DE2648446A1 - Reduktionsverfahren fuer wertmetallhaltige, insbesondere bei nickel- und kupferschmelzprozessen anfallende eisenhaltige schlacken sowie zwischenprodukte - Google Patents

Description

• Reduktionsverfahren für wertmetallhaltige, insbesondere bei Nickel-
• und Kupferschmelzprozessen anfallende eisenhaltige Schlacken sowie Zwischenprodukte Die vorliegende Erfindung betrifft ein Verfahren zum Reduzieren von wertmetallhaltigen, insbesondere bei Nickel- und Kupferschmelzprozessen anfallenden eisenhaltigen Schlacken sowie Zwischenprodukten.
• Beim erfindungsgemässen Verfahren werden die Wertmetalle niedrige Gehalte an Nickel, Kobalt, Kupfer u.dgl. Metallen aber im allgemeinen einen hohen Eisengehalt aufweisender Schlacken und oxidischer, sulfidischer oder metallischer Zwischenprodukte pyrometallurgischer Prozesse in eine Form überführt, in der ihre gegenseitige Trennung sowie ihre weitere Veredlung (Verarbeitung) nach verschiedenartigen bereits bekanntten Verfahren möglich ist.
• Bei diesem Verfahren werden die Hüttenschlacken nach herkömmlichen, jedoch besser als bisher unter Kontrolle gehaltenen Methoden reduziert um die Wertmetalle in Form einer metallisierten, überwiegend eisenhaltigen Sulfidschmelze abzutrennen. Um die im Zusammenhang mit diesem Verfahren erforderliche genaue Zusammensetzung der Sulfidschmelzer zu gewährleisten ist es erforderlich, beim Schmelzen der sulfidischen oder metallischen Zwischenprodukte die Eisen- und Schwefelgehalte der Schmelze durch Zugabe von Eisenschrott (Stahlschrott), Eisensulfid und elementarem Schwefel zu steuern. Aus dem metallisierten Sulfidstein wird durch gelenkte Kühlung eine überwiegend eisenhaltige Metallphase auskristallisiert, in der sich u.a. die Elemente Ni, Co, Ga, Ge, I¢Io, W, Sn, ne, Au und Pt mehr oder weniger vollständig anreichern. Die gewöhnlich kupferreiche Sulfidphase wird von der Metallphase durch Magnetscheidung, Lösen der Metallphase o.a. bekannte Methoden getrennt.
• Beim erfindungsgemässen Verfahren diente (bisher) zum Reduzieren der Ilüttenschlacken und zur Behandlung der Zwischenprodukte ein Lichtbogenofen; selbstverständlich kann das Verfahren aber auch unter Verwendung andersartiger Ofenanlagen realisiert werden.
• Bei der Elektroofen-Reduktion von Schlacken lässt sich die Reduktion leicht verwirklichen. Die bei der Reduktion erzielbare Wertmetallausbeute muss im allgemeinen ökonomisch optimiert werden, da beispielsweise die Reduktion des Kobalts einen sehr hohen Aufwand an Koks und Elektroenergie erfordert. Bei dem Verfahren wird jedoch neben der Reduktion der Wertmetalle auch die Reduktion des Schlacken-Eisens genau unter Kontrolle gehalten. Da die Eisenreduktion kostspie- -lig ist und der maximale Schlacken-Reduktionsbedarf lediglich das Erreichen der Eisensättigungsgrenze voraussetzt, ist eine unnötige Eisenreduktion zu vermeiden und das freie Eisen des Endproduktes bedarfsfalls in Form von Schrott (z.B. Gusseisenspäne) in das System einzutragen. Auch zusätzlicher ScIiwefel kann dem System, sofern erforderlich, z.B. in Form von Eisensulfid zugeführt werden. Die wirksame Kontrolle des Reduktionsprozesses und gleichzeitig auch die menbei dem neuen Verfahren, genmässige Regulierung der Reduktionsergebnisse werden/durch eine sowohl empirisch als auch thermodynaniisch ermittelte underprobte Verfahrensweise gewährleistet. Charakteristisch für diese Verfahrensweise ist die ständige Kontrolle des der Schlackenzusammensetzung und den Wertmetallverteilungen sensibel folgenden Sauerstoffdrucks des Systems. Die Nernst'schen Verteilungen g HMe = -3 Me (-Stein): % Me (Schlacke) @ der Wertmetalle lassen sich bei Eisensilikatschlacken mit technisch ausreichender Genauigkeit aus den folgenden Funktionen ermitteln: HNi = 1,32 x 10-2 PO -1/2 2 HCo = 1,00 x 10-3 PO -1/2 2 HCu = (-2064/T + 0,919)PO2 -1/4 Der Sauerstoffdruck des Systems lässt sich aus der Schlackenzusammensetzung nach folgender Gleichung berechnen: log P02 ( -(3901/T) (NFeO-NFeO1.5) - 4 log (NFeO/NFeO1,5) + (11550/T) NSiO2 - 26510/T + 11,083.
• 2 worin PO2 (atm) der Sauerstoffdruck, NFeO, NFeO1,5 und NSiO2 die molaren Anteile der entsprechenden Schlackenoxide sowie T (°K) die Temperatur sind.
• Die Analyse der Grundschlacken-Zusammensetzung liefert somit für die Kontrolle im technischen System genügend genaue Sauerstoffdruck-Werte.
• Eine wichtige Bedeutung kommt bei diesem Verfahren der Behandlungsweise der bei der Reduktion anfallenden, hinsichtlich ihrer Zusammensetzung unter Kontrolle gehaltenen der Steine Sulfidsteine zu, denn darauf aufbauend lassen sich die Wertmetalle im Hinblick auf- ihre weitere Behandlung und Veredlung auf passende Zwischenproduktgruppen verteilen. Aus diesem Grunde werden im folgenden noch weitgehend unbekannte Gleichgewichtszustände mehrere IComponenten umfassender Sulfidsysteme in Abhängigkeit von der Zusammensetzung und der Temperatur erörtert.
• Die Hauptkomponenten des metallisierten Sulfidsteins bilden eine Fe-Co-Ni-Cu-S-Schmelze. In den Teilsystemen sind bei übereutektischen Temperaturen sowohl Be und Co als auch TTi in Sulfidschmelzen vollständig mischbar (Eutektika: Fe:31 % S/988°, Co: 26,6 % S/877°, N-i: 21,5 t9 S/6450C). Die Schwefellöslichkeit der Metalle infester Form ist ausserordentlich gering, so dass sie in ihren Schmelzen in festem Zustand in nahezu reiner Porm vorliegen. Abweichend vom Vorangehenden bosteht im Cu-S-System bekanntlich eine nahezu vollkommene Schmelze-Mischungslücke. zwischen dem Metall und seinem Sulfid (Cu + 1,5 % S/19,8 % S/1105°C). Setzt man dem System Eisen (Kobalt) zu, so bleibt diese Mischungslücke nahezu bis zum Fe-S-Zweistoffsystem erhalten. Bei Untermischen von Nickel ist die Ausdehnung dieser Mischungslücke eine begrenztere (bis zu einem Gehalt von 27 % Ni).
