beschreibt ein kontinuierliches
Verfahren zum Erschmelzen von Blei, worin ein gemischtes Beschickungsgut mit Hilfe
von sauerstoffangereicherter Luft oder O2 in eine eine Bleischmelze enthaltende
Schmelzzone mit einer Temperatur ≥ 1.000°C eingeblasen wird und das
geschmolzene Rohblei und die gebildete Schlacke in einen getrennten Ofen mit einer
Reduktionszone überführt werden, wobei die Schlacke mit einem Reduktionsmittel in Verbindung
gebracht wird, wodurch die bleihaltigen Verbindungen in der Schlacke reduziert
werden und das gebildete Blei mit dem Rohblei vereinigt wird.
Der Erfindung liegt die Aufgabe zugrunde, in Anbetracht der
den herkömmlichen Verfahren anhaftenden Nachteile ein
Entschwefelungsverfahren mit hoher Entschwefelungsrate und
gutem Wärmewirkungsgrad anzugeben.
Ferner soll durch die Erfindung ein pyrometallurgisches
Raffinations-Verfahren angegeben werden, welches in der
Lage ist, metallisches Zink und/oder metallisches Blei bei
geringen Kosten rückzugewinnen, ohne daß dabei, wie beim
ISP-Verfahren, ein Röstverfahren oder ein Sinterverfahren
für das Zinkkonzentrat angewendet werden muß.
Diese Aufgabe wird durch die Erfindung gelöst, indem ein pyrometallurgisches Raffinierverfahren zum Erhalten von Zink und/oder Blei aus
einem Sulfidkonzentrat geschaffen wird, welches mindestens einen aus folgender
Gruppe ausgewählten Stoff enthält: Zinksulfid, Bleisulfid und Eisensulfid; umfassend
einen Oxidations- und einen Reduktionsschritt;
- wobei der Oxidationsschritt die Teilschritte enthält, gemäß denen eine Eisen-
Silicat-Schlacke oder kalkhaltige Eisen-Silicat-Schlacke in einem Oxidationsofen
gebildet oder dem Ofen zugeführt werden;
- mindestens ein Material aus der Gruppe Industriesauerstoff, mit Sauerstoff
angereicherte Luft, und Luft zusammen mit dem Sulfidkonzentrat und die nicht-
brennbaren Materialien sowie Flußmittel in die Schlacke geblasen werden, um
eine Reaktion zu veranlassen;
- so daß der Hauptteil des Zinks und ein Teil des Bleis in dem Sulfidkonzentrat und
die nicht-brennbaren Materialien bei einer Temperatur von 1150°C bis 1300°C in
der Schlacke gelöst werden, die enthält:
Fe und SiO2 mit einem Fe/SiO2-Verhältnis von 0,70 bis 1,46;
CaO mit einem Anteil von 15 Gew.-% oder weniger;
Zn im Bereich von 15 bis 25 Gew.-%;
S im Bereich von 0,5 bis 3 Gew.-%; und
einen Stein und/oder Metall, gebildet in einem Teil des Bleis in dem
Rohmaterial; und
- der Reduktionsschritt die Teilschritte enthält: Durchblasen eines aus der Gruppe
Schweröl, Kohlepulver und pulverisierter Koks ausgewählten Reduktionsmittels
durch die im Oxidationsschritt erhaltene Schlacke, so daß das Zink und das Blei in
der Schlacke verdampfen und kondensiert werden, um geschmolzenes Zink und
geschmolzenes Blei zu gewinnen.
Die vorliegende Erfindung schafft also ein
Entschwefelungs-Schmelzverfahren für Zinksulfid-Konzentrate,
bei dem ein hauptsächlich aus Zinksulfiden
bestehendes Rohmaterial und ein Flußmittel zusammen mit
einem Stoff zum Reagieren gebracht werden, welcher aus der
Gruppe Industriesauerstoff, mit Sauerstoff angereicherter
Luft und Luft ausgewählt wird; ein Teil des Zinks in dem
Rohmaterial wird als Rauch oder Staub gewonnen, wobei es
sich hauptsächlich um ein oxidiertes Zink handelt. Der Rest
des Zinks wird als Schlacke geschmolzenen Zinks
rückgewonnen. Die geschmolzene Schlacke wird auf einer Temperatur
von 1200°C oder darüber gehalten. Der Schwefelanteil macht
bis zu 0,3 bis 15 Gew.-% der Schlacke aus, die Eisenoxide
(FeO, Fe3O4) und Kieselerde (SiO2) enthält.
In der geschmolzenen Schlacke, die Eisenoxide, Zinkoxide
usw. enthält, gebildet durch die Entschwefelungsreaktion,
und die außerdem Mineralanteile aus Gestein, beispielsweise
SiO2, enthält, sind die Wärmeübergangsrate und die
Materialübergangsrate, insbesondere die Sauerstoffübergangsrate,
extrem schnell, und man erhält eine Entschwefelungsrate,
die höher ist als diejenige beim Rösten. Weiterhin läßt
sich durch Einstellen der Menge an Sauerstoff und/oder der
Menge an zugegebenem Flußmittel zu dem Rohmaterial das
Verteilungsverhältnis von Zinkrauch und Schlacke in dem
Rohmaterial beim erfindungsgemäßen
Entschwefelungs-Schmelzverfahren einstellen. Dann können 5 bis 95 Gew.-% Zink des
Rohmaterials in Form von Zinkrauch, der Rest als
geschmolzene Schlacke, rückgewonnen werden.
Wenn das gewonnene Zink hauptsächlich in der geschmolzenen
Schlacke vorliegt, sind ein Oxidationsverfahren und ein
Reduktionsverfahren erforderlich, um aus einem
Sulfidkonzentrat, welches mindestens einen Stoff aus der Gruppe
Zinksulfid, Bleisulfid und Eisensulfid enthält, entweder Zink
oder Blei, oder beides, zu erhalten.
Beim Oxidationsverfahren wird in einem Oxidationsofen
Eisen-Silicat-Schlacke oder eine kalkhaltige Eisen-Silicat-
Schlacke gebildet, oder es wird eine solche Schlacke in den
Ofen eingegeben. Mindestens ein Stoff der Gruppe
Industriesauerstoff, mit Sauerstoff angereicherte Luft und Luft wird
in die das Sulfidkonzentrat, die nicht-brennbaren
Materialien und das Flußmittel enthaltende Schlacke geblasen, so
daß eine Reaktion stattfindet. Als Resultat werden der
Hauptanteil des Zinks und ein Teil des Bleis in dem
Sulfidkonzentrat und in den nicht-brennbaren Stoffen bei einer
Temperatur von 1050°C bis 1300°C in der Schlacke gelöst,
die Fe und SiO2 mit einem Fe/SiO2-Verhältnis von 0,70 bis
1,46, CaO von 15 Gew.-% oder weniger; Zn im Bereich von 15
bis 25 Gew.-%; S im Bereich von 0,5 bis 3 Gew.-% enthält,
wobei Metall und/oder ein Stein aus einem Teil des Bleis in
dem Rohmaterial gebildet wird.
Beim Reduktionsverfahren wird ein Reduktionsmittel, wie
z. B. schweres Öl, pulverisierte Kohle, zerstäuberter Koks
oder dergleichen durch die aus dem Oxidationsprozeß
erhaltene Schlacke geblasen, und das Zink sowie das Blei in der
Schlacke werden verdampft und dann kondensiert, um
geschmolzenes Zink und geschmolzenes Blei zu erhalten.
Im folgenden werden Ausführungsbeispiele der Erfindung
anhand der Zeichnung näher erläutert. Es zeigen:
Fig. 1 eine graphische Darstellung der Beziehung zwischen
den Anteilen von Fe3O4 und S in der nach dem
erfindungsgemäßen Verfahren hergestellten Schlacke,
Fig. 2 eine schematische Schnittansicht eines Pilot-
Schmelzofens, der für ein autogenes
Schmelzverfahren gemäß einer Ausführungsform der Erfindung
verwendet wird,
Fig. 3 eine schematische Schnittansicht eines Pilot-
Schmelzofens, der bei einem Bad-Schmelzverfahren
gemäß einer weiteren Ausführungsform der Erfindung
eingesetzt wird,
Fig. 4 eine schematische Schnittansicht eines Pilot-
Schmelzofens gemäß einer weiteren Ausführungsform
der Erfindung, und
Fig. 5 eine schematische Schnittansicht eines Pilot-
Schmelzofens in einer noch weiteren Ausführungsform
der Erfindung.
