DE2648446C3 - Reduktionsverfahren für wertmetallhaltige, insbesondere bei Nickel- und Kupferschmelzprozessen anfallende eisenhaltige Schlacken sowie Zwischenprodukte - Google Patents

Description

Die vorliegende Erfindung betrifft ein Verfahren zum Reduzieren vorr wertmetallhaltigen, insbesondere bei Nickel- und Kupferschmelzpro^essen anfallenden eisen- r, haltigen Schlacken sowie Zwischenprodukten. Beim erfindungsgemäßen Verfahren werden die Wertmctalle 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 bekannten Verfahren möglich ist. <r>

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 ^r,o Zusammenhang mit diesem Verfahren erforderliche genaue Zusammensetzung der Sulfidschmelze zu gewährleisten ist es erforderlich, beim Schmelzen der sulfidisch»".! oder metallischen Zwischenprodukte die Eisen- uniJ Sciwefelgehalte der Schmelze durch Zugabe vi 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, Mo, W, Sn, Re₁ Au wi 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) h^r> /.um Reduzieren der Hüttenschlacken und zur Behandlung der Zwischenprodukte ein Lichtbogenofen; selbstverständlich kann das Verfahren aber auch unter der Wertmetalle lassen sich bei Eisensilikatschlacken mit technisch ausreichender Genauigkeit aus den folgenden Funktionen ermitteln:

H_Ni = 1,32· 10-²Po₂-¹'²
H_(o = 1,00· 10-³P₀₃-¹²
H_(u = (-2064/T + 0,919)P, , ' "

Der Sauerstoffdruck des Systems läßt sich aus der Schlackenzusammensetzung nach folgender Gleichung berechnen:

log P,,₂

= -. (3901/T)(N_Fc()- N,_cO, ₅) - 4 log (N,,_c(/N,_cO. ₅)

+ (I I 55O/T)N_Sir,₂- 26510/T + 11,033.

worin Po₂ (atm) der Sauerstoffdruck, Nr _co, Nmj, , und Ns,i>2 die molaren Anteile der entsprechenden Schlakkenoxide 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 Sulfidsteine zu, denn darauf aufbauend lassen sich die Wertmetalle der Steine im Hinblick auf ihre weitere Behandlung und Veredlung auf passende Zwischenproduktgruppen verteilen. Aus diesem Grunde werden im folgenden noch weitgehend unbekannte Gleichgewichtszustände mehrere Komponenten 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 Fe und Co als auch Ni in Sulfidschmeizen vollständig mischbar (Eutektika: Fe:31% S/988°, Co: 26,6% S/877", Ni: 21,5% S/645"C). Die Schwefellöslichkeit der Metalle in fester Form ist außerordentlich gering, so daß sie in ihren Schmelzen in festem Zustand in nahezu reiner Form vorliegen. Abweichend vom Vorangehenden besteht 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 erhallen. Bei Untermischen von Nickel ist die Ausdehnung dieser Mischungslücke eine begrenztere (bis zu einem Gehalt von 27% Ni). In F i g. 1 sind die Fe-S-Zweistoffsystem-seitigen Gleichgewichtszustände des Systems Fe-Cu-S bei den Temperaturen 900°, 1150° und 1350°C sowie die 2(1 Liquidusflächen des Systems einschließlich ihrer MischiiP.gslücken (Bereich: 1300—!534^C C) dargestellt. Die Positionen der die Phasengleichgewichte ar^ebenden Konnoden sind quantitativ nicht bekannt. Zuerst schneidet sich vom schmelzflüssigen Sulfidsystem die Fei-,S-Phase mit einem Schwefelgehalt von 38,4% (Schwefelgehalt von Troilit: 36,5%). Diese Phase nimmt erst bei Rückgang der Temperatur Kupfer in fester Lösung auf (7% Cu/1000°C). Die eisenfreie Cu₂S-Phase beginnt sich bei einer Temperatur von 1129°C von der j(, 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 1000°C befinden sich in überwiegend Fe-Ni-haltigen Mischungen sulfidseitigdie Festphasen-Lösung Fei -<S— Nii-,S-Monosulfid (Fig.2, M) sowie die quaternäre Schmelze im Gleichgewicht. Auf der Metallseite befinden 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 850°C das Gleichgewicht zwischen Chalkopyrit (cp) und Monosulfid (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-Cemische sind mit dem nahezu Ni-freien Pyrrhotin (po) ins Gleichgewicht gekommen, und die Cu-Fe-Mischungslücke der Systeme Cu-Fe-Ni hat sich in Richtung zu den hohen Ni-Gehalten hin stark vertieft. Bei den Temperaturen 850°C und 55O⁰C liegen bei überwiegend eisenhaltigen Gemischen die folgenden Gleichgewichtszustände vor (Symbole wie in F i g. 2):