• In Fig. 2 sind die Fe-S-Zweistoffsystem-seitigen Gleichgewichtszustände des Systems Fe-Cu-S bei den Temperaturen 9000, 11500 und 1350 0C sowie die tiquidusflächen des Systems einschliesslich ihrer Mischungslücken (Bereich: 1300 - 1534°C) dargestellt. Die Positionen der die Phasengleichgewichte angebenden Konnoden sind quantitativ nicht bekannt. Zuerst scheidet sich vom schmelzflüssigen Sulfidsystem die Fel-xS-Phase mit einem Sch@efelgehalt von 38,4 % (Schwefelgehalt von Troilit: 36,5 ), Diese Phase nimmt erst bei Rückgang der Temperatur Kupfer in fester Lösung auf (7 ß Cu/1000°C). Die eisenfreie Cu2S-Phase beginnt sich bei einer Temperatur von 1129 0C von der Schmelze zu scheiden. Bei 1000°C nimmt Chalkosin bereits 12 % Eisen in Festphasen-Lösung auf.
• In Fig. 2 sind die Gleichgewichtszustände des Systems Fe-Ni-Cu-S bei den Temperaturen 850°C und 550°C eingezeichnet. Bei einer Temperatur von 10000C befinden sich in überwiegend Fe-Ni-haltigen Mischungen sulfidseitig die Festphasen-Lösung Fel-xS-Nil-xS-Monosulfid (Fig. 2, M) sowie die quaternäre Schmelze im Gleichgewicht. Auf der Metallseite befindet sich die Zusammensetzungen der Fe-Ni-Kante mit den entsprechenden Fe/Ni-Verhältnissen der quaternären Schmelze im Gleichgewicht (1000°C, Liquidusgrenzen: Fe-S-Kante/30,2 % S und Ni-S-Kante/17,8 % S). Mit abnehmender Temperatur geht die quaternäre Schmelze mengenmässig zurück, und auf der Sulfidseite hat sich bei 8500 das Gleichgewicht zwischen Chalkopyrit (cp) und Honosulfid (M) eingestellt (Fig. 2, M # 30 % Ni). Auf der Metallseite ist gleichzeitig eine sehr beträchtliche Änderung der Konnodengleichgewichte eingetreten. Die verhältnismässig Ni-reichen Fe-Ni-Gemische sind mit dem nahezu Ni-freien Pyrrhotia (po) ins Gleichgewicht gekommen, und die Cu-Fe-Mischungslücke unter Systeme Cu-Fe-Ni hat sich in Richtung zu den hohen Ni-Gehalten hin stark vertieft. Bei den Temperaturen 850 0C und 550 0C liegen bei überwiegend eisenhaltigen Gemischen die folgenden Gleichgewichtszustände vor (Symbole wie in Fig. 2): 1.: α-FelNi(ss)+Cu(s)+bn(ss) und oc-Pe 1Mi(ss)+po(ss)+bn(s), 2.: (α+#)-FelNi(ss)+po(ss)+bn(ss), 3.: γ-FelNi(ss)+po(ss)+bn(ss), 4.: γ γ -FelNi(ss)+pn+Po(ss)+bn(ss). Im Bereich 4. ist bei 8500C oberhalb von 50 % Ni-Gehalt (Abschnitt Fe-Ni-S) noch quaternäre Schmelze vorhanden, wobei sich in dem schnell erstarrten Gefüge Ni-reiche Sulfide befinden wie sie ansonsten in den Abschnitten 1. bis 3. nicht vorkommen. Bei 550°C liegt im Abschnitt 4. anstelle von quaternarer Schmelze erstarrter Pentlandit (pol) als stabiles Sulfid vor. Bei der entsprechenden Temperatur liegen bei Ni-reichen Gemischen die folgenden Sektions-Gleichgewichte vor: γ-FelNi(ss)+pn, FeNi3+pn, FeNi3+Ni3S2+pn, Ni3S2+FeNi3, γ+Ni3S2. Bei 400°C ist FeS-FeNi(ss) wo die feste Lösung 46,7 % Ni enthält, 1 in den Me+MeS-Gleichgewichten die Grenzkonnode des Auftretens von Nickelsulfiden. Das völlig kupferfreie Fe,Ni(ss) befindet sich bei 550°C mit den bn+po-festen Lösungen im Gleichgewicht bei einem Ni-Gehalt des Metalls von ca 23 %, wonach dann mit Entstehen von γ(ss) der Kupfergehalt des Letalls leicht zunimmt.
• Betrachten wir an Hand des in Fig. 1 gezeigten Gleichgevrichtsschaubilds (Zustandsdiagramms) das Verhalten eines metallischen Schmelzungszwischenprodukts in Abhängigkeit von der Temperatur. Das Zwischenprodukt lieferte folgende Analysenwerte - Gew-% Me -: 10,2 Cu, 2,5 Ni, 1,5 Co, 1,0 Mo, 3,1 S und 71,5 Fe. Die Zusammensetzung (Fe = Fe + Ni + Co + Mo) ist in Fig. 1 durch den Buchstaben A bezeichnet. Das Gemisch bildet bei ca. 1420°C eine homogene Schmelze. Bei Zugabe von Schwefel in das Gemisch ändert sich seine Zusammensetzung längs der Linie A-B-C (Fig. 1). An der Stelle B hat die Schmelze folgende Zusammensetzung: 8,6 Cu, 73,2 Fe und 18,2 S. Die der Temperatur 1360 0C entsprechende Konnode der Binodalkurve läuft durch den Punkt B. Aus den Konnodenschnitten (-schnittpunkten ?) A die Hebellängen aus den Konzentrationsdifferenzen oder ((sin 60° # S)2 + ( Cu + cos 600 S)2 )½ 7 erhält man den Anteil der überwiegend schwefelhaltigen Schmelze (11,0 Cu, 22,0 S) zu 66,5 ,% und den Anteil der überwiegend metallhaltigen Schmelze (3,5 Cu, 10,8 S) zu 33,5 %. Von der Kupfermenge des Gemischs B befinden sich somit 86 % in der Sulfidschmelze. Bei Abkühlung des Gemischs B auf 1150°C erhält man aus den Konnodenschnitten den Anteil der Sulfidschmelze 13,3 Cu und 31,2 S) zu 58,3 ,', wobei sich 90 % der Kupfermenge des Gemischs in der Sulfidphase befinden. Beim der Temperatur 900 C entsprechenden Gleichgewicht beträgt die Menge an festem Sulfid (14,9 Cu, 33,4 s) 54,5 % und ihr Anteil am Kupfer 94 %. In den letztgenannten Fällen befindet sich die Sulfidphase im Gleichgewicht mit der FelCu-festen Lösung.
• Bei Erhöhung des Schwefelgehalts des Zwischenprodukts auf 27 % S setzt die Position C des Gemischs (Fig. 1) bis zu einer Temperatur von 1200°C homogene Schmelze voraus; unterhalb des genannten Temperaturwertes beginnt sich , -Fe(ss) abzuscheiden. Bei 900°C erhält man aus dem Konnodengleichgewicht die Menge der Sulfidphase (9,7 Cu, 34,6 S) zu 77,8 %. Die Gleichgewichtskonnode schneidet die Festsulfid-Grenze # im Bereich des Bornit-Pyrrhotin-Gemischs.