Zur Beseitigung der oben angesprochenen Probleme werden bei
dem erfindungsgemäßen Entschwefelungs-Schmelzverfahren das
Rohmaterial, welches hauptsächlich aus Zinksulfiden
besteht, und ein Flußmittel zum Reagieren gebracht, mit
irgendeinem aus der folgenden Gruppe von Stoffen:
Industriessauerstoff, mit Sauerstoff angereicherte Luft und Luft. Ein
Teil des Zinks in dem Rohmaterial wird als Rauch
rückgewonnen, bei dem es sich hauptsächlich um oxidiertes Zink
handelt. Der Rest des Zinks wird als eine Schlacke aus
geschmolzenem Zink gewonnen. Bei der Rückgewinnung wird die
geschmolzene Schlacke auf einer Temperatur von 1200°C oder
darüber gehalten. Der Schwefelanteil macht bis zu 0,3 bis
15 Gew.-% der Schlacke aus, welche Eisenoxide (FeO, Fe3O4)
und Kieselerde (SiO2) enthält. Wenn die geschmolzene
Schlacke aus tauben Gesteinsmineralanteilen gebildet ist,
bei denen es sich um oxidierte Materialien wie Eisen und
Zink und dergleichen handelt, die durch die
Entschwefelungsreaktion gebildet werden, und außerdem SiO2 enthält,
sind die Wärmeübergangsrate und die Materialübergangsrate,
insbesondere die Sauerstoffübergangsrate, extrem schnell,
und man erhält eine Entschwefelungsrate, die größer ist als
diejenige, die man beim Rösten erhält.
Bei dem erfindungsgemäßen Entschwefelungs-Schmelzverfahren,
können als Hilfsbrennstoff mit dem Rohmaterial und dem
Flußmittel je nach Bedarf schweres Öl, zerstäubte Kohle,
pulversierter Koks oder dergleichen eingesetzt werden.
Weiterhin kann durch Einstellen der Menge Sauerstoff und
/oder der Menge zugegebenen Flußmittels im Verhältnis zu
dem Rohmaterial das Verteilungsverhältnis von Zinkrauch und
Schlacke in dem Rohmaterial bei dem erfindungsgemäßen
Entschwefelungs-Schmelzverfahren eingestellt werden. Dann
können 5 bis 95 Gew.-% Zink in dem Rohmaterial in Form von
Zinkrauch, der Rest als geschmolzene Schlacke, gewonnen
werden. Wenn das gewonnene Zink hauptsächlich in der
geschmolzenen Schlacke vorliegt, sind ein Oxidationsprozeß
und ein Reduktionsprozeß erforderlich, um aus einem
Sulfidkonzentrat, welches mindestens einen Stoff aus der Gruppe
Zinksulfid, Bleisulfid und Eisensulfid enthält, Zink
und/oder Blei zu erhalten.
Bei dem Oxidationsprozeß wird in einem Oxidationsofen eine
Eisen-Silicat-Schlacke oder eine kalkhaltige Eisen-Silicat-
Schlacke gebildet, oder der Ofen wird mit diesem Material
beschickt. Mindestens ein Stoff aus der Gruppe
Industriesauerstoff, mit Sauerstoff angereicherte Luft und Luft wird
in die Schlacke eingeblasen, die das Sulfidkonzentrat, die
nicht-brennbaren Stoffe und das Flußmittel enthält, und es
erfolgt eine Reaktion. Als Ergebnis werden der Hauptanteil
des Zinks und ein Teil des Bleis in dem Sulfidkonzentrat
und den nicht-brennbaren Materialien bei einer Temperatur
von 1150°C bis 1300°C in der Schlacke gelöst, die Fe und
SiO2 mit einem Fe/SiO2-Verhältnis von 0,7 bis 1,46; CaO mit
einem Anteil von 15 Gew.-% oder weniger; Zn im Bereich von
15 bis 25 Gew.-%; S im Bereich von 0,5 bis 3 Gew.-%
enthält. Ein Metall und/oder Stein wird in einem Teil des
Bleis in dem Rohmaterial gebildet.
Beim Reduktionsprozeß wird durch die aus den
Oxidationsprozeß erhaltene Schlacke ein Reduktionsmittel eingeblasen,
z. B. schweres Öl, Kohlestaub, pulverisierter Koks oder
dergleichen. Das Zink und das Blei in der Schlacke werden
verdampft und dann kondensiert, um geschmolzenes Zink und
geschmolzenes Blei zu erhalten.
Die vorliegende Erfindung ist vorteilhaft insofern, als die
wertvollen Stoffe, wie Zink und Blei, innerhalb des durch
die Oxidationsreaktion entstehenden Gases in Form von
nicht-brennbaren Stoffen zurückgewonnen und diese nicht-
brennbaren Stoffe in den Oxidationsprozeß zurückgeführt
werden. Beim Reduktionsprozeß wird ein Teil des Rests der
geschmolzenen Schlacke des Reduktionsprozesses als Schlacke
für einen Oxidationsofen verwendet. Die Schlacke kann durch
Abkühlung verfestigt werden, woraufhin sie pulverisiert und
als Schlacke für den Oxidationsofen eingesetzt wird.
Weiterhin wird das Rohmaterial derart aufbereitet, daß das
Gesamtgewicht des Zinks größer ist als das Gesamtgewicht
des Bleis in dem dem Oxidationsofen zugeführten
Rohmaterial, wobei Sauerstoff oder mit Sauerstoff angereicherte Luft
oder Luft in den Stein und/oder das Metall geblasen wird,
so daß der Anteil an Schwefel vorzugsweise verringert wird.
Die Verteilung des Zinks in dem Rauch und der Schlacke wird
im folgenden näher erläutert.
Das ZnS in dem Rohmaterial wird mit Sauerstoff zum
Reagieren gebracht, und ZnO-Teilchen und SO2 entstehen nach
folgender Gleichung (1):
ZnS(s) + 3/2 O2(g) → ZnO(s) + SO2(g) (1)
Die Geschwindigkeit dieser Reaktion wird bei Temperaturen
von 1200°C und darüber deutlich beschleunigt. Aus diesem
Grund läßt sich durch Einstellen des Grades der
Sauerstoffanreicherung und/oder der Menge an zugegebenem
Hilfsbrennstoff die Reaktionstemperatur und die Temperatur der
Schlacke auf 1200°C oder darüber einstellen.
Wie oben erläutert, enthält die geschmolzene Schlacke gemäß
der Erfindung Eisenoxide und Kieselerde, und diese
geschmolzene Schlacke wird gebildet durch die aus dem Eisen,
das bis zu 10% des Rohmaterials ausmacht, gebildeten
Eisenoxide, das SiO2, welches der Hauptanteil des tauben
Gesteins ist, und das Flußmittel.
Die geschmolzene Schlacke ist grundsätzliche eine Schlacke
vom Typ FeO-Fe2O3-SiO2, jedoch wird nach Bedarf CaO als
Komponente der Schlacke zugegeben, um den Schmelzpunkt
herabzusetzen.
Im folgenden werden die Bestandteile der geschmolzenen
Teile erläutert.
Das Fe in dem Konzentrat liegt hauptsächlich als FeS vor
und da FeS in hohem Maße reaktionsfähig ist, wird es
schnell oxidiert und in Eisenoxide verschiedener chemischer
Formen umgesetzt. Fe3O4 besitzt den höchsten Schmelzpunkt
dieser Eisenoxide und wird einfach separiert. Wenn Fe3O4
ausgeschieden ist, werden die Stoffe am Boden des Ofens
veranlaßt, aufzusteigen, und schließlich wird der Vorgang
deaktiviert. Um dies zu verhindern, ist es notwendig, den
Anteil von Fe3O4 in der geschmolzenen Schlacke soweit wie
möglich zu senken.
Untersuchungen der Beziehungen zwischen dem Anteil von
Fe3O4 und S in der geschmolzenen Schlacke haben zu den in
Fig. 1 dargestellten Ergebnissen geführt. In Fig. 1 ist auf
der Y-Achse der Anteil von Fe3O4 innerhalb der
geschmolzenen Schlacke aufgetragen, während auf der X-Achse der
Schwefelanteil aufgetragen ist.