\. a.-Fe\Ni(ss)+Cu(s)+bn(ss) und a-Fetfiifss)+ pofss)+ bn(ss),

2. (x + v)—Fe\N\(ss)+ pofss)+ bn(ss),

3. γ-Fe₁Ni(Ss)+po(ss)+bn(ss),

4. γ - Fe, Ui(ss)+ pn + Vo(ss)+ (ss)+ bn(ss).

erstarrenden Gefüge Ni-reiche Sulfide befinden wie sie ansonsten in den Abschnitten I. bis 3. nicht vorkommen. Bei 550° C liegt im Abschnitt 4, anstelle von quaternärer Schmel2:e erstarrter Pentlandit (pn) als stabiles Sulfid vor. Bei der entsprechenden Temperatur liegen bei Ni-reichen Gemischen die folgenden Sektions-Gleichgewicht vor:

'- FeiNifss,/+ pn, FeNi₁ + pn, FeNi

Im Bereich 4. ist bei 850°C oberhalb von 50% Ni-Gehalt (Abschnitt Fe-Ni-S) noch quaternäre Schmelze vorhanden, f.obei sich in dem schnell

63 - + pn.

Bei 400⁰C ist FeS-FeNifcsj, wo die feste Lösung 46,7% Ni enthält, in den Me + MeS-Gleichgewichtendie Grenzkonnode des Auftretens von Nickelsulfiden. Das völlig kupferfreie Fe, N'\(ss) befindet sich bei 550°C mit den όπ+po-festen Lösungen im Gleichgewicht bei einem Ni-Gehalt des Metalls von ca. 23%, wonach dann mit Entstehen von y(ss) der KupfergehaJt des Metalls leicht zunimmt.

Betrachten wir an Hand des in Fig. 1 gezeigten Gleichgewichtsschaubildes (Zustan'',diagramms) das Verhalten eines metallischen Schrrsclzung^zwischenprodukts in Abhängigkeit von der Temperatur. Das Zwischemprodukt lieferte folgende Analysewerte — Gew.-% Me -: 10,2 Cu, 2,5 Ni. 1,5 Co, 1,0 Mo, 3,1 S und 71,5 Fe. Oie 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 eine 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 1360⁰C entsprechende Konnode der Binodalkurve läuft durch den Punkt B. Aus den Konnodenschnitten [die Hebellänigen aus den Konzentrationsdifferenzen oder