• Setzt man für bn(ss) die Analysenwerte 62,8 Cu und 23,4 S und als Kupferlöslichkeit von po(ss) 5,0 Cu (in Wirklichkeit niedriger) voraus, so erhält man als Phasenmengen die Werte 8,1 bn und 92,9 po.
• In Fig. 9 ist eine Elektronen- und Röntgenbildreihe des Abkühlungsproduktes des der Position C entsprechenden Gemischs (7,7 Cu, 1,9 Ni, 1,1 Co, 0,8 Bo, 27,0 S) zusammengestellt, aus der die Verteilung der Komponenten des Gemischs auf die Metall- und die Sulfidphasen anschaulich hervorgeht. In der Metallphase sind lediglich 1,4 % der Kupfermenge des Gemischs enthalten. Nickel und Kobalt reichert sich nahezu vollständig in der Metallphase an. Die in der Metallphase angereicherten Elemente Mo und W des Gemischs bilden zusammen mit Eisen ein sich von der Matrize trennendes Intermediärprodukt, das mengenmässig etwa 7,5 % der Metallphasen-Gesamtmenge ausmacht.
• fig. 10 zeigt das physikalische Gefüge des abgekühlten metallisierten Sulfids; das Bild zeigt unmittelbar die au gezeichneten Möglichkeiten, die sich für die magnetische Phasentrennung bieten.
• Bei dem hier zur Debatte stehenden Gemisch sind die Nickel- und Kobaltmengen so gering, dass sie sich bei den angeführten Temperaturen ill System analog Eisen verhalten. Die Elemente der Gruppe Co, Mo, Ga, Ge, W und Re als starke Ferritstabilisatoren haben auch in verhältnismässig hohen Konzentrationen keine nachteilige Wirkung. Nickel hingegen kann u.U. leicht Schwierigkeiten verursachen. Bei 700°C sind die 3iffusionsgescl1vrindigkeiten sowohl in den Sulfidphasen als auch im α-Eisen beim (für den:?) Prozessablauf noch ausreichend.
• Bei dieser Temperatur hat auch die Cc- γ-Metastabilität bei den dem Beispiel entsprechenden Nickelkonzentrationen keine nennenswerte Wirkung (700°C, 27 % S, Ni-Gehalt der α-@-Transformation ca. 3-6%).
• Bei wachsendem Nickelgehalt des Gemischs - besonders wenn ein niedriger lisengehalt und ein hoher Schwefelgehalt vorliegen - ist die dem Gleichgewicht entsprechende Reinigung der Sulfidphasen schwierig und erfordert eine genügend lange Abkühlungszeit unterhalb des Sulfid-Liquidus und auch bei Temperaturen unterhalb 900°C. Beim Arbeiten mit hohen Schwefelgehalten (wobei dann auch eine gegenüber der Metallmenge grosse Sulfidmenge vorliegt) sind die Diffusionswege im Sulfid-Metall-System lang, wobei die Gleichgewichtseinstellungszeit neben der langsamen γ-Fe-Diffusion auch infolge der Wirkung der Sulfiddiffusion wächst.
• Die Konnodenrichtungen des hier zu erörternden Teils des Systems Pe(Co)-Ni-Cu-S sind bei den Gleichgewichtstemperaturen in bezug auf die Phasen Me-MeS entweder nur qualitativ bekannt oder völlig unbekannt. Durchgeführte Messungen ergaben - u.a. in teilweiser Abhängigkeit von den Kupfer-, Eisen- und Schwefelmengen - für die Nernst'schen Verteilungen recht unterschiedliche lrerte. In diesem Zusammenhang ist allerdings zu erwähnen, dass schon durch herkömmliche freie Platzkühlung des metallisierten Sulfidsteins Verteilungs-Werte erzielt wurden, die für technische Zwecke gut ausreichen. Als Beispiel für die unter unterschiedlichen Bedingungen erhaltenen Nernst'schen Verteilungen seien die folgenden Werte angeführt: Beim Stabilisierungsglühen (~Glühdauer 2-5 h) metallisierter nickelreicher Sulfidgemische (20-30% Ni, 0-6% Cu, 20-30% S) erhielt man in Abhängigkeit von der Temperatur u.a. folgende Werte: HNi = 260 x 103/T - 176 HCo = 170 x 103/T - 115 HCu-1 = 2,15 x 103/T - 5,79 + 0,297 [% S] Sowohl kupfer- als auch nickelreiche Gemische (Schlackenreduktionsprodukte) lieferten bei freier Abkühlung u.a. folgende Werte: HNi =-4,58 + 0,249 /% Fe7 : 12 % S HNi = -10,22 + 0,428 /% Fe7 : 16 % s HCo = -4,21 + 0,274 /e Fe7 : 12 % S HCo = +0,09 + 0,138 /e Fe7 : 16 % s 10 HCu = 25,50 - 0,1732 /% Fe7 : 12-16 % S Als Beispiel der H-Verteilungen anderer Elemente unter den gewählten Bedingungen Beispiele) seien die folgenden Werte genannt: Mo: 6-00; Ga: 30-50; Ge: 10-20; Ag: 0,06-0,40; W: 13-00; e: 6-10; Au: 8-14; Pt: 10-20; Pd: 5-10 Zur Verwirklichung des Verfahrens diente eine herkömmliche, auf Grossproduktion zugeschnittene Schmelzanlage mit Flammenschmelzöfen zum Suspensionsschmelzen sowohl von Kupfer- als auch von Nickelkonzentraten. Alle Öfen hatten die gleiche Grösse: Reaktionsschacht-Durchmesser 3,9 m, -Höhe 8,0 m; Vorherd-Preite 5,0 m, -Höhe 1,7 m, -Länge 19,5 m; Steigschacht-Höhe 9,0 m, -Durchmesser 2,8 m. Zum Verblasen der verschiedenartigen Sulfideteine dienten zwei 75-Tonnen-Konverter (Peirce-Smith) von 3,60 m x 6,71 m. Zur Reduktion der in den Schlacken enthaltenen Wertmetalle dienten zwei lichtbogenöfen, von denen der eine eine leistung von 8 IXA, einen Durchmesser von 8,2@m und eine Höhe von 4,10 n und der andere eine Leistung von 6 MVA, einen Durchmesser von 3,77 m und eine Höhe von o;OO m hatte.
• Für die Grunduntersucl1ung der Wertmetallverteilungen und im Zusammenhang mit der Bestiwrnng einiger der wichtigsten Phasengleichgewichte wurde ein kleiner regulierbarer Mittelfrequenz(induktions)ofen mit Schutzgas- und Vakuumausrüstung (70 kW; Brown Boweri, Balzers) verwendet.
• Zur magnetischen Nassscheidung der Phasen des metallisierten Sulfidsteins diente ein Rütteltisch vom Typ Wilfley, der mit magnetischen feldstärkenregulierbaren Spalt Platten ausgerüstet war.