Aus Fig. 1 ist ersichtlich, daß der Anteil von Fe3O4
drastisch erhöht wird, wenn der Schwefelanteil 0,3 Gew.-% oder
weniger beträgt. Aus diesen Resultaten läßt sich ohne
weiteres ersehen, daß es notwendig ist, den Schwefelanteil in
der geschmolzenen Schlacke auf 0,3 Gew.-% oder darüber zu
halten, um das Ausfällen von Fe3O4 zu vermeiden. Weiterhin
beträgt die obere Grenze für die Löslichkeit von Schwefel
in der geschmolzenen Schlacke etwa 15 Gew.-%. Folglich
beträgt der Schwefelanteil in der geschmolzenen Schlacke
gemäß der Erfindung 0,3 bis 15 Gew-%.
Die gemäß Gleichung (1) erzeugten ZnO-Teilchen werden in
der geschmolzenen Schlacke absorbiert und gehen in Lösung.
Wenn der Anteil des mit dem Rohmaterial reagierenden
Sauerstoffs klein ist, wird ein Teil des ZnS gemäß der
nachstehenden Gleichung (2) unter Erzeugung von Zn-Dampf zerlegt.
Dieser Dampf wird durch die freie Luft, die durch
Leckstellen in die Gasbehandlungsanlage gelangt, oder in die Anlage
eingeleitet wird, in ZnO-Teilchen gemäß folgender Gleichung
(3) umgesetzt und in Form von Rauch oder Staub
rückgewonnen.
ZnS(s) → Zn(g) + 1/2 S2(g) (2)
Zn(g) + 1/2 O2(g) → ZnO(s) (3)
Folglich wird durch Andern des Sauerstoffanteils in
Relation zu dem Konzentrat in dem Rohmaterial der Prozentsatz
des in Rauch umgesetzten Zinks leicht reguliert.
Allerdings wird selbst dann, wenn kein Sauerstoff zugeführt
wird, ein Teil des erzeugten Zn-Dampfs gemäß der
umgekehrten Reaktion von Gleichung (2) in ZnS umgesetzt, und ist in
der Schlacke enthalten, und es ist schwierig, eine
Verteilungsrate von 100 Gew.-% des Zinks in den Rauch zu
erhalten.
Wenn hingegen ein starker Sauerstoffüberschuß geschaffen
wird, und sämtliches ZnS in dem Rohmaterial in ZnO-Partikel
umgesetzt wird, kann dies Material nicht in angemessener
Weise in die Schlacke absorbiert werden, so daß ein Teil
der ZnO-Teilchen als Rauch zerstäubt wird. Deshalb ist es
schwierig, 100 Gew.-% des Zn in die Schlacke zu verteilen.
Es ist außerdem offensichtlich, daß die Möglichkeit
besteht, den Prozentsatz des in Rauch aufgehenden Zinks durch
Einstellen der Schlackenmenge vorzugeben.
Bei Anwendung der vorliegenden Erfindung erhebt sich die
Frage, welcher Prozentsatz des Zn, der in Rauchform
anfällt, von der betrieblichen Konfiguration der
Schmelzanlage abhängt, in der das Beseitigen des geschmolzenen
Schwefels stattfindet, so daß vorzugsweise die
Konfiguration derart ausgewählt wird, daß die Gesamt-Energiekosten
der Schmelzanlage minimal sind.
Die in Verbindung mit einem autogenen Schmelzverfahren oder
einem Bad-Schmelzverfahren eingesetzte Anlage eignet sich
zur Realisierung der vorliegenden Erfindung. Wenn das
erfindungsgemäße Verfahren unter Zuhilfenahme einer
derartigen Anlage durchgeführt wird, beträgt die Zeit zur
Erreichung der Reaktion gemäß den Gleichungen (1) und (2) etwa 1 s,
was beträchtlich weniger ist als im Fall einer
herkömmlichen Sinteranlage.
Die bei dem erfindungsgemäßen Verfahren anfallenden Nebel
(Rauch) können in unverändeter Form verwendet werden, indem
sie einem Brikettier-Prozeß zugeführt werden, der sich als
nächster Prozeß anschließt. Darüberhinaus kann das durch
das erfindungsgemäße Verfahren erhaltene Zink in der
Schlacke in einfacher Weise rückgewonnen werden durch ein
normales Schlackeverblase-Verfahren. Wenn man allerdings
berücksichtigt, daß für ein solches
Schlackeverblase-Verfahren eine relativ hohe Temperatur benötigt wird, so
erweist sich im Hinblick auf die Energieeinsparung das
erfindungsgemäße Verfahren, bei dem Schlacke bei einer
Temperatur von 1200°C oder darüber erhalten wird, als extrem
vorteilhaft.
Wenn Zink das aus der Schlacke rückgewonnene Hauptprodukt
ist, und das Schlackeverblase-Verfahren eingesetzt wird,
nachdem Sulfidkonzentrat und nicht-brennbare Stoffe (Rauch
oder Staub) durch den Oxidationsprozeß in der Schlacke
gelöst sind, werden das Zink und das Blei verdampft und als
verschmolzenes Zink und geschmolzenes Blei in dem
Reduktionsprozeß zurückgewonnen. Bei dem Oxidationsprozeß erzeugter
Stein und Metall werden aus der Schlacke separiert und
zurückgewonnen, und die nicht-brennbaren Materialien werden
dem Oxidationsprozeß erneut zugeführt.
Die Oxidations- und Reduktionsprozesse können in einem Ofen
durchgeführt werden, oder es können zwei Öfen eingesetzt
werden, einer für jeden dieser Prozesse. Außerdem kann es
sich beidem für die Reaktion des Oxidationsprozesses
verwendeten Gas um Industriesauerstoff, mit Sauerstoff
angereicherte Luft oder lediglich Luft handeln.
Wenn in dem Rohmaterial-Sulfidkonzentrat enthaltenes Fe und
SiO2 sich in die Schlacke bewegt, wird die Flußmittelzugabe
so eingestellt, daß eine Schlacke mit einer
Soll-Zusammensetzung erhalten wird. Das Gesamtvolumen des Zinks in einem
normalen Konzentrat kann jedoch nicht von der auf diese
Weise erhaltenen Menge Flußmittel absorbiert werden.
Deshalb muß ein Teil der Schlacke entsprechend dem Anteil von
Zink innerhalb des Konzentrats erneut in den Ofen
eingebracht werden. Das am meisten für eine solche
Speiseschlacke geeignete Material ist die Schlacke, die nach der
Reduktions-Verdampfung von Zn und Pb aus dem Reduktionsprozeß
gemäß der Erfindung anfällt. Dieses Material kann direkt
als Lösung in den Ofen eingebracht werden, oder es kann zum
Zwecke der Verfestigung abgekühlt werden, um anschließend
pulverisiert und mit dem Rohmaterial in der Schlacke
eingeblasen zu werden. Die Menge der Schlacke kann man dadurch
sicherstellen, daß man die Menge des in dem Schlackenanteil
enthaltenen Flußmittels heraufsetzt. Zu bevorzugen ist, wie
oben ausgeführt wurde, der Einsatz von Eisen-Silicat-
Schlacke oder kalkhaltiger Eisen-Silicat-Schlacke, weil das
Rohmaterial relativ große Mengen Eisensulfid und SiO2
enthält, und weil es möglich ist, den Schmelzpunkt der
Schlacke mit CaO zu senken und die Verdampfungsrate von Zn in dem
Reduktionsprozeß zu steigern.
Wenn die Temperatur der Schlacke gesenkt wird, nimmt das
Reaktionsvermögen mit der Schlacke des Konzentrats, das in
die Schlacke eingeblasen wird, drastisch ab, und in dem
Ofen fallen große Volumenmengen nicht-geschmolzenen
Materials an. Ist andererseits die Temperatur zu hoch, so wird
der größere Anteil nicht nur des Bleis, sondern auch des
Zinks zu Rauch, der aus nicht-brennbaren Materialien
besteht, die aus dem Ofen gestreut werden, so daß der Anteil
des in den Ofen zurückgeführten Rauchs zunimmt, während der
Schmelzwirkungsgrad beträchtlich sinkt. Die Temperatur der
Schlacke gemäß der Erfindung beträgt daher 1150°C bis
1300°C.
