DD201609A5

DD201609A5 - Verfahren zum selektiven reduzieren schwerer metalle

Info

Publication number: DD201609A5
Application number: DD81235490A
Authority: DD
Inventors: Gotthard Bjoerling
Original assignee: Skf Steel Eng Ab
Priority date: 1981-03-10
Filing date: 1981-12-07
Publication date: 1983-07-27
Also published as: AU7756181A; AU541063B2; PL234412A1; US4487628A; KR830007858A; IT1139854B; GB2094353A; ES506739A0; DE3141925A1; ZA817981B; BE891178A; FI813739L; ES8207587A1; BR8200161A; FR2501720A1; ZW27781A1; AR225375A1; SE446014B; SE8101495L; JPS57158336A

Abstract

Die Erfindung bezieht sich auf die selektive Herausreduzierung schwerer Metalle aus feinkoernigem, im wesentlichen oxidischen Material. Das oxidische Material wird in einen Ofen eingeblasen, und zwar zusammen mit einer zur Erzielung der gewuenschten Selektivitaet erforderliche Menge Reduktionsmittel unter gleichzeitiger Zufuhr von Waermeenergie durch ein in einem Plasmagenerator erhitztes Gas. Die Temperatur wird auf einem solchen Niveau eingestellt, dass sie dem Sauerstoffpotential entspricht, bei dem die gewuenschten Metalle in eine besondere, isolierbare Phase als Metallschmelze, Metalldampf, Speis oder Matte ueberfuehrt werden, waehrend die uebrigen Metalle in eine Schlackenphase uebergehen und als Schlackenschmelze isoliert werden koennen.

Description

Verfahren z"um. selektiven Reduzieren schwerer Metalle

Anwendungsgebiet der Erfindung

Die vorliegende Erfindung bezieht sich auf ein Verfahren zum selektiven Reduzieren schwerer Metalle aus feinkörnigem, im wesentlichen oxidisehem Material»

Charakteristik der bekannten technischen Lösungen

Es ist bekannt, eisenhaltiges, feinkörniges oxidisches Material in einem Ofen durch Erwärmung des Materials mit einem in Plasmaform überführten reduzierenden Gas zu reduzieren, wobei Roheisen vom Boden des Ofens abgelassen werden kann und Schlacke auf einem darüberliegenden Uiveau abgelassen wird». Koks wird von dem oberen Ende des Ofens zugeführt und abgehende Abgase werden zur Trocknung und Vorreduktion des eintretenden oxidischen Materials verwendet/ Das feinkörnige, eisenoxidhaltige Material wird hierbei in das Plasma und in den Koksherd eingeblasen, wo die Reduktion mit Hilfe zugeführter Reduktionsmittel, Kohle und Koks vor sich geht., Metall und Schlacke schmelzen danach unter das Plasma ab und bilden eine Schicht mit einer darüberliegenden flüssigen Schlackenschicht, die getrennt voneinander abgelassen werden, Bei der Reduktion von Eisen hat die Reduktionszone eine Temperatur von 1700 bis 2000 ⁰C,

Die gewöhnliche Methode, Kupfer aus kupfer- und eisenhaltigem Sulfidinineral, beispielsweise Kupferkies, der das wichtigste Kupfermineral ist, herzustellen, besteht darin, zuerst den Mineralrohstoff zu schmelzen, gegebenenfalls nach vorhergehender partieller Röstung, so daß man einer-

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seits eine Sulfidschmelze, Matte genannt, erhält, in der sich, alles Kupfer und ein Teil Eisen.ansammelt, andererseits eine Silikatschmelze, Schlacke genannt, die Gangart und außerdem einen Teil des Eisens des Kupferminerals enthält. Hatte wird von der Schlacke geschieden, und durch vorsichtige Oxydation mit Luftsauerstoff in einem sog, Konverter wird' das ganze darin enthaltene Eisen in eine neue Schlacke überführt und der Schwefel in Schwefeldi-„ oxid verwandelt, so daß man ein metallisches Kupfer, BIi- ^- sterkupfer genannt, erhält. Dieses wird in geschmolzener Form von im wesentlichen allen metallischen Verunreinigungen befreit außer den Edelmetallen, die nur durch elektrolytische Raffination beseitigt werden können,

Dieses bekannte Verfahren hat -gewisse !lachteile., Sin solcher liegt in der schrittweise und in bezug auf die Zeit .sehr ungleichförmig eintretenden Beseitigung von Schwefel, wodurch einerseits Umwelt schutzprobleine geschaffen werden und andererseits die Verwendung der Schwefeldioxide zur Herstellung von Schwefelsäure erschwert wird* Ein anderer Nachteil zeigt sich, wenn man, wie dies in modernen Kupferwerken geschieht, mit einem verhältnismäßig hohen Kupfergehalt in der Matte arbeitet, wobei man einen so hohen Kupfergehalt in der Schlacke erhält, daß diese besonders behandelt werden muß. Schließlich kann erwähnt werden, daß viele Kupferrohstoffe oft einen bedeutenden Gehalt von Zink haben, der normal in der Schlacke verlorengeht.