• Im folgenden wird die Erfindung an Hand von Beispielen und unter Bezugnahme auf Fig. 3 bis 9 naher beschrieben. Die Figuren 3 bis 9 zeigen Fliessbilder der in den Beispielen verwendeten Anlagen. In Fig.
• 3 und Beispiel 1 ist eine bereits bekannte Verfahrensführung dargestellt.
• eigentliche Eine\technische oder ökonomische Optimierung der Reduktions-, Wärmebehandlungs- und Trennungsprozesse wurde nicht angestrebt. Es ist klar, dass der Prozess in bezug auf Qualität und Quantität der verschiedenen Wertmetalle, die Temperaturen der einzelnen Prozessabschnitte, die Abkühlgeschwindigkeiten der einzelnen Produkte, die Art der Phasentrennung u.dzl. Veränderliche in vielgestaltiger Weise modifiziert erde:1 kann.
• In den nachfolgenden Beispielen variierten die Schmelze, Konverter-und Reduktionstemperaturen zwischen 1200 und 14000C. Ein eigentliches Diffusionsglühen fand im Zusammenhang mit dem Abkühlen der Sulfids-teine nicht statt. Die Abkühldauer wurde lediglich durch die Dicke der Gussschicht reguliert, d.h. die Führung dieses Prozessabschnittes kann natürlich genauer als ini itahmen der Beispiele erfolgen. Die Abkühlgeschwindigkeit wurde namentlich im Temperaturbereich von 1000 bis 7000C auf eine Dauer von mehreren Stunden zu verzögern versucht.
• Die den Beispielen entsprechenden Verfahrensfliessschemata (Mengenströme ), Verteilungswerte, Materialbilzen sowie die Analysenwerte der Komponenten sind in den Tabellen 1 bis 14 zusammengestellt.
• Beispiel 1 Fig. 3 zeigt ein herkömmliches Weiterverarbeitungsverfahren für Nickelkonzentrate. Unter Verwendung der Bezugszahlen des Fliessschemas (Tabelle 1) weist dieser herkönimliche Prozess folgenden Ablauf und folgende Ergebnisse auf: Die Schlacken 11 und 13 des Flammenschmelz-und und des Konverter(KV)-Prozesses werden im Rahmen eines Elektroofen(SU)-Prozesses zu Abfallschlacke 12 und StT-Stoin 2 reduziert. Der SU-Stein 2 und der L@-Stein 1 werden im Rahmen eines IOV-Prozesses zu Ni-Feinstein 4 und KV-Schlacke 13 verblasen.
• Nach der in Tabelle 1 aufgestellten Verteilungsberechnung gelangen 83 : des im Flammenschmelzefen-Einsatzstoff enthaltenen Kobalts in die Abfallschlacke. Die Co-Verteilung des SU-Steins 2 aus der der Bilanz vorangegangenen Schmelzperiode ist recht beträchtlich (56%), so dass bezüglich der Teilprozesse sehr grosse Kohaltanreicherungen zu beobachten sind (SU-Stein: 4,8%.Co, KV-Schlacke 13: 1,7% Co).
• Ausser mit dem Feinstein (17 % Cc) kann das Kobalt lediglich mit der Abfallschlacke aus dem Prozess herausgenommen werden.
• Beispiel 2 In Fig. 4 sind eine Anwendungsform des neuen Verfahrens zur Erhöhung der Kobaltgewinnung beim Schmelzen von Nicke lkonze ntrat n und gleichzeitig eine jW'-ethode zur Senkung der den Mickel-Weiterverarbeitungsprozess störenden Umlaufkupferlast dargelegt.
• Im vorangehenden Beispiel wurde die Anreicherung von Kobalt u.a. in der KV-Schlacke beobachtet, so dass das neue Verfahren hier auf die Weiterverarbeitung von KV-Schlacken angewandt wird.
• Nach Fig. 4' (Ergebnistabellen 3 u. 4) wurde die KV-Schlacke 13 in den separaten Elektroofen SU-II eingetragen, wo ein Herausreduzieren der Wertmetalle zu metallisiertem Sulfidstein 5 erfolgte. Die Kobalt verteilung der Abfallschlacke ging hierbei von 83 d0 (vorangehendes Beispiel) auf 47 P zurück. Die KV-Schlacke 13 wurde auf grobe Co-Ausbeute (@ = = 70 ) reduziert. Die Schlacke 12 des die LS-Schlacke 11 reduzierenden Elektroofens kann bedarfsfalls intensiver als im vorliegenden Beispiel reduziert werden (@ = 34 %), wobei natürlich auch eine bessere Kobaltausbeute erzielt wird Der metallisierte Sulfidstein 5 kühlte sich nach dem Giessen frei ab und wurde dann gebrochen wld gemahlen. Bei der Magnetscheidung gingen sowohl Kobalt als auch fickel des SU-2-Steins 5 zu einem sehr grossen Teil in die maSrnetische Komponente über (Ausbeute 96,4 ro bzw.
• 9538 %). Die Kupferausbeute der nichtma.rnetischen Komponente 7, d.h.
• des Sulfidkonzentrats, betrug 90 St, der Gehalt 29,7 Gewichtsprozent Cu, so dass sich dieses Produkt gut als Cu-Einsatzgut für den Flammenofen eignste Mit Hilfe dieser Kupferabtrennung lässt sich die Umlaufkupferlast des Nickelprozesses verringern. Im Beispiel 2 entsprechenden Hall machte der vom Nickelwerk (Auflösen, Elektrolyse) kommende Rückschlamm im LS-Einsatzgut 5 % der Konzentratmenge aus (Schlamm-Analyse in Gew.-%: 42,1 Cu, 18,8 Ni, 0,24 Co, 1,10 Fe, 14,6 S, 4,40 5i02 und 6,94 Ox-BaO u.dgl.). Im dem beispiel 2 entsprechenden Pall beträgt die für die Weiterverarbeitung verfügbare Kobaltmenge somit; 51 Y des im LS-Einsatzgut enthaltenen Kobalts, was gegenüber dem vorangehenden Beispiel (1, B) eine Verbesserung um 370 % bedeutet.
• Beispiel 3 Beim Prozess gemäss Fig. 5 (Tabellen 5 und 6) wird der BS-Schlacken-Reduktionsstein nicht dem KV-Prozess zugeführt, sondern sowohl die LS-Schlacke 11 als auch die EV-Schlacke 13 werden gemeinsam im Elektroofen (SU-I) reduziert; das Ergebnis sind Abfallschlacke 15 und Sulfidstein 5, der gemäss dem Verfahren zu Co-Ni-Rohmetall 6 und Kupferkonzentrat 7 verarbeitet wird. Bei der in diesem Beispiel angewandten Fahrweise erfolgte die Eisenzugabe in den beim SU-I-Prozess anfallenden Sulfidstein in Form von Schrott. regen des verhältnismässig hohen Schwefelgehalts der Einsatzschlacke wurde auf eine Pyritzugabe verzichtet. Nach Ergebnistabelle 5 beträgt bei dieser Fahrweise die für die Weiterverarbeitung verfügbare Kobaltmenge 47 % der Kobaltmenge des Einsatzguts.