Das Fe/SiO2-Verhältnis in der Schlacke steht in Beziehung
zu dem Anteil von Magnetit in der Schlacke und dem
Schmelzpunkt der Schlacke. Beträgt das Fe/SiO2-Verhältnis weniger
als 0,7, so sinkt der Anteil des Magnetits, jedoch ist der
Schmelzpunkt der Schlacke 1300°C oder höher. Übersteigt das
Verhältnis den Wert von 1,46, so sinkt der Schmalzpunkt der
Schlacke, jedoch nimmt der Prozentsatz an Magnetit
innerhalb der Schlacke zu, und das Magnetit trennt sich von der
Schlackenschicht und sammelt sich am Boden des Ofens an,
was zu einem unvorteilhaften Ansteigen des Bodensatzes am Ofenboden
führt.
Wenn weiterhin der CaO-Anteil 15 Gew.-% übersteigt, stellt
sich ein hoher Schmelzpunkt der Schlacke ein, selbst dann,
wenn das Fe/SiO2-Verhältnis im Bereich von 0,70 bis 1,46
liegt. Demzufolge ist es notwendig, den Prozentsatz von CaO
auf 15 Gew.-% oder weniger zu senken. Weil CaO in dem
Konzentrat oder in dem Rauch in kleinen Mengen vorhanden ist,
kann man den CaO-Anteil der Schlacke nicht auf 0 drücken.
Allerdings beträgt der Anteil von Zn in dem Konzentrat
normalerweise etwa 50 Gew.-%. Da der Anteil von Zink in der
Schlacke gesenkt wird, muß der Anteil behandelter Schlacke
in dem Reduktionsofen erhöht werden. Die Untergrenze für
den Zinkanteil in der Schlacke wird zu einem Problem der
Produktionseffizienz. Ein normalerweise tolerierbarer
Bereich beträgt etwa das drei- bis vierfache der Menge des
Rohmaterials, und wenn dies berücksichtigt wird, muß der
Zinkanteil innerhalb der Schlacke 15 Gew.-% oder mehr
betragen. Weiterhin beträgt im Hinblick auf die Schlacke
gemäß der Erfindung die Grenze für die Lösbarkeit des Zinks
etwa 25 Gew.-%, in der Praxis werden jedoch 25 Gew.-% nicht
überschritten.
Weiterhin ergeben sich folgende Gründe dafür, daß der
Schwefelanteil in der Schlacke auf einen Wert im Bereich
von 0,5 bis 3 Gew.-% eingestellt wird. Wenn der
Schwefelanteil weniger als 0,5 Gew.-% beträgt, nimmt der Anteil von
Magnetit in der Schlacke spürbar zu, der Magnetit trennt
sich aus der Schlackenschicht und verfestigt sich am Boden
des Ofens. Ist der Anteil größer als 3 Gew.-%, so ist es
möglich, ein Absondern des Magnetits zu verhindern.
Allerdings wird der Schwefel in dem Reduktionsprozeß verdampft
und vermischt sich mit dem Gas, und wenn es in dem
Kondensator zur Kondensation kommt, reagiert der Schwefel mit dem
Zink unter Bildung von ZnS. Dieses ZnS verfestigt sich und
scheidet sich am Einlaß des Kondensators ab, wo es den
Betrieb behindert. Um derartige Probleme zuverlässig zu
verhindern, ist es wünschenswert, einen Schwefelanteil von 1
bis 2 Gew.-% zu haben.
Wenn in das Pb enthaltende Rohmaterial ein Gas eingeblasen
wird, was eine Reaktion zur Erzeugung dieses Typs von
Schlacke veranlaßt, wird ein Teil des in dem Rohmaterial
vorhandenen Bleis zu Stein und/oder Metall. Im Vergleich zu
dem beim ISP-Verfahren erhaltenen Material ist dieser Stein
oder dieses Metall reich an Schwefel, und wenn das Material
direkt in dieser Form zur Elektrolyse verwendet wird, kann
man kein metallisches Blei erhalten. Aus diesem Grund ist
es notwendig, den Stein und/oder das Metall mit einem
oxidierenden Gas reagieren zu lassen, um metallisches Blei zu
erhalten, dessen Schwefelanteil niedrig genug für die
direkte elektrolytische Raffinerierung ist. Dieser
Oxidationsprozeß kann auch parallel mit der Oxidation des
Konzentrats in einem Oxidationsofen durchgeführt werden, oder
aber der Stein oder das Metall wird aus dem Oxidationsofen
entfernt und in einem weiteren Ofen dem Oxidationsprozeß
zugeführt. Für den Fall, daß der erstgenannte
Oxidationsprozeß verwendet wird, muß das Oxidationsgas direkt in die
Stein- oder Metallschicht eingeblasen werden, ohne daß es
in Berührung mit der Schlackeschicht kommt.
In dem durch diese Reaktion entstehenden Abgas liegen Zink
und Blei und dergleichen als Oxide oder Sulfate oder
dergleichen vor. Deshalb müssen diese Stoffe in Form von Rauch
oder Staub (nicht-brennbare Materialien) rückgewonnen
werden. Es bestehen keine besonderen Beschränkungen, was die
Anlage zur Durchführung dieser Rückgewinnung angeht. Man
kann einen her kömmlichen elektrostatischen Abscheider oder
Sackfilter verwanden. Die rückgewonnen Nebel oder Stäube
besitzen im allgemeinen einen hohen Schwefelanteil und
eignen sich deshalb nicht zur Rückführung in den
Reduktionsofen. Deshalb werden diese Stoffe in den Oxidationsofen
zurückgeführt. Der Rauch oder der Staub kann mit dem
Konzentrat zur Rezirkulation vermischt werden, oder er kann von
dem Konzentrat separiert und einem Ofen eines anderen
Systems zugeführt werden. Außerdem kann es sich bei dem
Oxidationsgas um Industriesauerstoff, mit Sauerstoff
angereicherte Luft und um Luft handeln.
Der Hauptanteil des Zinks und ein Teil des Bleis in dem
Konzentrat sind hauptsächlich in der Form des oxidierten
Materials in der durch den Oxidationsprozeß entstehenden
Schlacke gelöst. Um das Zink und das Blei aus der Schlacke
rückzugewinnen, ist es notwendig, die Schlacke einem
Reduktionsprozeß unter Verwendung eines Reduktionsmittels
zuzuführen, um auf diese Weise das Zink und das Blei im
Anschluß an die Kondensierung zu reduzieren und zu
verdampfen. Die Reduktion der Schlacke erfolgt grundsätzlich in
der gleichen Weise wie beim Schlackenverblase-Verfahren.
Schweres Öl, Kohlestaub, Koks, Reduktionsgas und
dergleichen können als Reduktionsmittel eingesetzt werden. Dann
wird, wie oben erläutert, unter Verwendung eines Ofens
zunächst der Oxidationsprozeß durchgeführt, und nach dem
Stein oder Metall beseitigt ist, läßt sich die verbleibende
Schlacke in dem Reduktionsprozeß einfach handhaben. Bei
Verwendung von zwei Öfen kann der Oxidationsprozeß in dem
einem Ofen erfolgen, während dann in dem anderen Ofen der
Schlacke-Reduktionsprozeß stattfindet.
Zink und Blei befinden sich als metallische Dämpfe in dem
Abgas, das beim Reduktionsprozeß entsteht. Deshalb ist es
vorzuziehen, die Zink- und Bleidämpfe unter Verwendung
eines Bleispritzer-Kondensators rückzugewinnen, wie er im
ISP-Verfahren eingesetzt wird. Das auf diese Weise
gewonnene Zink und Blei kann entsprechend dem eigentlichen ISP-
Prozeß verarbeitet werden. Andererseits kann ein Teil der
Schlacke nach Abschluß der Reduktion und Verdampfung
entweder unverändert dem Oxidationsprozeß wieder zugeführt
werden, oder kann nach Abkühlung und Verfestigung mit dem
Rohmaterial in Pulverform vermischt werden, oder kann
unabhängig in den Oxidationsofen eingeblasen werden.
Normalerweise wird Blei leichter in Rauch oder Staub
umgewandelt als Zink. Wenn also ein ziemlich hoher Prozentsatz
Blei in dem Rohmaterial enthalten ist, nimmt der Anteil von
Rauch (Nebel) oder Staub zu, so daß die an dem
Abhitzekessel anhaftende Menge beträchtlich ist, so daß es
Schwierigkeiten bereitet, die Abgasbehandlungsanlage einzusetzen. Um
dies zu vermeiden, wird vorzugsweise sichergestellt, daß
die Gesamtmenge an Zink, die dem Oxidationsofen zugeführt
wird, größer ist als die Gesamtmenge Blei. Weiterhin ist es
wünschenswert, die Gesamtmenge Zink mindestens doppelt so
hoch anzusetzen wie die Gesamtmenge Blei.