((sin 60° Δ S)² + (Δ Cu+ cos 60^c Δ Syy/z]

erh^:.!t 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 Gemisches 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 (133Cu und 3!,2S) zu 533%, wobei sich 90% der Kupfermenge des Gemischs in der Sulfidphase befinden. Beim der Temperatur 900°C entsprechende Gleichgewicht beträgt die Menge an festem Sulfid (14,9Cu, 33,4 S) 54,5% und ihr Anteil am Kupfer 94%. In den letztgenannten Fällen befindet sich die Sulfidphase im Gleichgewicht mit der FeiCu-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 Temperaturwerts beginnt sich γ-Fefss) abzuscheiden. Bei 900°C erhält man eus dem Konnodengleichgewicht die Menge der Sulfidphase (9,7 Cu, 34,6 S) zu 77,8%. Die Ghichgewichtskonnode schneidet die Festsulfid-Grenze im Bereich des Bornit-Pyrrhotin-Gemischs. Setzt man für bn(ss) die Analysenwerte 62,8 Cu und 23,4 S 'jnd als Kupferlöslichkeit vor, pofss) 5,0Cu (in Wirklichkeit niedriger) voraus, so erhält man als Phasenmenjen die Werte 8.1 bn und 92.9 do.

In Tig. 9 ist eine Elektronen· und Röntgcnbildrcihc des Abkühlungsproduktes des dor Position C entsprechenden Gemischs (7.7 Cu. 1.9 Ni. 1.1 Co. 0.8 Mo. 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 reichern sich nahe/u vollständig in der Mctallphasc an. Die in der Metallphase angereicherten Elemente Mo und W des Gemischs bilden zusammen mit Eisen ein sich von der Matrize trennendes Intcrmcdtürprodiikt. das mengen müßig etwa 7,^r>% der Mctallphascn-Gcsamimcngc ausmacht.

I i g. IO zeigt das physikalische Gefiige des abgekühlten metallisierten Sulfids; das Bild zeigt unmittelbar die ausgezeichneten Möglichkeiten, die sich für die m:ij'iiiMischo Phasentrennung bieten.

Bei dem hier zur Debatte stehenden Gemische sind die Nickel- und Kobaltmengcn so gering, daß sie sich bei den angeführten Temperaturen im System analog Eisen verhalten. Die Elemente der Gruppe Co, Mo, Ga. Ge, W und Rc als starke Ferritstabilisatoren haben auch in verhältnismäßig hohen Konzentrationen keine nachteilige Wirkung. Nickel hingegen kann u. U. leicht Schwierigkeit verursachen. Bei 70OX' sind die Diffusionsgeschwindigkeiten sowohl in den .Sulfidphasen als auch im Λ-Eiscn Prozeßablauf noch ausreichend. Bei dieser Temperatur hat auch die «-y-Mctaslabililät bei den dem Beispiel entsprechenden Nickelkonzcntrationen keine nemznswertc Wirkung (700°C. 27 S, Ni-Gchalt der «-/-Transformation ca. 3 — 6°/«). Bei wachsendem Nickelgehalt des Gemischs — besonders wenn ein niedriger Eisengehalt und ein hoher Schwefelgehalt vorliegen — ist die dem Gleichgewicht entsprechende Reinigung der Sulfidphascn schwierig und erfordert eine genügend lange Abkühlzcit unterhalb des Sulfid-Liquidus und auch bei Temperaturen unterhalb 900⁰C. 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 Gleichgewichtseinstellungszeiten neben der langsamen y-Fe-Diffusion auch infolge der Wirkung der Sulfiddiffusion wächst.

Die Konnodenrichtungen des hier zu erörternden Teils des Systems Fe(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 Nernstschen Verteilungen recht unterschiedliche Werte. 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 Nernstschen 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:

H_n, = 260· 10³ZT- 176
H_Co = 170-10²ZT- 115
He"¹ = 2,15 ■ 10³ZT - 5,79 + 0.297 [% S]

Sowohl kupfer- als auch nickclreiche Gemische (Schlackenrcduktionsprodukte) lieferten bei freier Abkühlung u. a. folgende Werte:

H _v = - 4.5X t 0.249 [% IxI: I 2% S

U_n, = 10.22 4 O.42X [% Fx] : 16% S

H<„ = -4.21 f 0.274 [% IxJ: 12% S

II, „ ι 0.09 t 0.1 38 Γ % Ke]: I 6% S

ΙΟ² H_1n = 2x50 - 0.17321".. Ix): 12 16",. S

Als Heispiel der Il-Verleilungen anderer Elemente unter den gewählten Bedingungen (Beispiele) seien die folgenden Werte genannt:

Mo: 6-00:Ga:30-^r>0;Gc: 10-20;
Ag: 0,06-0,40; W: 13-00; Re:h- 10;
Au;8-14;Pt: 10-20; Pd: 5-10

Zur Verwirklichung des Verfahrens diente eine herkömmliche, auf Großproduktion zugeschnittene Schmclzanlagc mit Flammschmelzöfen zum Suspensionsschiiielzen sowohl von Kupfer als auch von Nickelkon/.entraten. Alle Öfen hatten die gleiche Größe; Reaktionssehacht-Durchmcsser 3,9m. -Höhe 8.0m; Vorherd-Breite 5.0m. -Höhe 1,7 tn. -Länge 19.5 m; Stcigschacht-Höhc 9.0 m. - Durchmesser 2,8 m. Zum Vorblasen det verschiedenartigen .Sulfidsteine dienten zwei 75-Tonnen-Konverter (Peirce-Smith) von 3.60 nixb.71 m. Zur Reduktion der in den Schlacken enthaltenen Wertmetalle dienten zwei Lichtbogenofen, von denen der eine eine Leistung von 8 MVA, einen Durchmesser von 8.20 m und eine Höhe von 4,10 m und der andere eine Leistung von 6 MVA, einen Durchmesser von 3.77 m und eine Höhe von 2,00 m hatte.

Für die Grunduntersuchung der Wertmetallverteilung und im Zusammenhang mit der Bestimmung einiger der wichtigsten Phasengleichgewichte wurde ein kleiner regulierbarer Mittelfrequenz Mittelfrequenz(induktions)ofen mit Schutzgas- und Vakuumausrüstung (70 kW) verwendet.

Zur magnetischen Naßscheidung der Phasen des metallisierten Sulfidsteins dieme ein Rütteltisch der mit magnetischen feldstärkenregulierbaren Spaltplatten ausgerüstet war.

Im folgenden wird die Erfindung an Hand von Beispielen und unter Bezugnahme auf F i g. 3 bis 9 näher beschrieben. Die F i g. 3 bis 9 zeigen Fließbilder der in den Beispielen verwendeten Anlagen. In Fig.3 und Beispiele 1 ist eine bereits bekannte Verfahrensführung dargestellt

Eine eigentliche technische oder ökonomische Optimierung der Reduktions-, Wärmebehandlung^- 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- dgl. Veränderliche in vielgestaltiger Weise modifiziert werden kann.

In den nachfolgenden Beispielen variierten die Schmelz-, Konverter- und Reduktionstemperaturen zwischen 1200 und 1400⁰C. Ein eigentliches Diffusionsglühen fand im Zusammenhang mit dem Abkühlen der Sulfidsteine nicht statt Die Abkühldauer wurde lediglich

durch die Dicke der Gußsdiicht reguliert, d. h., die Führung dieses Prozeßabschnittes kann natürlich genauer ;ils im Rahmen der Beispiele erfolgen. Die Abkühlgeschwindig'teit wurde namentlich im Temperaturbereich von 1000 bis 700⁰C auf eine Dauer von mehreren Stunden zu verzögern versucht.

Die den Beispielen entsprechenden Verfahrensfließ· schema'^(Mengenströme), Verteilungswerte, Materialbilzen sowie die Analysenwerie der Komponenten sind in den Tabellen I bis 14 zusammengestellt.