• Beispiel 4 Bei der Verfahrensweise gemäss Fig. 6 erfolgt die Nickel- und Kobalt gewinnung aus den bei der Verarbeitung von Kupferkonzentrat anfallenden Konverterschlacken. Bei herkömmlicher Arbeitsweise geht das im Konzentrat enthaltene Kobalt in seiner Gesamtheit, das im Konzentrat enthaltene Nickel zum übeiwiegenden Teil in die Abfallschlacke über und damit verloren. Geringe Mengen Nickel gehen (unerwünschterweise) ins Rohkupfer und schliesslich in die Anoden über und erschweren deren Raffination. Bei der in diesem Beispiel gewählten Fahrweise (Ergebnistabellen 7 und 8) gelangen 50 % des zugeführten Kobalts und 93 % des zugeführten Nickels in den LS-Stein 1. Beim Verblasen des Steins gehen von den genannten Mengen 99,6 ;0 Co und 79,9% Ni in die KV-Schlacke 12 über. Aus den KV-Schlacken lässt sich somit ein beträchtlicher Teil der mit dem Binsatzgut zugeführten Begleitmetalle gewinnen, wenngleich bei der Flotation(sreinigung) der LS-Schlacke 11 ein Teil an die Abfallschlacke verlorengeht.
• Nach Tabelle 7 gehen bei der Weiterverarbeitung des SU-II-Steins 5 in die Magnetscheidungs-Metallphase 6 35 % des im LS-Einsatzgut enthaltenen Kobalts und 68% des im Einsatzgut enthaltenen Nickels über.
• Im hier behandelten Fall wurden dem Flammenofenprozess 25 t/h Kupferkonzentrat zugeführt. Auf diese leise lassen sich trotz geringer Ausgangskonzentrationen und nur teilweiser Ausnutzung jährlich 354 t Co und 375 t Ni gewilme-n - ein beachtliches Ergebnis.
• Beispiel 5 Bei dieser Fahrweise wurden die bei den Nickel- und Kupferprozessen nach Beisp. 2 und 4 aufallenden Konverterschlacken gemäss dem neuen Verfahren gemcinsam reduziert. Dieser Versuch entspricht Einsatzmengen von 25 t/h bzw. 18 t/h des Cu-Flammenofen- bzw. Ni-Flammenofenprozesses.
• Als Ergebnis der Schlackenreduktion (Tabelle 9) waren in den metallisierten Sulfidstein 39 % Co , 9 % Ni und 3 % Cu, bezogen auf die eingespeisten Mengen, übergegangen. Bei der Magnetscheidung konnten entsprechend 97 % des Kobalts und 94 % des Nickels in die Metallphase überführt werden. Da bei herkömmlicher Verfahrensweise das bei der Kupferveredlung mitgeführte Kobalt und Nickel verlorengeht, kann man an Hand der 13eispiele 2 und 4 sowie der Tabelle 9 ausrechnen, dass durch die Einbeziehung der Kupfer-KV-Schlacke in die Reduktion gegenüber dem blossen Nickelprozess eine beträchtliche Zunahme der für die Weiterveredlung verfügbaren Ni- und Co-Mengen erreicht wird. Gerechnet von den Nickel- und Kobaltmengen des weinsteins und der Metallphase betragen die Ausbeutewerte, verglichen am Nickelprozess, 184 % Co und 103 % Ni.
• Beispiel 6 Bei der Fahrweise gemäss Fig. 7 wurde unter Anwendung des Zonenverfahrens (Zonenreduktion) die Reduktion von IS- und KV-Schlackenphasen, die dem nacli. dem LS-Verfahren gewonnenen Ni-Spurstein (-Konzentrationsstein) entsprachen, nach dem neuen Verfahren durchgeführt.
• Der Eisengehalt des beim LS-Prozess (Tabellen 10 und 11) anfallenden Ni-Spursteins 1 beträgt lediglich 3,5% Fe, so dass beim Verblasen des Feinsteins nur eine sehr geringe Schlackenmenge anfällt. Bedingt durch die Fahrweise gehen von den eingespeisten Kobalt, Nickel- und Kupvermengen 80% bzw. 153 bzv. 17% in die LS-Schlacke 11 über. Der direkten Reduktion der LS-Schlacke kommt hierbei im Hinblick auf die Kobalt-Nickel-@eiterverarbeitung eine äusserst wichtige Bedeutung zu, und zwar nicht nur wegen der besseren Co-Ausbeute sondern auch deshalb, weil dabei ein bedeutender Teil des im LS-Einsatzgut enthaltenen Kupfers in Kupferkonzentrat umgewandelt wird.
• Aus Tabelle 10 geht hervor, dass der Kobalt-Ausnutzungsgrad (-Gewinnungsgrad) mit 71,9 % sehr hoch und 560%über dem herkömmlichen Wert (Beispiel 1) liegt.
• Beispiel 7 Bei der Fahrweise gemäss Gig. t3 wurde unter Anwendung des Zonenverfahrens (Zonenreduktion) im Zusammenhang mit dem LS-Prozess in der einen LS-Ofeneinheit Ni-Feinstein, in der anderen LS-Ofeneinheit Rohkupfer hergestellt. Die bei diesen Prozessen enstandenen Schlackenphasen wurden gemeinsam reduziert. Aus den in Tabelle 12 zusammengestellten Verteilungswerten ist ersichtlich, dass von den mit dem Einsatzgut zugeführten Wertmetallen lediglich 26,7 % Co, 1,2 % Ni und 1,4 ,' Cu mit der Abfallschlacke 15 verlorengehen.
• Dem Beispiel zufolge können beim Arbeiten nach dem (erfindungsgemässen) Verfahren 21,6 ' des in Nickelkonzentrat enthaltenen Kupfers in Kupferkonzentrat umgewandelt werden, was gleichbedeutend ist mit einer wesentlichen Verringerung der bei der Nickelgewinnung unerwünschten Fupferlast.
• Nach Tabelle 12 enthält das Rohicupfer 35,3 % des mit den Einsatzgut zugeführten Kobalts; das entspricht 53,8 o' der Kobaltmenge des Kupferkonzentrat-Einsatzes. Dieses beruht auf die LS-Konvertierung.
• / / Bei der Anodenofenraffination kann diese Kobaltmenge als nahezu reines Oxid gewonnen werden. Für die Weiterverarbeitung im Nickel-Kobalt-Werk fallen unter Berücksichtigung der Rohkupfer-Kobaltmengen 67,7 % der Einsatz-Kupfermenge an, d.h. über 200 - der Kobaltmenge aus dem blossen Ni-Prozess.
• Beispiel 8 Es wurden die zahlreichen Wertmetalle des in Mansfelder Kupferschachtöfen anfallenden überwiegend eisenhaltigen metalitschen Zwischenprodukts gemäss dem neuen Verfahren in zwei Weiterverarbeitungsgruppen eingeteilt. Erforderlich waren hierzu lediglich kontrollierte Sulfidierung der Metallphase und Abkühlung der Schmelze im freien Guss.