Beispiel I
Das erfindungsgemäße Verfahren wird bei einem Pilot-
Schmelzofen für autogenes Schmelzen durchgeführt.
Der in Fig. 2 dargestellte Pilot-Schmelzofen enthält einen
4-Meter hohen Ofenschacht 10, mit einem Innendurchmesser
von 1,5 m, und einen 5,25 Meter langen Abscheider 20, mit
einem Innendurchmesser von 1,5 m. Ein
Sauerstoff-Brennstoff-Brenner 14 mit einer Konzentratrutsche 12 ist am Kopf
des Ofenschachts 10 angeordnet. Ein Ende des Abscheiders 20
ist kombiniert mit dem Ofenschacht 10, während das andere
Ende des Abscheiders 20 mit einem Rauch- und
Ruß-Ableitkanal 22 versehen ist.
Der Pilot-Schmelzofen nach Fig. 2 wurde mit Rohmaterial der
in Tabelle 1 dargestellten Zusammensetzung betrieben, und
es wurden Testläufe durchgeführt mit den bei Nr. I-1 und I-
2 in Tabelle 2 angegebenen Bedingungen. Die Ergebnisse
dieser Testläufe sind in der Tabelle unter Nr. I-1 bzw. Nr. I-
2 angegeben. Ein Vergleich von Nr. I-1 und Nr. I-2 zeigt,
daß, wenn das Gesamtflußverhältnis erhöht wurde (wie in
Tabelle 2 gezeigt), das Verhältnis der Zinkverdampfung (gemäß
Tabelle 3) abnimmt. Um also einen großen Anteil der
Zinkverteilung auf den Rauch zu erhalten, kann man das Gesamt-
Flußverhältnis herabsetzen. Das Gesamt-Flußverhältnis kann
man erhöhen, um den Anteil des in Rauch aufgehenden Zinks
gering zu halten.
Beispiel II
Das erfindungsgemäße Verfahren wurde angewendet bei einem
Pilot-Schmelzofen eines Bad-Schmelzsystems.
Dieser Pilot-Schmelzofen besaß gemäß Fig. 3 denselben
Aufbau wie beim Beispiel I, mit der Ausnahme, daß anstelle des
Sauerstoff-Brennstoff-Brenners 14 nach Fig. 2 eine
Blaslanze 16 und ein Blastank 18, ein
Sauerstoff-Brennstoff-Brenner 24 in der Seitenwand und der Ofenschacht 10 mit einer
Höhe von 2,8 m vorgesehen waren. Bei diesem
Pilot-Schmelzofen wurden Testläufe durchgeführt, indem das Rohmaterial
mit der in Tabelle 1 angegebenen Zusammensetzung gemeinsam
mit einem Luftträger und Sauerstoff (Industriesauerstoff
mit einer Reinheit von 90%) unter Vewendung der Lanze 16 in
die Schlackeschicht innerhalb des Ofens eingeblasen wurde.
Die Bedingungen für die Testläufe sind unter Nr. II-1 und
Nr. II-2 in Tabelle 2 angegeben. Die Resultate der
Testläufe sind in Tabelle 3 unter Nr. II-1 bzw. Nr. II-2
angegeben. Ein Vergleich von Nr. II-1 und Nr. II-2 in Tabelle 3
zeigt, daß auch beim Badschmelzen die gleichen Ergebnisse
wie beim Beispiel I erhalten wurden.
Beispiel III
Hierbei wurde der Testbetrieb durchgeführt, indem das
Rohmaterial mit der Zusammensetzung gemäß Tabelle 1 gemeinsam
mit einem Luftträger unter Verwendung der Lanze 16 und
unter den Bedingungen gemäß Nr. III-1 in Tabelle 2 in die
Schlackeschicht innerhalb des Ofens eingeblasen wurde,
wobei der gleiche Pilot-Schmelzofen wie beim Beispiel II
eingesetzt wurde. Bei diesem Test wurde ein Teil des FeS in
dem Zn-Konzentrat oxidiert, durch bloße Zufuhr des
Sauerstoffs in der Luft für die notwendige Oxidation. Gemäß den
Bedingungen hätte sich praktisch das gesamte ZnS gemäß der
Reaktion (2) zerlegt. Die Resultate gemäß Nr. III-1 in
Tabelle 3 zeigen, daß der Schwefel bis zu 12,9 Gew.-% der
Schlacke ausmachte, an stellenweisen Proben wurden
Resultate mit so hohen Schwefelkonzentrationen wie 15 Gew.-%.
ermittelt. Das Zink zeigte ein hohes Verdampfungsverhältnis
von 71,8%.
Aus diesen Ergebnissen ist ersichtlich, daß die Menge des
bei der Reaktion verwendeten Sauerstoffs beschränkt war,
und das Gesamt-Flußverhältnis für die Rückgewinnung des
Zinks in Form von Staub oder Rauch (Nebel) gering war.
Beispiel IV
Dieser Testbetrieb wurde unter den gleichen Bedingungen wie
im Beispiel III durchgeführt, mit der Ausnahme, daß auf die
Schlackenoberfläche innerhalb des Abscheiders 20400 Nm3/h
Luft geblasen wurden. Die Bedingungen für den Testbetrieb
sind in Tabelle 2 unter IV-1, die Resultate in Tabelle 3
unter Nr. IV-1 angegeben. Aus den Resultaten gemäß Nr. IV-1
in Tabelle 3 ist ersichtlich, daß der Schwefelanteil in der
Schlacke gering war, während das Zink durch Verdampfung aus
der Schlacke entfernt wurde, so daß der Zinkanteil in der
Schlacke ebenfalls niedrig war. Das Verdampfungs- oder
Verflüchtigungsverhältnis des Zinks und das Verhältnis des
Rauchs oder des Staubs erweisen sich als noch größer als
bei Nr. III-1. Dies deshalb, weil die Luft auf die
Oberfläche der Schlacke geblasen wurde, so daß die mit dem Zink an
der Schlackenoberfläche reagierende Menge Sauerstoff höher
war.
Es ist also möglich, das Verhältnis des in Rauch oder Staub
aufgehenden Zinks dadurch einzustellen, daß man die Menge
Sauerstoff erhöht oder erniedrigt.
Beispiel V
Der in Fig. 4 dargestellte Pilot-Schmelzofen besitzt einen
2,8 m hohen Reaktionsschacht 10 mit einem Innendurchmesser
von 1,5 m und einen 5,25 m langen Abscheider 20, mit einem
Innendurchmesser von 1,5 m. Ein Ende des Abscheiders 20 ist
mit dem Reaktionsschacht 10 verbunden, das andere Ende des
Abscheiders 20 ist mit einem Rauch- und Rußabzugkanal 22
versehen.
In den oberen Abschnitt des Reaktionsturms 10 wird eine
erste Blaslanze 16 mit einem Durchmesser von 2,5 cm
eingeführt. Eine Sauerstoff-Rohmaterial-Mischapparatur 17, die
Sauerstoff mit Rohmaterial vermischt, ist mit der ersten
Lanze 16 gekoppelt, und an die Mischapparatur 17 ist eine
Rohmaterial-Luftblasapparatur 18 angeschlossen.
Ein Sauerstoff-Schweröl-Brenner 24 und ein wärmehaltender
Schwerölbrenner 25 sind aneinander gegenüberliegenden
Seitenwänden des Abscheiders 20 vorgesehen.
Unterhalb des wärmehaltenden Schwerölbrenners 25 ist ein
Schlackenloch 26 so ausgebildet, daß Schlacke 28 auslaufen
kann.
In einem Teil einer Seitenwand des Abscheiders 20 ist ein
Abstichloch 32 vorgesehen, über das der Stein und/oder das
Metall 30 abgezogen werden können, die sich unter der
Schlacke 28 angesammelt haben.