Was oben bezüglich sulfidischer Kupferrohstoffe gesagt wurde, hat auch für sulfidische—Bulkkonzentrate Geltung, Oft kommt Schwefelkies in Mineralablagerungen zusammen mit anderen Metallsulfiden, vor allem Zinkblende, Kupferkies und Bleiglanz vor* In vielen Fällen kann man das Material zerkleinern und mahlen, so daß die verschiedenen

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Mineralien getrennte Körner bilden und dadurch technisch durch Flotation separiert werden können, aber oft sind die Grundmetallmineralien so feinkörnig, daß man nicht mit annehmbarer Ausbeute die einzelnen Metallfraktionen gewinnen kann; dagegen kann man den größten Teil des Schwefelkieses abscheiden und die Grundmetalle in einem sog, Bulkkonzentrat sammeln. Diese haben gewöhnlich eine Zusammensetzung der Größenordnung 1 bis 4 % Cu, 2 bis 6 % Pb, 15 bis 25 % Zn soY/ie außerdem bedeutende Gehalte von Edelmetallen., Es gibt heutzutage keine metallurgischen Werke, die solche Konzentrate behandeln, sondern sie müssen zusammen mit dem normalen Einsatz Kupfer-, Blei-oder Zinkwerken zugeführt werden, wobei man versucht, den ganzen Metallinhalt aus Schlacken oder anderen Nebenprodukten zu gewinnen, So kann man durch sog, "slag-fuming" Zinkkonzentrat aus Schlacken von Kupfer- und Bleiwerken gewinnen, Kupfer erhält man aus Schlacke bei der Bleiraffination,und Blei kann aus den Laugrückständen von Zinkwerken hergestellt werden»

Alle diese Verfahren geben jedoch nur Konzentrate anderer Metalle als des Hauptmetalls, und die Gewinnung von Metall aus diesen kostet ungefähr ebenso viel wie die Gewinnung aus Erzkonzentraten,

"Slag-fuming" ist ein ganz gewöhnliches Verfahren zur Gewinnung des Zink- und Bleigehalts aus Schlacken von.Kupfer- und Bleiwerken, Man bläst Kohlenpulver und einen Unterschuß von Luft in die geschmolzene Schlacke ein, wobei Zink und Blei herausreduziert werden und Metalldampf bilden, der verbrannt wird und einen feinen Staub von Oxiden in den Abgasen bildet, Nach dessen Reinigung erhält man ein sog, Miscb.ox.id, eine Mischung von Zink- und Bleioxid; außerdem kommt eine · Menge anderer Verunreinigungen vor, beispielsweise Oxide von Zinn und Wismut, weiterhin Fluoride und Chloride sowie

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Schwefel in Form von Sulfat,

Die gewöhnliche Methode, den Metallgehalt zu gewinnen, gründet sich auf sog, Klinkerformung, bei der das Mischoxid, einer leichten Reduktion bei etwa 1250 ⁰C unterworfen wird, wobei Blei und die Mehrzahl der Verunreinigungen reduziert und aus dem Mischoxid in einem Drehofen abgedampft werden. Man erhält einerseits ein beschwertes, aber einigermaßen reines Zinkoxid, gekalkte Klinker und einen sog. Bleistaub, der hauptsächlich aus Bleisulfat sowie Verunreinigungen besteht. Der Klinker muß in einem Zinkwerk behandelt werden, gewö'hnl.icherweise durch Auslaugen und Elektrolyse, während der Bleistaub zusammen mit anderem Einsatz

ί "Rl pH *»rP τ»1ί" CT O^-QT¹IiVi τ>+ wH ""¹H

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ii'.erronickel ist eine Legierung, bestehend aus 20 bis -35 % ITi und im übrigen Eisen; es wird als !Tickelträger zur Herstellung von korrosionsfestem Stahl oder anderem Speziaistahl verwendet, .

Perronickel wird im allgemeinen in der gleichen ?/eise hergestellt wie' Elektrorohe.isen durch Reduktion von gesintertem und gegebenenfalls im voraus reduziertem Erz mit Koks in einem Elektroofen, Da das Erz gewöhnlich mehr Eisen im Verhältnis zum Uickelgehalt enthält als man in dem fertigen Perronickel zu haben wünscht, muß man oft durch Konverterblasen einen gewissen Teil des ausreduzierten Eisens verschlacken.