• Nach Tabelle 14 war die Wertmetall-Verteilung (Gew.-% Me), auf die Metallphase, gerechnet von den Einsatzmengen, folgend : 54,1 Fe, 93,0 Co, 89,1 Ni, 10,2 Cu, 81,2 Mo, 95,0 Ga, 90,0 Ge, 25,0 Ag, 90,0 W, 80,0 Re und 90,0 Au. Als wichtigste Wertmetallgehalte der nichtmagnetischen LLlfidphase (Menge 41 %) sind zu nennen: 12,7 Gewichtsprozent Cu, 187 ppn Ag und 1 ppm Au; diese Phase eignet sich also gut zum Einschmelzen zusammcn mit Kupferkonzentraten. Hierbei kann dann auch ein beträchtlicher Teil der Edelmetalle des Zxischenprodukts gewonnen werden.
• Aus der Metallphase können auf hydrometallurgischem Wege je nach Bedarf entweder alle Komponenten oder ein bestimmter Teil (derselben) gewonnen werden. Durch erneute Sulfidierung der Metallphase und sulfatisierendes Rösten können von den in ihr enthaltenen Metallen leicht Co, Ni, Cu und Mo gewonnen werden.
• Tabelle i Bezugszahl Prozess-Komponente Verteilung, Co Ni Cu O Ni-LSU-Einsatz 100,O 100,0 100,0 1 LSU-Stein 48,2 89,3 85,1 11 LSU-Schlacke 51,8 10,7 14,9 2 SU-I-Stein 56,1 13,8 12,9 12 SU-I-Schlacke 83,0 2,4 8,6 3 3 = 1 + 2 104,3 103,1 98,0 13 KV-Schlacke 87,4 5,4 6,5 4 KV-Feinstein 17,0 97,6 91,4 B Einsatz B = 0 + 2 100,0 100,0 100,0 2 SU-I-Stein 36,0 12,1 11,4 12 SU-I-Schlacke 53,2 2,1 7,6 13 KV-Schlacke 5.6,0 4,7 5,8 4 KV-Feinstein 10,9 85,8 81,0 Tabelle 2. Dem Beispiel 1 entsprechende Materialbilanz Bilanzprozess Bilanzanalysen, Gew.-% Bilanzkomponenten Cu Ni Co Fe Fe+3 S SiO2 Ox LSU-Prozess Einsatz: Nickelkonzentrat-Einsatzgemisch: 1240 kg Produkt: LSU-Stein: 203,3 kg, LSU-Schlacke: 850 kg Su-I-Prozess Einsatz: LSU-Schlacke: 850,0 kg, KV-Schlacke: 132,0 kg Produkt: Su-I-Stein: 29,6 kg, SU-I-Schlacke: 950,0 kg KV-Prozess Einsatz: LSU-Stein: 203,0 kg, SU-I-Stein 29,6 kg, Sand: 40,0 kg Produkt: KV-Stein: 103,2 kg, KV-Schlacke: 132,0 kg Analysen: LSU-Einsatzgemisch 2,50 5,50 0,20 35,52 26,14 20,77 4,49 LSU-Stein 13,00 30,00 0,60 25,87 2,09 28,63 0,20 -LSU-Schlacke 0,55 0,86 0,15 45,64 6,35 1,65 30,25 6,54 SU-I-Stein 13,51 31,72 4,80 33,01 - 16,49 - -SU-I-Schlacke 0,28 0,17 0,22 46,38 2,50 1,19 30,86 6,10 KV-Stein 27,50 64,58 0,42 0,50 - 6,50 - -KV-Schlacke 1,53 2,79 1,67 47,31 7,18 0,98 27,28 1,76 Tabelle 3 Bezugszahl Prozess-Komponente Verteilung, % Co Ni Cu O Ni-LSU-Einsatz 100,0 100,0 100,0 1 LSU-Stein 48,2 89,3 85,1 11 LSU-Schlacke 51,8 10,7 14,9 2 SU-I-Stein 17,4 9,9 9,1 12 SU-I-Schlacke 34,4 0,9 5,8 3 3 = 1 + 2 65,6 99,1 94,2 13 KV-Schlacke 43,9 5,0 6,2 4 KV-Stein 21,7 94,2 88,0 5 SU-II-Stein 30,8 4,8 5,1 14 SU-II-Schlacke 13,0 0,1 1,1 15 Abfallschlacke 47,4 1,0 6,9 6 Trennung: Mg-Phase 29,7 4,6 0,5 7 Trennung: EMg-Phase 1,1 0,2 4,6 4+6 Ni-Co-Werkeinsatz 51,4 98,8 88,5 Tabelle 4. Materialbilanz entsprechend dem Beispiel 2 Bilanzprozess Bilanzanalysen, Gew-% Bilanzkomponenten Cu Ni Co Fe Fe+3 S SiO2 Ox LSU-Prozess Einsatz: Nickelkonzentrat-Einsatzgemisch: 1240,0 kg Produkt: LSU-Stein: 203,0 kg, LSU-Schlacke 850,0 kg SU-I-Prozess Einsatz: LSU-Schlacke: 850,0 kg, KV-Schlacke: 130,0 kg Produkt: SU-I-Stein: 23,7 kg, SU-I-Schlacke: 815,0 kg KV-Prozess Einsatz: LSU-Stein: 203,0 kg, SU-I-Stein: 23,7 kg Produkt: KV-Stein: 99,8 kg, KV-Schlacke: 130,0 kg SU-II-Prozess Einsatz: KV-Schlacke: 130,0 kg, Pyrit: 2,75 kg Produkt: SU-II-Stein: 13,6 kg, SU-II-Schlacke: 115,0 kg Magnetische Trennung Einsatz: SU-II-Stein: 13,6 kg Produkt: magnetischer Trennungsteil: 8,82 kg, unmagnetischer Trennungsteil 4,79 kg Analysen: LSU-Einsatzteil 2,50 5,50 0,20 35,52 - 26,14 20,77 4,49 LSU-Stein 13,00 30,00 0,60 25,87 2,09 28,63 0,20 -LSU-Schlacke 0,55 0,86 0,15 45,64 6,35 1,65 30,25 6,54 SU-I-Stein 11,94 28,27 1,86 47,94 - 10,00 - -SU-I-Schlacke 0,22 0,08 0,11 46,21 1,13 1,43 31,55 6,83 KV-Stein 27,35 64,35 0,55 0,50 - 7,00 - -KV-Schlacke 1,48 2,60 0,85 49,25 7,51 1,00 25,99 1,67 SU-II-Stein 11,69 24,29 5,74 47,85 - 10,35 - -SU-II-Schlacke 0,29 0,07 0,29 51,09 1,25 1,13 29,38 1,89 Magnetischer Teil 1,89 35,94 8,52 53,27 - 0,35 - -Unmagnetischer Teil 29,74 2,82 0,61 37,87 - 28,76 - - Tabelle 5 Bezugszahl Prozess-- Verteilung, % Komponente Co Ni Cu 0 Ni-LSU-Einsatz 100,0 100,0 100,0 1 LSU-Stein 48,2 89,3 85,1 11 LSU-Schlacke 51,8 10,7 14,9 13 KV-Schlacke 33,6 5,1 6,3 4 KV-Stein 14,6 84,1 78,8 14 14 = 11 + 13 85,-4 15,9 21,2 5 SU-Stein 34,4 13,9 13,6 15 SU-Schlacke 51,0 2,0 7,7 6 Trennung: Mg-Phase 32,4 13,1 12,9 7 Trennung: EMg-Phase 2,0 0,8 0,7 4+6 Ni-Co-Werkeinsatz 47,0 97,2 91,7 Tabelle 6. Materialbilanz entsprechend dem Beispiel 3 Bilanzprozess Bilanzanalysen, Gew.