Beispiel 1

I' i g. J zeigt ein herkömmliches Weiterverarbeitungsverfahren für Niekclkonzentratc. Unter Verwendung der Bc/ugs/ahlcn des Fließschemas (Tabelle I) weist η dieser herkömmliche Prozeß folgenden Ablauf und folgende F.rgebnisse auf: Die Schlacken Il und 13 des Flammschmelz(LS)- und des Konverter-(KV)-Prozeß werden im Rahmen eines Elcktroofen-(SU-)Prozesses zu Abfallschlackc 12 und Su-Stein 2 reduziert. Der _>ii SU-Stein 2 und der l.S-Stein 1 werden im Rahmen eines KV-Prozesses zu Ni-Fcinstcin 4 und KV-Schlacke 13 verblasen.

Nach der in Tabelle I aufgestellten Vertcilungsbercchnung gelangen 83% des im Flammschmclzofcn-F.in- _>ϊ satzstoff enthaltenen Kobalts in die Abfallschlackc. Die Co Verteilung des SU-Steins 2 aus der der Bilanz vorangegangenen Schmelzperiodc ist recht beträchtlich (56%), so daß bezüglich der Teilprozesse sehr große Kobaltanreichcrungcn zu beobachten sind (SU-Stein: j<i 4.8% Co. KV-Schlacke 13: 1.7% Co). Außer mit dem Fcinstcin (17% Co) kann das Kobalt lediglich mit der Abfallschlackc aus dem Prozeß herausgenommen werden.

Be i s pi e I 2

In Fig.4 sind eine Anwendungsform des neuen Verfahrens zur Erhöhung der Kobaltgewinnung beim Schmelzen von Nickelkonzentrat und gleichzeitig eine Methode zur Senkung der den Nickel-Weiterverarbei- tu tungsprozeß störenden Umlaufkupferlast darlegt.

Im vorangehenden Beispiel wurde die Anreicherung von Kobalt u. a. in der KV-Schlacke beobachter, 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-ll eingetragen, wo ein Herausreduzieren der Wertmetalle zu metallisiertem Sulfidstein 5 erfolgte. Die Kobaltverteilung der Abfallschlacke ging hierbei von 83% >n (vorangehendes Beispiel) auf 47% zurück. Die KV-Schlacke 13 wurde auf grobe Co-Ausbeute (η = 70%) reduziert. Die Schlacke 12 des die LS-Schlacke 11 reduzierenden Elektroofens kann bedarfsfalls intensiver als in vorliegenden Beispiel reduziert werden (i;=34%), wobei natürlich auch eine bessere Kobaltausbeute erzielt wird.

Der metallisierte Sulfidstein 5 kühlt sich nach dem Gießen frei ab und wurde dann gebrochen und gemahlen. Bei der Magnetscheidung gingen sowohl Kobalt als auch Nickel des SU-2-Steins 5 zu einem sehr großen Teil in die magnetische Komponente über (Ausbeute 96,4% bzw. 953%). Die Kupferausbeute der nichtmagnetischen Komponente 7, & h. des Sulfidkonzentrats, betrug 90%, der Gehalt 29,7 Gewichtsprozent Cu, so daß sich dieses Produkt gut als Cu-Einsatzgut für den Flammofen eignet Mit Hilfe dieser Kupferabtrennung läßt sich die Umlaufkupferlast des Nickelprozesses verringern. Im Beispiel 2 entsprechenden Fall machte der vom Nickelwerk (Auflösen, Elektrolyse) kommende Rückschlamm im LS-Einsatzgut 5% der Konzcnlratmenge aus (Schlamm-Analyse in Gew.-%: 42.1 Cu,

-» 18,8Ni. 0.24Co. 1.10 Fe, 14.6 S, 4,40 SiO₂ und 6,94 Ox-BaO u.dgl.). In dem Beispiel 2 entsprechenden Fall beträgt die für die Weiterverarbeitung verfügbare Kobaltmenge somit 51% des im LS-Einsatzgut enthaltenen Kobalts, was gegenüber dem vorangehenden

κι Beispiel (1, B) eine Verbesserung um 370% bedeutet.