Der Pilot-Schmelzofen nach Fig. 4 wurde mit einer
Rohmaterialzusammensetzung gemäß Tabelle 4 betrieben. Es wurden
Tests gemäß Nr. V-1 bis Nr. V-11 unter den in Tabelle 5
angegebenen Bedingungen durchgeführt. Anfangs wurde der Test
auf die gleiche Weise, wie bei einem herkömmlichen Autogen-
Schmelzofen durchgeführt. Die Beschickung mit Rohmaterial
wurde nach Maßgabe verschiedener spezifischer Bedingungen
eingestellt, es wurde Hilfsbrennstoff sowie mit Sauerstoff
angereicherte Luft vom oberen Abschnitt des
Reaktionsschachts her in den Schacht 10 eingeblasen und es wurde
geschmolzene Schlacke gebildet.
Dann wurde die, einen Durchmesser von 2,5 cm aufweisende,
erste Blaslanze 16 im oberen Abschnitt des
Reaktionsschachts 10 derart in Betrieb genommen, daß der Blasauslaß
von der Oberfläche der Schlacke einen Abstand von 30 cm
besaß, um die Rohmaterialcharge zusammen mit mit Sauerstoff
angereicherter Luft (70 Volumen-% Sauerstoffanteil) in die
Schlacke einzublasen. Die Kompensierung für die zum
Schmelzen des Konzentrats erforderliche Wärme und des
Wärmeverlusts aus dem Abscheider 20 usw. erfolgte mit Hilfe des
wärmehaltenden Schwerölbrenners 25, der in der einen
Seitenwand des Abscheiders 20 angeordnet ist. Als
Reaktionsluft für die Verbrennung im Schwerölbrenner 25 an der Seite
des Reaktionsschachts wurde mit 70 Volumen-% Sauerstoff
angereicherte Luft verwendet, während für den Schwerölbrenner
25 an der Seite des Schlackelochs Umgebungsluft eingesetzt
wurde.
Dazu wurden für das Beschickungsmaterial die Konzentrate,
Rauch oder Staub, und Flußmittel gemäß Tabelle 4
miteinander getrocknet, dann geschmischt, und gemäß Tabelle 5
eingestellt. Bei der Einstellung der Verhältnisse wurde die zu
behandelnde Konzentratmenge auf 300 kg/h eingestellt,
während die Mengen für Rauch und Staub, Flußmittel, Schweröl
und Sauerstoff so eingestellt wurden, daß der Soll-Betrieb
ermöglicht wurde.
Die gebildete Schlacke wurde grundsätzlich alle vier
Stunden über das in Fig. 4 dargestellte Schlackenloch 26 in
eine Pfanne abgelassen. Es wurde eine Temperaturmessung
durchgeführt, und es wurde eine Probe für die Fluoreszenz-
Röntgenstrahlanalyse aus der ersten Hälfte und aus der
letzten Hälfte des abgezogenen Materials entnommen. Der
Stein und/oder das Metall wurden, wann immer möglich, aus
dem Abstichloch 32 abgezogen. Bei jeder Gelegenheit wurden
etwa 0,5 Tonnen abgezogen, und dabei wurde auch eine Probe
für Analysezwecke entnommen. Das Vorhandensein des Steins
und/oder des Metalls wurde bestätigt durch Einführen eines
Meßstabs in die Flüssigkeit. Hierzu wurde der Meßstab durch
ein Meßloch eingeführt, welches in der Abdeckung des
Abscheiders ausgebildet war. Nach dem Zurückziehen des
Meßstabs wurde der Zustand der an dem Meßstab haftenden
Flüssigkeit beobachtet.
Die Ergebnisse sind in Tabelle 6 dargestellt. Sämtliche
Produkte wurden intermitierend abgezogen, jedoch wurde die
Schlacke in vergleichsweise kurzen Zeitabständen von 3 bis
4 Stunden abgezogen. Die Menge des jeweils abgezogenen
Materials war ziemlich groß und lag bei 1,6 bis 2,0 Tonnen,
so daß die Ergebnisse zuverlässig waren.
Die Nebel oder Stäube wurden kontinuierlich in einer
Staubkammer und einem elektrostatischen Abscheider gesammelt,
und detailliert gewägt. Deshalb ergab sich keinerlei
Problem bei der Bestimmung der jeweiligen Staubmenge.
Allerdings konnte das Steinmaterial nicht abgezogen werden,
bevor eine Menge des Materials sich angesammelt hatte, und
das Material konnte nicht vollständig ausgetragen werden.
Deshalb war die Messung nicht genau. Das Metall konnte
nicht separat von dem Steinmaterial abgezogen werden, so
daß, nach dem das Material an dem Meßstab haftete und sich
das Steinmaterial verfestigt hatte, der Boden der Pfanne
untersucht wurde, um das Vorhandensein oder das Fehlen von
Metall festzustellen.
Jeder in den Tabellen 5 und 6 dargestellte Test soll nun im
einzelnen unter Bezugnahme auf die Testnummer erläutert
werden.
Beispiel V-1
Für das Beispiel V-1 wurde der Betrieb mit Einstellungen
vorgenommen, gemäß denen eine Schlacketemperatur von
1250°C, ein Schwefelgehalt von 1,5% und ein
Fe/SiO-Verhältnis von 0,9 ein CaO-Anteil von 5 Gew.-%, und ein
Zinkanteil von 20 Gew.-% erhalten wurde, wobei sich eine
Schlacke bildete, die im wesentlichen dem angestrebten Ziel
entsprach. Es wurden kleine Mengen Stein und Staub
erhalten, jedoch konnte die Bildung von Metall bei der
Durchführung des Beispiels V-1 nicht bestätigt werden.
Beispiel V-2
Dieses Beispiel wurde ausgeführt, um den CaO-Gehalt in der
Schlacke gemäß Beispiel V-1 zu reduzieren und darüberhinaus
wurde das Flußmittel E weggelassen. Die Soll-Menge des
Flußmittels A wurde verringert, und die Menge des
Konzentrats A wurde geringfügig erhöht. Im Ergebnis erhöhte sich
die Temperatur der Schlacke um 10°C, wobei der
Schwefelanteil 2,6 Gew.-% betrug. Weil das Flußmittel A ursprünglich
2,4 Gew.-% CaO enthielt, fiel der Anteil CaO in der
Schlacke dann lediglich auf 1,5 Gew.-% ab. Aus diesem Ergebnis
könnte man ersehen, daß es im wesentlichen möglich ist, das
Konzentrat ohne CaO zu verarbeiten. Generell war das
Beispiel V-2 praktisch identisch mit dem Beispiel V-1, soweit
man die Betriebsergebnisse beurteilt.
Beispiel V-3
Dieses Beispiel wurde mit einem auf 15 Gew.-% erhöhten CaO-
Anteil ausgeführt. Als ein Ergebnis des höheren CaO-Anteils
sollte erwartungsgemäß der Schmelzpunkt der Schlacke
sinken. Die Soll-Schlacketemperatur nahm von 1250°C auf 1180°C
ab. Während des Betriebs wurde eine größere Menge des
Flußmittels E zugegeben, so daß die Menge von
Schweröl-Brennstoff, der von dem Schwerölbrenner in dem Reaktionsschacht
verbraucht wurde, auf 28 l/h zunahm.
Beim Austragen der Schlacke ergaben sich keinerlei
Hindernisse, jedoch waren die Anteile von Zink und Blei in der
Schlacke verringert, während dar Anteil an Magnetit erhöht
war. Aus diesem Grund wurde ein magnetitreiches
halbgeschmolzenes Material zwischen Schlacke und Stein erzeugt.
Darüberhinaus erreichte die Zinkmenge in der Schlacke 15,0
Gew.-%. Bei diesem Test wurde die Produktion metallischen
Bleis bestätigt.
Als der CaO-Anteil auf 20 Gew.-% erhöht wurde, erhöhte sich
der Magnetitanteil weiter um etwa 3%, der Schmelzpunkt der
Schlacke erhöhte sich, und ein Teil der Schlacke
verfestigte sich unter Verringerung der Größe des Staubeckens in dem
Abscheider. Weiterhin wurde der Vorgang des Autragens
schwierig, da beim Abziehen der Schlacke es zu
Materialanhäufungen im Ablaufkanal kam. Der CaO-Anteil muß deshalb
weniger als 15 Gew.-% betragen.