-% Bilanzkomponenten Cu Ni Co Fe Fe+3 S SiO2 Ox LSU-Prozess Einsatz: Nickelkonzentrat-Einsatzgemisch: 1240,0 kg Produkt: LSU-Stein: 203,0 kg, LSU-Schlacke: 850,0 kg KV-Prozess Einsatz: LSU-Stein: 203,0 kg, Sand: 32,9 kg Produkt: KV-Feinstein: 88,9 kg, KV-Schlacke: 130 kg SU-I-Prozess Einsatz: LSU-Schlacke: 850,0 kg, KV-Schlacke: 110,0 kg, Schrott: 16,5 kg Produkt: SU-Stein: 45,0 kg, SU-Schlacke: 921,0 kg Magnetische Trennung: Einsatz: SU-Stein: 45,0 kg Produkt: magnetischer Trennungsteil: 29,2 kg, unmagnetischer Trennungsteil: 15,7 kg Analysen LSU-Einsatzgemisch 2,50 5,50 0,20 35,52 - 26,14 20,77 4,49 LSU-Stein 13,00 30,00 0,60 25,87 2,09 28,63 0,20 -LSU-Schlacke 0,55 0,86 0,15 45,64 6,35 1,65 30,25 6,54 KV-Stein 27,50 64,58 0,42 0,50 - 6,50 - -KV-Schlacke 1,77 3,18 0,77 47,86 6,97 1,15 27,00 1,74 SU-Stein 9,37 21,13 1,94 57,28 - 10,28 - -SU-Schlacke 0,26 0,14 0,21 46,84 1,28 1,03 30,82 6,25 Magnetischer Teil 0,72 30,57 2,80 65,12 - 0,79 - -Unmagnetischer Teil 25,42 3,62 0,33 42,75 - 27,89 - - Tabelle 7 Bezugszahl Prozess- Verteilung, % Komponente Co Ni Cu 0 Cu-LSU-Einsatz 100,0 100,0 100,0 1 LSU-Stein 49,7 92,9 95,9 11 LSU-Schlacke 50,3 7,1 4,1 4 KV-Rohmetall 0,2 18,7 92,8 12 KV-Schlacke 49,5 74,2 3,1 5 SU-Stein 37,2 72,6 2,9 15 SU-Schlacke 12,2 1,6 0,2 6 Trennung: Mg-Phase 34,6 68,2 0,1 7 Trennung: EMg-Phase 2,6 4,4 2,8 6 Ni-Co-Werkeinsatz 34,6 68,2 0,1 Tabelle 8. Materialbilanz entsprechend dem Beispiel 4 Bilanzprozess Bilanzanalysen, Gew.-% Bilanzkomponenten Cu Ni Co Fe Fe+3 S SiO2 Ox LSU-Prozess Einsatz: Kupferkonzentrat-Einsatzgemisch: 1123,0 kg Produkt: LSU-Stein, 437,0 kg, LSU-Schlacke: 548,0 kg KV-Prozess Einsatz: LSU-Stein: 437,0 kg, Sand: 49,3 kg Produkt: Rohkupfer: 230,0 kg, KV-Schlacke: 180,0 kg SU-II-Prozess Einsatz: KV-Schlacke: 180,0 kg, Pyrit: 9,0 kg Produkt: SU-II-Stein: 27,5 kg, SU-II-Schlacke: 156,0 kg Magnetische Trennung Einsatz: SU-II-Stein: 27,5 kg Produkt: magnetischer Trennungsteil: 9,50 kg, unmagnetischer Trennungsteil: 18,00 kg Analysen LSU-Einsatzgemisch 21,91 0,28 0,52 29,30 - 29,21 13,31 2,59 LSU-Stein 54,00 0,66 0,66 19,14 3,94 22,44 0,25 -LSU-Schlacke 1,83 0,04 0,53 44,75 6,53 1,35 27,08 5,32 Kupfer 99,30 0,25 - - - 0,01 - -KV-Schlacke 4,22 1,28 1,59 47,05 12,06 1,20 25,00 1,59 SU-II-Stein 25,45 8,18 7,85 38,84 - 18,76 - -SU-II-Schlacke 0,38 0,03 0,46 50,04 1,31 1,03 28,85 1,97 Magnetischer Teil 2,52 22,26 21,15 53,18 - 0,32 - -Unmagnetischer Teil 37,56 0,75 0,84 31,26 - 28,47 - - Tabelle 9. Materialbilanz entsprechend das Beispiel 5 Bilanzprozess Bilanzanalysen, Gew.-% Bilanzkomponenten Cu Ni Co Fe Fe+3 S SiO2 Ox SU-II-Prozess Einsatz: Ni-KV-Schlacke: 54,40 kg, Cu-KV-Schlacke, 104,67 kg, Pyrit: 6,04 kg Produkt: SU-II-Stein: 20,68 kg, SU-II-Schlacke, 138,71 kg Magnetische Trennung Einsatz: SU-II-Stein: 20,68kg Produkt: magnetischer Trennungsteil: 9,96 kg, unmagnetischer Trennungsteil: 10,72 kg Analysen SU-II-Einsatz 31,6 1,67 1,29 47,70 10,12 2,96 24,41 1,56 SU-II-Stein 22,89 13,15 8,38 40,27 - 14,95 - -SU-II-Schlacke 0,35 0,03 0,29 50,78 0,99 1,03 29,06 1,86 Magnetischer Teil 1,89 25,66 16,89 54,16 - 1,23 - -Unmagnetischer Teil 42,40 1,52 0,49 27,38 - 27,68 - - Tabelle 10 Bezugszahl Prozess- Verteilung, % Komponente Co Ni ~ Cu O Ni-LSU-Einsatz 100,0 100,0 100,0 1 LSU-Stein 20,0 85,0 83,0 @ 11 LSU-Schlacke 80,0 15,0 17,0 4 KV-Feinstein 12,5 75,7 78,4 12 KV-Schlacke 7,5 9,3 4,6 13 13 = 11 + 12 87,5 24,3 21,6 5 SU-I-Stein 62,-5 23,6 11,2 15 SU-I-Schlacke 24,9 0,7 10,4 6 Trennung: Mg-Phase 59,4 22,4 0,5 7 Trennung: EMg-Phase 3,1 1,2 10,7 4+6 Ni-Co-Werkeinsatz 71,9 98,1 78,9 7 Cu-Werkeinsatz - - 10,7 Tabelle 11. Materialbilanz entsprechend dem Beispiel 6 Bilanzprozess Bilanzanalysen, Gew.