Pur die Herstellung von Ferrochrom mit 65 bis 70 % Cr muß man ein Ghromiterz...mit hohem Cr:Pe-Verhältnis haben, zweckmäßigerweise etwa mit dem Wert 3* Solches Chromerz ist recht selten und bedingt einen bedeutend höheren Preis als Erz mit einer niedrigeren Verhältniszahl von etwa 1,8.

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Es ist daher wünschenswert, in einfacher Weise Erz mit niedriger Verhältniszahl anzureichern. Gewisse Methoden wurden vorgeschlagen, die gewöhnlicherweise auf Herstellung von Eisenschwamm aus dem Chrom.it und der Wegnahme des metallischen Eisens aus diesem basieren, aber die Verfahren sind recht umständlich und aus dem Gesichtspunkt des Umweltschutzes verwerflich*

Manchmal kommt Vanadium zusammen mit Magnetit vor, jedoch dabei oft mit so geringen Gehalten, etwa 1 %, daß die Vanadiumgewinnung durch Pe He ti sie rung des Magnetits mit Soda und Auslaugen des gebildeten Vanadates teuer wird» Weiterhin wird die Teilchenqualität nach dem Auslaugen so gering, daß das Material kaum als Pellets verkauft werden kann,

Ziel der Erfindung

Ziel der Erfindung ist die Bereitstellung eines einfachen und wirtschaftlichen Verfahrens, welches die selektive Reduzierung schwerer Metalle aus feinkörnigem, im wesentlichen oxidischem Material unter Vermeidung der Fachteile bekannter Verfahren gestattet,

Darlegung des Wesens der Erfindung

Der Erfindung liegt die Aufgabe zugrunde, eine neue Technologie für die selektive Reduzierung schwerer Metalle aus oxidischem Material zur Verfügung zu stellen.

Es hat sich .jetzt überraschenderweise als möglich erwiesen, mit Hilfe der vorliegenden Erfindung die oben genannten . Nachteile und. Unzuträglichkeiten der bekannten Verfahren zu beseitigen, wobei das im wesentlichen oxidische Material

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"bei dem einleitend beschriebenen Verfahren in einen Ofen eingeblasen wird zusammen mit einer zur Erzielung einer gewünschten Selektivität erforderlichen Menge Reduktionsmittel unter gleichzeitiger Zufuhr von Wärmeenergie durch ein in einem Plasmagenerator erwärmtes Gas, wobei die Temperatur auf einem solchen Eiveau eingestellt wird, daß sie dem Sauerstoffpotential entspricht, bei dem die gewünschten Metalle in eine besondere, isolierbare Phase überführt werden in der Porm von Metallschmelze, Metalldampf, Speis oder Matte, und bei dem die übrigen Metalle; in eine Schlackenphase eintreten und als Schlackenschmelze isoliert werden können,,

Haca einer bevorzugten Ausführungsform der Erfindung geschieht die Reduktion in einem Koks-gefüllten Schacht, Die verwendete Koksmenge nimmt nur in begrenztem Umfang an der Reduktion teil,·

Nach einer weiteren bevorzugten Ausführungsform der Erfindung werden die in dem oxidischen Material vorkommenden leichtflüchtigen Metalle dem Ofen als Metalldampf entnommen, der kondensiert und als Metallschmelze gewonnen wird,

Zweckmäßigerweise wird der eingeblasene Materialstrom so gerichtet, daß er im wesentlichen in Berührung mit der im unteren Teil des Ofens gebildeten Schmelze kommt.

Gemäß einer anderen bevorzugten Ausführungsform der Erfindung wird eine in dem ox-id-i-SGhe-n—Material vorkommende Menge Eisen verschlackt und als Oxid während der Reduktion des übrigen Materials,, beibehalten. '

Gemäß einer weiteren bevorzugten Ausführungsform der Er-

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— 7 -. '

findung wird das oxidische Material im voraus geröstet, wodurch darin vorkommender Schwefel beseitigt wird.

Gemäß einer weiteren zusätzlich bevorzugten Ausführungsform der Erfindung wird ein im wesentlichen schwefelfreies oxidisches .Material in Staubform eingeführt, wobei Reduktionsmittel in einer Menge entsprechend 75 bis 90 % der stöchiometrischen Reduktionsmenge zugeführt wird.

Gemäß einer weiteren anderen bevorzugten Ausführungsform der Erfindung beträgt die Temperatur bei der Reduktion höchstens 1350 ⁰C.