Beispiel V-4
Dieser Test wurde mit dem Ziel durchgeführt, das
halbgeschmolzene Material bei einem CaO-Anteil in der Schlacke
von etwa 15 Gew.-% zu beseitigen. Insbesondere wurde die
Menge des Flußmittels A herabgesetzt, und die Menge des
Flußmittels D wurde erhöht. Das Fe/SiO2-Verhältnis wurde
von 0,9 auf 0,7 verringert. Es wurde erwartet, daß durch
das Senken des Fe/SiO2-Verhältnisses eine beträchtliche
Erhöhung des Schmelzpunkts der Schlacke eintreten würde,
wobei die Soll-Schlacketemperatur auf 1300°C eingestellt
wurde.
Im Ergebnis verschwand das halbgeschmolzene Material, und
die Menge Magnetit in der Schlacke verringerte sich um 2,5
Gew.-%. Allerdings blieb das Zink in der Schlacke
unverändert auf 15 Gew.-% und der Hauptanteil des Bleis im
Rohmaterial wurde zu Staub oder Nebel. Somit ist es
verständlich, daß, wenn das Fe/SiO2-Verhältnis 0,7 oder weniger
beträgt, die Schlacketemperatur hoch sein muß, weshalb
wiederum das Zink und das Blei leicht verdampfen. Diese
Tendenz wird durch einen hohen CaO-Anteil noch gefördert.
Deshalb muß das Fe/SiO2-Verhältnis 0,7 oder größer sein.
Beispiel V-5
Als nächstes wurde, um den Betrieb mit niedrigem CaO-Anteil
durchzuführen, die Zugabe des Flußmittels E eingestellt,
und das Fe/SiO2-Verhältnis wurde auf 0,7 eingestellt, und
der Betrieb fortgesetzt. Bei diesem Test wurde ungeachtet
der Tatsache, daß die Schlackentemperatur eine Höhe von
1273°C hatte, sowohl das Zink als auch das Blei leicht in
der Schlacke mit einem Anteil von 19,6 bzw. von 4,9 Gew.-%
absorbiert. Als Resultat wurde der Staub stark reduziert.
Da der Kalkanteil niedrig war, war der Magnetitanteil
niedrig, auch wenn beobachtet wurde, daß der Boden des Ofens um
einen gewissen Betrag anstieg. Bei einem kontinuierlichen
stabilen Betrieb unter diesen Bedingungen ist es also
notwendig, eine Schlacketemperatur von 1300°C oder mehr zu
erreichen. Es ist ersichtlich, daß das Beispiel V-5 gemäß der
Erfindung nicht praktikabel ist. Aus diesen Erwägungen muß
das Fe/SiO2-Verhältnis 0,7 oder mehr betragen.
Beispiel V-6
Bei diesem Test wurde das Konzentrat B mit niedrigem
Pb-Anteil anstelle des Konzentrats A verwendet. Der Soll-Wert
für die Schlacketemperatur betrug 1170°C. Obschon zwischen
Schlacke und Stein sich am Boden des Ofens
halbgeschmolzenes Material ausbildete, wurde die Schlacke ohne Probleme
abgezogen. Da die Temperatur der Schlacke jedoch nur 1167°C
betrug, war die Verbrennbarkeit des Konzentrats geringfügig
schlechter, und eine kleine Menge ungeschmolzener Masse
setzte sich an der Schlacke fest. Dies hat jedoch keinen
abträglich Einflug auf den Betriebsablauf. Nach dem das
Steinmaterial abgezogen war und sich in der Pfanne
verfestigt hatte, wurde es aus der Pfanne entfernt, und es wurde
das Vorhandensein von Metall bestätigt.
Als unter diesen Bedingungen die Schlackentemperatur unter
1145°C sank, wurde eine große Menge ungeschmolzenen
Materials unter der Blaslanze festgestellt. Dementsprechend muß
die Schlacketemperatur 1150°C oder mehr betragen.
Beispiel V-7
Dieses Beispiel ist eine Fortsetzung des Beispiel V-6.
Nachdem die Schlackentemperatur unter 1145°C abgesunken und
das ungeschmolzene Material festgestellt war, wie oben
erläutert ist, wurde das Einleiten des Flugmittels E
eingestellt. Als die Schlackentemperatur auf etwa 1260°C
angestiegen war, verschwanden das halbgeschmolzene Material
ebenso wie das nichtgeschmolzene Material. Entlang dem
Stein bildete sich bei diesem Test Metall, jedoch
reduzierte sich die Menge an Staub oder Rauch. Es stellte sich ein
Zinkanteil von 25,1 Gew.-% in der Schlacke ein, jedoch war
dies der maximale Zinkanteil innerhalb einer Serie von
Testbetrieben. Dementsprechend war zu erwarten, daß die
Obergrenze für Zink in der Schlacke 25 Gew.-% beträgt.
Beispiel V-8
Zur weiteren Reduzierung der Pb-Belastung wurde die Zufuhr
von Flußmaterial A eingestellt und stattdessen Flußmittel B
eingesetzt. Dies reduzierte die Pb-Beladung, und durch
weitere Erhöhung der Flußmittelzufuhr wurde das Zink in der
Schlacke stark reduziert. Es ergab sich jedoch keine
Erhöhung des Bodenofens, und in den Kennwerten der abgezogenen
Schlacke ergab sich keine Änderung.
Die in dem Rohmaterial enthaltene Menge Blei war bei diesem
Test gering, und deswegen wurde kein Stein oder Metall
erzeugt. Hieraus ist verständlich, daß unter speziellen
Bedingungen des Rohmaterials lediglich Schlacke in dem Ofen
vorhanden ist. Im allgemeinen jedoch wird beim
Oxidationsprozeß erzeugter, das Blei enthaltender Rauch oder Staub,
in den Oxidationsprozeß rückgeleitet, so daß es für die
Flüssigkeit in dem Ofen ungewöhnlich ist, lediglich aus
Schlacke zu bestehen.
In dem letzten Teil dieses Tests wurde die Menge von
Sauerstoff angereicherter Luft für das Konzentrat heraufgesetzt.
Als der Schwefelanteil der Schlacke nach und nach sank,
erreichte bei 0,4 Gew.-% Schwefel der Magnetit-Anteil in der
Schlacke 18,3 Gew.-% und eine große Menge halbgeschmolzenes
Material wurde erzeugt, wobei ein abrupter Anstieg des
Bodenofens zu beobachten war. Dies kennzeichnet die Tatsache,
daß der Schwefelanteil in der Schlacke 0,5 Gew.-% oder mehr
betragen muß.
Beispiel V-9
Bei diesem Beispiel wurde der gleiche Typ Rohmaterial
verwendet, wie beim Beispiel V-8, die Menge Schwefel in der
Schlacke wurde auf etwa 1 Gew.-% gehalten, und das Fe/SiO2-
Verhältnis betrug 1,5. Als der Schwefelanteil 1,1 Gew.-%
und das Fe/SiO2-Verhältnis 1,46 betrug, ergab sich ein
Magnetit-Anteil von 16,4 Gew.-%, und es wurden die gleichen
Phänomene beobachtet, wie in dem Fall, als der
Schwefelanteil 0,4 Gew.-% betrug. Dies deutet darauf hin, daß das
Fe/SiO2-Verhältnis 1,46 oder weniger betragen muß.
Beispiel V-10
Bei diesem Beispiel wurde der im Beispiel V-8 produzierte
Staub B eingeführt, und es wurden Testläufe durchgeführt,
bei denen das Konzentrat B und die Flußmittel B, D und E
verwendet wurden. Der Schwefelanteil in der Schlacke betrug
2,7 Gew.-%, das Fe/SiO2-Verhältnis betrug 0,89. Man konnte
in der gleichen Weise arbeiten, wie im Beispiel V-8. Daraus
ist ersichtlich, daß man Nebel oder Staub verarbeiten kann,
die oxidiertes Material und Sulfate enthalten.
Beispiel V-11
Bei diesem Beispiel wurde das Konzentrat A, der im Beispiel
V-1 erzeugte Staub C, eine nach Beendigung eines später
noch zu beschreibenden Reduktionstests (Flußmittel C)
erzeugte Schlacke und die Flußmittel D und E verarbeitet. Aus
Tabelle 6 ist entnehmbar, daß bei Verwendung sowohl des
Staubs C als auch des Flußmittels C keine betrieblichen
Probleme auftraten. Deshalb war es möglich, den Hauptanteil
der Schlacke nach Reduktion und Verdampfung in den
Oxidationsprozeß zurückzuleiten. Bei diesem Beispiel wurde die
Schlacke nach der Reduktion und Verdampfung verfestigt, und
vor dem Einsatz pulverisiert, es darf jedoch angenommen
werden, daß die Energiekosten stark reduziert werden, wenn
dieser Stoff im geschmolzenen Zustand rückgeführt wird.