-% Bilanzkomponenten Cu Ni Co Fe Fe+3 S SiO2 Ox LSU-Prozess Einsatz: Nickelkonzentrat-Einsatzgemisch: 1260,0 kg Produkt: LSU-Stein, 117,6 kg, LSU-Schlacke: 977,0 kg KV-Prozess Einsatz: LSU-Stein: 117,6 kg, Sand: 1,65 kg Produkt: KV-Stein: 82,24 kg, KV-Schlacke 17,45 kg SU-I-Prozess Einsatz: LSU-Schlacke: 977,0 kg, KV-Schlacke: 17,45 kg, Pyrit: 23,60 kg Produkt: SU-Stein, 80,55 kg, SU-I-Schlacke: 916,0 kg Magnetische Trennung Einsatz: SU-I-Stein Produkt: magnetischer Trennungsteil: 44,83 kg, unmagnetischer Trennungsteil: 35,71 kg Analysen LSU-Einsatzgemisch 2,46 5,42 0,20 34,99 0,28 25,72 21,68 4,23 LSU-Stein 21,90 49,33 0,43 3,50 0,78 24,13 0,15 -LSU-Schlacke 0,54 1,05 0,21 44,70 4,43 0,65 27,96 5,46 KV-Stein 29,59 62,80 0,38 0,23 - 6,85 - -KV-Schlacke 8,15 36,45 1,09 22,50 8,00 2,10 8,39 0,10 SU-I-Stein 4,30 20,00 1,96 58,62 - 15,00 - -SU-I-Schlacke 0,35 0,05 0,63 44,11 0,97 0,73 29,98 5,83 Magnetischer Teil 0,31 34,14 3,35 61,04 - 1,08 - -Unmagnetischer Teil 9,32 2,26 0,22 55,58 - 32,48 - - Tabelle 12 Bezugszahl Prozess- Verteilung, Komponente Co Ni Cu 0 LSU-Einsätze 100,0 100,0 100,0 1 Ni-Feinstein 4,3 73,3 5,9 11 Ni-LSU-Schlacke 30,1 23,5 1,6 01 Rohkupfer 35,3 2,9 86,9 011 Cu-LSU-Schlacke 30,3 0,3 5,7 13 13 = 11 + 011 60,4 23,9 7,3 5 Su-I-Stein 33,7 22,6 5,8 15 Abfallschlacke 26,7 1,2 1,4 6 Trennung: Mg-Phase 28,1 20,0 0,2 7 Trennung: EMg-Phase 5,6 2,6 5,6 1+6 Ni-Co-Werkeinsatz 32,4 93,3 61,1 1+01+6 Ni-Co-Werkeinsatz 67,7 96,2 Tabelle 13. Materialbilanz entsprechend dem Beispiel 7 Bilanzprozess Bilanzanalysen, Gew.-% Bilanzkomponenten Cu Ni Co Fe Fe+3 S SiO2 Ox LSU-Prozesse Einsatz: Nickelkonzentrat-Einsatzgemisch: 441,6 kg Produkt: LSU-Feinstein: 28,78 kg, LSU-Schlacke: 348,05 kg Einsatz: Kupferkonzentrat-Einsatzgemisch: 777,4 kg Produkt: LSU-Rohkupfer: 130,04 kg, LSU-Schlacke: 491,73 kg SU-I-Prozess Einsatz: Zusammengesetzte Schlackenphase: 839,8 kg, Pyrit: 17,39 kg, Koks: 5,86 kg Produkt: Su-I-Stein: 36,1 kg, SU-I-Schlacke: 807,9 kg Magnetische Trennung Einsatz: SU-I-Stein: 36,1 kg Produkt: magnetische Trennungsteil: 16,05 kg, unmagnetische Trennungsteil 20,08 kg Analysen: Ni-LSU-Einsatzgemisch 2,46 5,41 0,20 34,94 0,28 25,69 21,77 4,28 LSU-Feinstein 29,59 62,80 0,38 0,23 - 6,85 - -LSU-Schlacke 0,67 1,67 0,22 44,31 4,49 0,67 27,62 5,38 Cu-LSU-Einsatzgemisch 17,22 0,10 0,22 28,66 - 28,93 21,31 1,97 Rohkupfer 96,67 0,54 0,70 0,25 - 1,19 - -LSU-Schlacke 1,67 0,02 0,16 45,24 5,21 0,85 33,68 3,11 SU -Einsatzschlacke 1,25 0,70 0,19 44,86 4,92 0,78 31,17 4,05 SU-Stein 23,36 15,45 2,40 42,79 - 16,00 - -SU-Schlacke 0,26 0,04 0,08 44,49 0,98 1,17 31,91 4,29 Magnetischer Teil 2,11 30,72 4,51 61,44 - 1,22 - -Unmagnetischer Teil 40,35 3,24 0,72 27,88 - 27,81 - - Tabelle 14. Materialbilanz entsprechend dem Beispiel 8 Bilanzprozess Bilanzanalysen, Gew.-% A, ppm B Bilanzkomponenten A Fe Co Ni Cu Mo S B Ga Ge Ag W Re Au Sulfidierungsprozess Einsatz: Mausfelds Metall: 1000 kg, Elementarschwefel: 270 kg Produkt: Sulfidstein: 1252 kg Magnetische Trennung Einsatz: Sulfidstein: 1252 kg Produkt: magnetischer Trennungsteil: 517 kg, unmagnetischer Trennungsteil 735 kg Analysen Mausfelds Metall A 78,80 1,40 2,30 10,10 1,10 2,75 B 100 50 178 300 46 7,9 Sulfidstein A 65,00 1,15 1,90 8,30 0,91 20,10 B 82 41 147 250 40 6,5 Magnetischer Teil A 85,20 2,59 4,10 2,05 1,79 1,62 B 150 70 80 540 77 14 Unmagnetischer Teil A 50,80 0,14 0,35 12,70 0,29 33,10 B 5 7 187 40 12 1

Claims (3)

1. Patentansprüche 1. Reduktionsverfahren für wertmetallhaltige, insbesondere bei Nickel- und Kupferschmelzprozessen anfallende eisenhaltige Schlacken sowie Zwischenprodukte, d a d u r c h gekennzeichnet, dass die Schlacken unter solchen Verhältnissen und bedarfsfalls unter Zusatz von Schwefel und/oder Eisen reduziert werden, dass die Zusammensetzung der Schmelze in Festem Zustand dem Bornit-Pyrrhotin-Gleichgewicht und einer solchen Menge Metallphase entspricht, dass die Bildung von Ni,Co-Pentlandit im wesentlichen verhindert wird, wonach man die metallisierte Sulfidschmelze langsam abkühlen lässt und die Wertmetallphasen abtrennt.
2. 2. Verfahren nach anspruch 1, d a d u r c h gekennzeichnet, dass die Reduktion bei einer Temperatur von 1200 bis 1400°C erfolgt und die Abkühlung der metallisierten Sulfidschmelze im Temperaturbereich von 1000 bis 500°C verzögert wird.
3. 3. Verfahren nach Anspruch 1 oder 2, d a d u r c h gekennzeichnet, dass bei Kupfer- und Nickel-Veredlungsprozessen anfallende Schlacken gleichzeitig und im Rahmen des gleichen Reduktionsprozesses reduziert werden.