Die oben genannten Nachteile bei der Kupfergewinnung aus sulfidischen Rohwaren kann man durch "Verwendung der vorliegenden Erfindung vermeiden. Man beseitigt dabei zuerst allen Schwefel durch sog, Totröstung; diese wird- kontinuierlich durchgeführt und gibt eine hohe und gleichmäßige Konzentration von Schwefeldioxid in dem Abgas, wodurch die Verwendung erleichtert und die Umweltprobleme vermindert werden, Das erhaltene Röstgut wird zusammen mit einer ge- wissen Menge Kohlenpulver und Schlackenbilder in einen Plasmawärmeofen eingeblasen. Die Ko.hlenpulvermenge und andere Bedingungen des Schmelzprozesses sind so bemessen, daß in dem Ofen alles Kupfer, aber nur ein kleiner Teil -des Eisengehaltes in eine Metallschmelze herausreduziert wird,, die Schwarzkupfer genannt wird,, da sie beim Erstarren eine durch das Eisenoxid in der Außenschicht bedingte schwarze Farbe annimmt. Die überwiegende Sisenmenge sowie alle Gangart bilden eine Schlacke, die sehr geringen Kupfergehalt hat, da sie im Gleichgewicht mit dem metallischen Eisen in dem Schwarzkupfer steht. Der Zinkgehalt der Rohware wird herausreduziert und bildet Zinkdampf, der mit

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dem Abgas durch- den Ofensc.hac.ht aufsteigt und beim Abkühlen des Abgases zu flüssigem metallischem Zink kondensiert wird,. . .

Auf diese Weise hat man somit die Uachteile vermeiden können, die für die gewöhnliche Kupferherstellung aus sulfidischen Rohstoffen, bezeichnend sind,

W Es ist natürlich ein Nachteil·,., daß man elektrische Energie für die ReduktionsSchmelzung zuführen muß, aber wie.aus dem Ergebnis, im folgenden dargestellter Schmelzversuche hervorgeht, ist diese Energiemenge von der gleichen Größenordnung wie die beim Schmelz.en von Kupferschlick im elektrischen Ofen erforderliche Menge,

Die vorliegende Erfindung kann auch für Bulkkonzentrate verwendet werden, wobei das Bulkkonzentrat zuerst zur Beseitigung von nahezu allem Schwefel geröstet wird; so viel wird übrig gelassen, wie zur Bildung von Kupfermatte notwendig ist. Außerdem werden andere flüchtige Yerunreini-,- . gungen, z.. B. Arsenik, weggeröstet, Das Ro st gut wird jetzt in der gleichen. Weise geschmolzen,, wie dies für das Röstgut aus dem Kupferkonzentrat angegeben wurde. Da Zink das größte der Grundmetalle ist, ist der plasmaerhitzte Schachtofen vorzugsweise an einen Zinkkondensor angeschlossen, wo .herausreduziertes Zink gewonnen wird. Kupfer und ein Teil Eisen bilden Matte, aber das Blei bildet eine besondere Metallschmelze, die sich von der Matte abscheidet,- Die Reduktion wird selektiv, durchgeführt, so_daß der Hauptte.il des Eisengehaltes sowie die Gangartbestandteile, sich in. der Schlacke ansammeln. Von den Edelmetallen geht Gold hauptsächlich in die.Kupfermatte ein, während das Silber sich zum größten Teil in dem Blei ansammelt.

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In einer Verfahrensstufe hat man. hier also aus dem gerösteten Bulkkonzentrat hochwertige Metallprodukte erhalten, nämlich Kupfermatte,- aus der man leicht Kupfermetall herstellt,, für die. Raffination-fertiges Rohblei,- sowie Zink, wobei alle diese Produkte verkaufsfertig sind, Aus Kupfer und Blei werden; die Edelmetalle nach bekannten Verfahren gewonnen.

Eine einfachere Behandlungsmethode zur Behandlung von Mischoxid besteht in der Anwendung der vorliegenden Erfindung, Dabei sollen doch solche Verunreinigungen, wie Chloride und fluoride, zuerst beseitigt werden, was am einfachsten durch sog, Leic.htklinkerung geschieht, wobei die Mischoxide in einem Drehofen bei etwa 1150 ⁰G und .unter äußerst schwacher Reduktion behandelt werden, und wobei die Halogene und der Schwefel abgehen, -während Blei und andere Metalle in dem Leichtklinker zurückbleiben.

Der Leichtklinker wird mit Vorteil in einem plasmaerhitzten Schachtofen reduziert. Man erhält direkt Fließzink im Kondensor und unten sammelt sich Blei, in dem Zinn, Wismut und andere Metalle mit niedrigerer Flüchtigkeit als Zink gelöst sind.

Es ist vorteilhaft, in dem gleichen Prozeß andere zink- und bleihaltige Zwischenprodukte zu behandeln, wobei darin vorkommendes Eisen unreduziert in der schließlich erhaltenen. Schlacke belassen wird. Als Beispiel für solche Zwischenprodukte kann genannt—werden Konverterstaub von der Konvertierung von Kupfermatte, Bleistaub von Bleischachtöfen sowie - zink— und: bleihaltige Schlacken, Der Wirkungsgrad ist also besser, wenn man solche Schlacken, die jetzt nach der "slag-fuming"-Methode behandelt werden, direkt

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der Gewinnung- von Zink und Blei in Form von Metallen in einem plasmaerhitzten. Schachtofen zuführt-.