Beispiel VI-1
Der in Fig. 5 dargestellte Pilot-Schmelzofen besitzt eine
zweite Lanze 40 zum Einblasen von Koksstaub in die Mitte
des oberen Abschnitts des Abscheiders 20, bei dem in Fig. 4
dargestellten Pilot-Schmelzofen.
Eine Koks-Luft-Blasvorrichtung 42 zur Handhabung von
pulverisiertem Koks, der zum Reduzieren der Schlacke sowie zur
Aufrechterhaltung der Soll-Temperatur in dem Ofen verwendet
wird, ist über einen Verteiler 44 mit der ersten Lanze 16
und der zweiten Lanze 40 verbunden. Ein Schlackenloch 48
ermöglicht das Auslaufen von Schlacke 46 und ist hierzu an
einem Abschnitt der Seitenwand des Abscheiders 20ausgebildet. Ein Schwerölbrenner ist für den in Fig. 5
dargestellten Pilot-Schmelzofen nicht vorgesehen.
Der Pilot-Schmelzofen nach Fig. 5 hat eine Gestalt, die
sich zur Aufnahme einer zweiten Lanze 40 eignet, mit der
pulverisierter Koks in den Mittelabschnitt eines Teils des
Abscheiders des im Beispiel V-1 verwendeten Ofens geblasen
wird. Die gemäß Beispiel V-1 erhaltene Schlacke wurde
verfestigt, pulverisiert, und eine spezielle Menge
Schlackenpulver wurde in die Rohmaterial-Luftblasvorrichtung 18
geladen, um unter Verwendung von Luft transportiert und in
den unteren Abschnitt des Reaktionsschachts 10 geblasen zu
werden. Das Kokspulver zum Reduzieren der Schlacke und zur
Aufrechterhaltung der Soll-Temperatur im Ofen wurde in die
Kokspulver-Lufttransport-Apparatur (den Einblastank) 42
gegeben und mittels Luft durch den Verteiler 44 zu der ersten
Lanze 16 transportiert, wobei der Hauptteil des Kokspulvers
mit dem Schlackenpulver in den Boden des Reaktionsschachts
eingeblasen wurde.
Der Rest des Kokspulvers wurde von der zweiten Lanze 40 in
den Abscheider 20 geblasen. Dann wurde Industriesauerstoff
zusammen mit dem Schlackenpulver und dem Kokspulver über
die im Reaktionsschacht 10 befindliche erste Lanze 16 in
den Ofen eingeleitet.
Die Schlackentemperatur in dem Ofen wurde auf 1300°C
gehalten, das CO2/CO-Verhältnis im Abgas wurde auf 0,5
eingestellt, und der Test wurde 24 Stunden lang durchgeführt.
Das reduzierte und verdampfte Zink und Blei wurde mittels
Luft verblasen und zur Reaktion in der
Abgas-Aufbereitungsanlage gebracht, so daß dadurch ZnO und PbO rückgewonnen
wurden. Zusätzlich wurde das CO in dem Gas in CO2
umgesetzt, um das Gas zu entgiften. Die Ergebnisse bei diesen
Betriebsbedingungen sind in Tabelle 7 angegeben.
Aus der Tabelle 7 kann man verstehen, daß es möglich ist,
das Zink und das Blei aus der aus dem Oxidationsofen
erhaltenen Schlacke zu reduzieren und zu verdampfen.
Dementsprechend ist klar gezeigt, daß Zink und Blei als Metalle
rückgewonnen werden können, indem man von dem Kondensator
Gebrauch gemacht, der beim ISP-Verfahren verwendet wird.
Bei dem oben erläuterten erfindungsgemäßen Verfahren werden
oxidierte Materialien, wie z. B. Eisen, Zink und
dergleichen, die in einer Entschwefelungsreaktion zusammen mit
Mineralanteilen tauben Gesteins wie SiO2 und dergleichen
produziert werden, zu einer geschmolzenen Schlacke
verarbeitet, und das Rohmaterial wird in die geschmolzene Schlacke
eingeblasen, wobei die Entschwefelungsgeschwindigkeit
extrem hoch ist. Außerdem ist die Temperatur des erzeugten
Materials hoch, so daß die aus der Entschwefelungsreaktion
stammende Wärme wirksam beim Reduktionsprozeß genutzt
werden kann. Auch ist es möglich, das Zink in einem wählbaren
Verhältnis zwischen Staub und Schlacke im Oxidationsprozeß
zu verteilen. Ferner kann auf Röst- und Sinterverfahren zum
Raffinieren des Zinks, die beim herkömmlichen ISP-Verfahren
wesentlich sind, verzichtet werden, wobei Zink und Blei
beide als Metall gleichzeitig rückgewonnen werden und als
Reduktionsmittel billiges Kokspulver eingesetzt werden
kann.
Anspruch[de]
1. Pyrometallurgisches Raffinierverfahren zum Erhalten von Zink und/oder Blei aus
einem Sulfidkonzentrat, welches mindestens einen aus folgender Gruppe
ausgewählten Stoff enthält: Zinksulfid, Bleisulfid und Eisensulfid; umfassend einen
Oxidations- und einen Reduktionsschritt;
- wobei der Oxidationsschritt die Teilschritte enthält, gemäß denen eine
Eisen-Silicat-Schlacke oder kalkhaltige Eisen-Silicat-Schlacke in einem Oxidationsofen
gebildet oder dem Ofen zugeführt werden;
- mindestens ein Material aus der Gruppe Industriesauerstoff, mit Sauerstoff
angereicherte Luft, und Luft zusammen mit dem Sulfidkonzentrat und die nicht-
brennbaren Materialien sowie Flußmittel in die Schlacke geblasen werden, um
eine Reaktion zu veranlassen;
- so daß der Hauptteil des Zinks und ein Teil des Bleis in dem Sulfidkonzentrat und
die nicht-brennbaren Materialien bei einer Temperatur von 1150°C bis 1300°C in
der Schlacke gelöst werden, die enthält:
Fe und SiO2 mit einem Fe/SiO2-Verhältnis von 0,70 bis 1,46;
CaO mit einem Anteil von 15 Gew.-% oder weniger;
Zn im Bereich von 15 bis 25 Gew.-%;
S im Bereich von 0,5 bis 3 Gew.-%; und
einen Stein und/oder Metall, gebildet in einem Teil des Bleis in dem
Rohmaterial; und
- der Reduktionsschritt die Teilschritte enthält: Durchblasen eines aus der Gruppe
Schweröl, Kohlepulver und pulverisierter Koks ausgewählten Reduktionsmittels durch
die im Oxidationsschritt erhaltene Schlacke, so daß das Zink und das Blei in der
Schlacke verdampfen und kondensiert werden, um geschmolzenes Zink und
geschmolzenes Blei zu gewinnen.
2. Verfahren nach Anspruch 1, gekennzeichnet durch die Schritte:
Sammeln des wertvollen Zinks und Bleis in dem durch den Oxidationsprozeß
erzeugten Gas als nicht-brennbare Stoffe und Rückführen der nicht-brennbaren
Stoffe zu dem Oxidationsprozeß.
3. Verfahren nach Anspruch 1, gekennzeichnet durch das Verwenden
eines Teils des Rests der geschmolzenen Schlacke im Reduktionsschritt als eine
Schlacke im Oxidationsofen.
4. Verfahren nach Anspruch 3, bei dem die geschmolzene Schlacke gekühlt und
verfestigt wird, um dann vor dem Einsatz im Oxidationsofen pulverisiert zu werden.
5. Verfahren nach einem der Ansprüche 1 bis 4, bei dem das Rohmaterial so
eingestellt wird, daß das Gesamtgewicht des Zinks größer ist als das Gesamtgewicht des
Bleis in dem dem Oxidationsofen zugeführten Rohmaterial.
6. Verfahren nach einem der Ansprüche 1 bis 5, bei dem ein Oxidationsgas,
insbesondere Umgebungsluft, in das Stein- und/oder Metall-Material eingeblasen wird,
um den Schwefelanteil herabzusetzen.