Durch Verwendung: der: vorliegenden Erfindung bei der Herstellung von. Ferronickel kann man durch selektive Reduktion, direkt die Legierung herstellen, die man zu erhalten wünscht.. Hierbei, wird das Erz in, einer oder zwei Stufen mit Verwendung· des CO- und H_?—Gehaltes des Ofengases vorreduziert_r und das. vorreduzierte Gut und die Schlackenbilder werden, zusammen mit einer bestimmten- Menge Kohlenpulver in einen, plasmaerhitzten Schachtofen eingeblasen zur Ausreduzierung- von allem Uickel und einer für die erforderliche Ferronickelqualität wünschenswerten Menge Eisen, während der Rest des Eisens sowie die Gangartbestandteile verschlackt werden.

Außer dem genannten Vorteil mit der Festlegung eines geeigneten Nickelgehaltes werden die folgenden weiteren Vorteile erzielt:

A) Das Erz braucht nicht gesintert zu werden.

B) Die Reduktion, wird hauptsächlich mit Kohle und nicht . mit_ Koks durchgeführt.

Bei der vorliegenden Erfindung geschieht eine selektive Herausreduktion. eines geeigneten Teiles des Eisens aus einem Erz mit niedriger Verhältniszahl· durch Behandlung in einem plasmaerhitzten Schachtofen. Das Chromiterz, das zweckmäßigerweise feinkö-mig—iaiL^mrd ^vorzugsweise wie oben angegeben mit Hilfe des-an CO—und EU-reichen Abgases vorreduziert, und. da-s vorreduzierte. Gut mit einem Zusatz von Kalk und gegebenenfalls anderen Schlackenbildern wird zusammen mit einer abgewogenen Menge Kohlenpulver in einen

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plasmaerhitzten Schmelzofen eingeblasen, wo ein bestimmter Teil des Eisengehaltes des Chromite herausreduziert wird lind ein verwendbares Roheisen bildet, während alles Chrom und der restliche Eisengehalt zusammen mit dem zugesetzten Kalk eine .Schlackenschmelze bildet, die aus FeO . und CaO . ^^ep^3 besteht.. Diese flüssige Schlacke kann . direkt einem gewöhnlichen elektrischen Ofen zur Herstellung von Ferrochrom zugeführt werden. . .

Außer der Anreicherung werden, folgende Vorteile erzielt:

A) Das Überschußeisen in dem Erz mit niedriger Verhältnis— zahl kann als prima Roheisen ausgenützt werden,

B) Die Sinterung oder PeHetisierung.der Rohware ist.nicht erforderlich.

C). Kohle kann als hauptsächliches Reduktionsmittel verwende werden.

Die vorliegende Erfindung mit selektiver Reduktion in einem plasmaerhitzten Ofen kann bei der Vanadinanreicherung verwendet werden und bietet eine vorteilhafte Alternative zur Ausnutzung des Vanadingehaltes. Man verwendet grundsätzlich die gleiche Methode wie bei der Anreicherung von Chromerz., Der Magnetit, der vorzugsweise feinkörnig sein soll, wird zweckmäßigerweise wie oben angegeben mit Verwendung· des CO- und H -Gehalts in dem Ofengas vorreduziert. Das vorreduzierte Gut mit einem Zusatz- von Schlackenbilder wird zusammen mit- einer abgemessenen Menge Kohlenpulver in einen plasmaerhitzten Schachtofen eingeblasen, wo der Hauptteil des Eisengehalts, aber kein Vanadin ausreduziert wird und ein verwendbares Roheisen, bildet. Der Rest des Eisens sowie das ganze Vanadin bilden eine Schlacke, die einem, geeigne-

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ten konventionellen Ofen zur vollständigen Reduktion zugeführt· wird, wobei man ein vanadinre.ich.es Roheisen erhält, Dieses kann in bekannter Weise vorsichtig oxydiert.-werden zur Bildung einer vanadinreichen Schlacke, die eine Handelsware ist und zur Herstellung von einerseits Ferrovana— din, andererseits Vanadinsäure verwendet werden kann»

. Die übrigen Vorteile mit dieser Methode sind im wesentlich chen die gleichen, wie sie für die Behandlung von Chrom!t angegeben wurden*

Ausführungsbeispiel

Die Erfindung wird nachstehend an einigen Beispielen näher erläutert, Insbesondere wird die vorliegende Erfindung näher beschrieben mit Hinweis auf nachstehende Versuche,

. Versuch 1

ReduktionsSchmelzung von geröstetem Kupferkies

Ein Kupferkiesschlick mit folgender Analyse wurde behandelt

Cu	28	?	CuPeS₂
Zn	3	0, /	ZnS .
Pb	1	?	PbS
FeS₂	2
SiO₂	G	,2 ?
CaO	5	,4 9
δ als
S als
δ als

Nach Totröstung erhielt man ein Röstgut mit der Zusammensetzung

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31,1 %
28,2 %
ri o a? J ) -J rf
1,1 %
0,2 %
6,9 %
6,0 %
Cu
ι Pe
Zn
ι Pb
S
'< SiO₂
CaO

Das Röstgut wurde mit reinein Quarzsana und Kohlenpulver mit der Analyse 75 % C, 10 % H und 15 % Asche gemischt; auf 100 Teile Röstgut wurden 147 Teile Quarzsand und 7,1 Teile Kohlenpulver zugesetzt. Diese Mischung wurde in einen plasmaerh.itzten Schachtofen eingeblasen, worauf man ein Schwarzkupfer mit der Analyse

Cu	93,9
Fe	2,7
Pb	2,7
S	0,7
erhielt.

Außerdem erhielt man eine Schlacke mit der Zusammensetzung

Pe	44,3 %
Zn	Π Q Of \J , j /a
Pb	0,3 %
Cu	0,2 %
SiO₂	33,0 %
CaO	9,3 %

Die Kupferausbeute in dem Schivarzkupfer war 99,5 %.

236 kg Kohle und 49 kg Koks je Tonne Kupfer wurden verbraucht, '

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-u-

Der Verbrauch von elektrischer Energie betrug bei einem Wirkungsgrad von 80 % in dem Plasmabrenner 958 kWh/Tonne Kupfer,, wobei gleichzeitig 97 kg Zink gewonnen wurden. Berechnet per Tonne Kupferschlick wurden 66 kg Kohle und 14 kg Koks sowie alles in allem 567 kWh elektrische Ener gie verbraucht«

Das Material wurde in einem Winkel von zwischen 30° und Q) 70°, vorzugsweise 55°, gegen die Badoberfläche eingeblasen. Die Mattetemperatur betrug etwa 1200 ⁰C und die Schlackentemperatur etwa 1300 ⁰CV

Versuch 2

ReduktionsSchmelzung von geröstetem Bulkkonzentrat

Das Konzentrat hatte folgende Zusammensetzung:

2	%	Gu
4	%	Pb
20	%	Zn
20	%	Pe
1	%	As
15	%	SiO₂
13	%	GaO + MgO

Nach der Röstung wurde das Röstgut analysiert:

2,2 % Cu

4,5 % Pb

22,4 % Zn

22,4 % Pe

16,8 % SiO₂

14,6 % GaO + MgO

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235490 1 -is- ^6O15518 Auf 100 Teile R'dstgut wurden 9,4 Teile Quarzsand und 5,1 % Kohlenpulver zugesetzt, und diese Mischung wurde in einen plasmaerhitzten Schachtofen in einem Winkel von 50 gegen die Badoberfläche eingeblasen, Folgende Produkte wurden erhalten

Matte :	33	%	Gu (abgelassen bei 1150 C)
	42	%	Fe
	8	O/ iQ	Pb
	17	CfT	S
Bleimetall :	97		Pb
	2	of	Cu
	1	%	S
Zink:	99,5	or /O	Zn
Schlacke:	32,1	Of /O	Fe
	42,9	%	SiO₂.
	23,8	%	GaO
	0,2		Cu.
	0,4		Pb
	0.7		Zn

Die Kupferausbeute in der Matte war 95 %* Die Bleiausbeute im Bleimetall war 94 % Die Zinkausbeute im Fließzink war 97 %*

Pro Tonne Bulkkonzentrat wurden 45 kg Kohle und 9,5 kg Koks.verbraucht. Der Energieverbrauch bei 80 % Wirkungsgrad in dem Plasmavorwärmer'betrug 797'kWh/Tonne Schlick.

Pro Tonne Schlick be-trägt die Ausbeute 194 kg Fließzink, 19 kg Kupfer in Matte und 38 kg Blei in Rohblei.

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Versuch 3

Behandlung von Mischoxid

Das Mischoxid hatte die folgende Zusammensetzung:

ZnO PbO SnO₂

M₂ ⁰J

SO²"

Cl⁴" und F'

vor Leicht	nach Leicht—
klinke rung	klinkerung
58 %	68 %
23 %	27 %
2 %"	2,5 %
2 %	2,5 %
13 %
2 %
100 %	·· 100 '%

Die Reduktion des Leicht klinke rs ^/vurde nach Einmischung von 75Υ6 kg Kohle/Tonne liÄischoxid durchgeführt, Man erhält eine Bleilegierung,- die bei 850 und folgende Zusammensetzung hatte:

C abgelassen wurde

85,9 % Pb sowie Zink mit über 99 % Zn

6,0 % Sn

7,3 % Bi

0,8 % S

Der Energieverbrauch betrug 978 kWh/Tonne Mischoxid bei einem Wirkungsgrad von.^0__^_in_dem Plasmabrenner.

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235490 V -η- ^S0155ia

Versuch 4

Perronickel-Herstellung aus Lateriterz

Der Versuch wurde durchgeführt bei einem Lateriterz mit folgender Analyse:^

Erz .vorreduziertes Gut

Pe Ki Co Cr Mn Al₂O.

CaO MgO SiO^

Das vorreduzierte Gut wurde mit 22 Teilen Quarz und 8 Teilen Kohlenpulver pro 100 Teile Gut gemischt und -wurde in einem plasmaerhitzten Schachtofen geschmolzen» Man erhielt Metall und Schlacke mit folgenden Zusammensetzungen :

50,01 %	67,0 #
1,00 %	1,34 %
0,06 %	0,08 %
2,40 %	op (rf
5 2 Ψο	7 Γι C
5,2 . %	7 Π "^
2,0 %	? Ύ ^
1,0 %	1,34 % .
4,9 %	6,6 ^

Perronickel (abgelassen	bei 1550 ⁰C)	Schlacke (abgelassen	bei	1600 ⁰C)
Hi Pe	20 % «7 Q Ot.	Pe	49, 22,	ir o2
Co	Λ Ο/	Cr	2,	C c7 W /O

Die warme Schlacke kann ohne größere Kosten zu Roheisen nachreduziert werden.

235 490 1

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60 155 18 - 18 -

ν- ' Analyse :

Pro Tonne Later.it wurden alles in allem 522 kWh zur Herstellung von 50 kg Perronickel verbraucht, d. h. _t pro Tonne Nickel wurden 52.200 kWh benötigt,

Versuch 5

Anreicherung von Chromerz mit niedriger Verhältniszahl.

Der Rohstoff bestand aus einem Chromerz mit folgender

Pe 23,6 % d. h. mit einer Verhältniszahl 1,8 Cr 42,5 % . SiO ₂~" 7,7 %

Die Absicht war, so .viel Eisen herauszureduzieren, daß die Verhältniszahl in dem Rest, d. h. der Schlacke, sich auf 3,0 belief.

Das Erz wurde nach dem Mahlen mit 23 Teilen gebranntem Kalk und- 16 Teilen Kohlenpulver je 100 Teilen Erz gemischt. Beim Schmelzen in einem plasmaerhitzten Schachtofen erhielt man teils ein Roheisen, teils eine Schlacke mit folgenden Analysen:

Roheisen 96,6 kg Schlacke 1102 kg

(abgelassen bei 1575 ⁰C) (abgelassen bei I65O ⁰C)

Fe	98,3 %	Pe	12,8 % .
Cr	1,1 %	Cr	38,5 %
C	0,6 %	CäcT"	~" 20,6 %
	.. - . . —	SiO₂	6,8 %

Der Verbrauch von elektrischer Energie betrug alles in allem 800 kWh/Tonne Chroiniterz.

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235490 1 _₁₉- ⁶⁰¹⁵⁵¹V.

Versuch 6

Anreicherung des V-Gehaltes in Magnetit

Zur Behandlung lag ein vanadinhaltiges Magnetitkonzentrat vor, das folgende Analyse hatte: ·

94,7 % Pe.' 1,0 % Y 4,3 % SiO₀

100 %

Mach Vorreduktion zum PeO-Stadium wurde das Konzentrat in einem plasmaerhitzten Schachtofen reduktionsgeschmolzen mit einem Zusatz von 10 Teilen Kohlenpuiver ,je 100 Teilen vorreduziertem Gut. Sin Zusatz von Schlackenbilder war nicht notwendig, ;

Man erhielt ein Roheisen und eine Schlacke:

Roheisen Schlacke

(abgelassen bei 1450 ⁰O) (abgelassen bei 1500 ⁰C)

98,2 %	Pe	65,9 %	PeO
0,08 %	V	-10,2 %	V₂O
\| ύ of*	C	23,9 %	SiO₂

Die Vanadiumausbeute in der Schlacke war 95 %. Bach Redukt ions Schmelzung de r __S chi ac k e kann man ein Vanadium-Roheisen mit etwa 10 % V erhalten, aus dem man bei vorsichtiger Säuerstoffbehandlung eine verkaufbare Vanadiumschlacke erhalten kann.. Es ist auch möglich, das Vanadium aus der ersten Schlacke nach Sinterung mit Soda auszulaugen» . . · ·

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23 5 4 9 O 1 AP C 22 B / 235

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. Pro Tonne Magnetitschlick wurden bei dem Schmelzen 93 kg Kohle sowie 799 kWh verbraucht bei einem Wirkungsgrad von 80 % in dem Plasmabrenner.

Ganz allgemein gilt für alle Ausführungsbeispiele, daß der Einblaswinkel des Material-s gegen die Badoberfläche sich auf zwischen 30° und 70°, vorzugsweise etwa 50°, belief. Bezüglich der Energiemenge wurden generell 5 kWh/m \J (n) Plasmagas verbraucht.

Als Trägergas beim Einblasen kann ein inertes Gas, beispielsweise Stickstoff oder rezirkulierte Prozeßgas Verwendung finden*

Claims

23» 3* 1982 AP C 22 B / 235 490 490 1 _21_ 6O15518 Erfindungsanspruch

1♦ Verfahren zum selektiven Reduzieren schwerer Metalle aus feinkörnigem, .im wesentlichen oxidischem Material, gekennzeichnet dadurch, daß das oxidische Material in einen Ofen eingeblasen wird zusammen mit einer zur Erzielung einer gewünschten Selektivität erforderlichen Menge Reduktionsmittel unter gleichzeitiger Zufuhr von Wärmeenergie durch ein in einem Plasmagenerator erwärmtes Gas,- wobei die Temperatur auf ein solches Niveau eingestellt wird, daß sie dem Sauerstoffpotential ent-· spricht, bei dem die gewünschten Metalle in eine besondere, isolierbare Phase als Metallschmelze, Metalldampf, Speis oder Matte überführt werden und bei dem die übrigen Metalle in eine Schlackenphase übergehen und' als Schlackensc.hnielze isoliert werden können.

2. Verfahren nach Pankt 1, gekennzeichnet dadurch, daß die Reduktion in einem mit Koks gefüllten Schacht vor sich geht,, wobei die vorkommende Koksmenge im wesentlichen nicht an der Reduktion teilnimmt.

3. Verfahren nach Punkt 1, gekennzeichnet dadurch, daß der eingeblasene Materialstrom so gerichtet wird, daß er hauptsächlich in Berührung mit der im unteren Teil des Ofens gebildeten Schmelze kommt,

4 90 1 6o₁₅₅ ie

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dadurch, daI3 das oxidische Material aus einem Ferro— nickelerz besteht.

4. Verfahren nach einem der Punkte 1 bis 3, gekennzeichnet dadurch, daß in dem oxi.d±s.c±Le.n._Materi_al vorkommende leichtflüchtige Metalle als Metalldampf dem Ofen entnommen werden,, worauf der Metalldampf kondensiert und als Metallschmelze gewonnen wird.

35 4 90 1

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5. Verfahren nach einem der Punkte 1 bis 4, gekennzeichnet dadurch, daß in dem oxidischen Material vorkommendes Eisen verschlackt und als Oxid während der Reduktion des übrigen Materials beibehalten wird.

6. Verfahren nach einem der Punkte 1 bis 5, gekennzeichnet dadurch, daß das oxidische Material zur Beseitigung darin enthaltenen Schwefels vorgeröstet wird.

G ''

7. Verfahren nach einem der Punkte 1 bis 6, gekennzeichnet dadurch, daß ein im wesentlichen schwefelfreies oxidisches Material in Staubform eingeblasen wird, wobei Reduktionsmittel in einer Menge entsprechend 75 bis 90 % der stöchioinetrisehen Reduktionsmenge zugeführt wird»

8. Verfahren nach einem der Punkte 1 bis 7> gekennzeichnet dadurch, daß die Temperatur während der Reduktion sich auf höchstens 1350.⁰C beläuft,

9. Verfahren nach einem der Punkte 1 bis 8, gekennzeichnet dadurch, daß das oxidische Material aus einem Kupferrohmaterial besteht, in dem eine zur Bildung von Matte erforderliche Menge Schwefel vorkommt.

10. Verfahren nach einem der Punkte 1 bis 8, gekennzeichnet dadurch, daß das oxidische Material aus geröstetem sulfidischem Bulkkonzentrat besteht.

11. Verfahren nach einem- de-r—Pu-nk-te 1 bis. 8, gekennzeichnet dadurch, daß das oxidisc.he Mate-rial aus einem von "slag-fuming"_:.he-rrührenden Mischoxid besteht.

12. Verfahren nach einem der Punkte 1 bis 8, gekennzeichnet

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. ' * AP C 22 B / 235

13» Verfahren nach einem der Punkte 1 bis 8, gekennzeichnet .dadurch, daß das oxidische Material aus einem C.hromit— erz mit niedriger Verhältniszahl besteht.

14. Verfahren nach einem der Punkte 1 bis 8, gekennzeichnet dadurch, daß das oxidische Material aus vanadiumhaltigern Magnetit besteht.