Beispiel 3

Beim Prozeß gemäß Fig. 5 (Tabellen 5 und 6) wird der LS-Schlacken-Reduktionsstein nicht dem KV-Prozeß zugeführt, sondern sowohl die LS-Schlacke 11 als auch die KV-Schlacke 13 werden gemeinsam im Elektroofen-(SU-I) reduziert; das Ergebnis sind Abfallschlacke 15 und Sulfidstein 5, der gemäß dem Verfahren zu Co-Ni-Rohmctall 6 und Kupferkonzentrat 7 verarbeitet wird. Bei der in diesem Beispiel angewandten Fahrweise erfolgte die Eisenzugabe in den beim SU-l-Prozeß anfallende Sulfidstein in Form von Schrott. Wegen des verhältnismäßig hohen Schwefelgehalts der Einsät/schlacke 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 Kobaltgewinnung aus den bei der Verarbeitung von Kupferkonzentrat anfallenden Konvertcrschlacken. Bei herkömmlicher Arbeitsweise geht das im Konzentrat enthaltene Kobalt in seiner Gesamtheit, das im Komzentrat enthaltene Nickel zum überwiegenden 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 gewählte 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% Co und 79,9% Ni in die KV-Schlacke 12 über. Aus den KV-Schlacken läßt sich somit ein beträchtlicher Teil der mit dem Einsatzgut zugeführten Begleitmetalle gewinnen, wenngleich bei der Flotation der LS-Schlakke 11 ein Teil an die Abfallschlacke verlorengeht.

Nach Tabelle 7 gehen bei der Weiterverarbeitung des SU-ll-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 FlammenofenprozeD 25 t/h Kupferkonzentrat zugeführt. Auf diese Weise lassen sich trotz geringer Ausgangskozentrationen und nur teilweiser Ausnutzung jährlich 354 t Co und 375 t Ni gewinnen — ein beträchtliches Ergebnis.

Beispiel 5

Bei dieser Fahrweise wurden die bei den Nickel- und Kupferprozessen nach Beispiel 2 und 4 anfallender Konverterschlacken gemäß dem neuen Verfahrer gemeinsam reduziert. Dieser Versuch entspricht Einsatzmengen von 25 t/h bzw. 18 t/h des Cu-Flammofen- bzw. Ni-Flammofenprozessen.

Als Ergebnis der Schlackenreduktion (Tabelle 9 waren in den metallisierten Sulfidstein 39% Co, 9% N 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 herkömmli eher Verfahrensweise das bei der Kupferveredlung initgeführte Kobalt und Nickel verlorengeht, kann man an Hand der Beispiele 2 und 4 sowie der Tabelle 9 ausrechnen, daß durch die Einbeziehung der Kupfer-KV-Schlacke in die Reduktion gegenüber dem bloßen Nickelpro/.eß eine beträchtliche Zunahme der für die Weiterveredlung verfügbaren Ni- und Co-Mengen erreicht wird. Gerechnet von den Nickel- und Kobaltmengen des Fcinsteins und der Metallphase betragen die Ausbeutewerte, verglichen am Nickclpro-/eß, 184% Co und 103% Ni.

Beispiel 6

Bei der Fahrweise gcmiiß F i g. 7 wurde unter Anwendung des Zonenverfahrens (Zonenreduktion) die Reduktion von LS- und KV-Sehiaekenphasen- die dem nach 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-Spurstein 1 beträgt lediglich 3.5% Fe. so daß beim Verblasen des Feinsteins eine sehr geringe .Schlackenmenge anfällt. Bedingt durch die Fahrweisc gehen von den eingespeisten Kobalt . Nickel- und Kupfermengen 80% bzw. 15% bzw. 17% in die L.S-Schlacke Il über. Der direkten Reduktion der I.S-Schlacke kommt hierbei im Hinblick auf die Kobalt-Nickel-Weiterverarbeitung 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 I) liegt.

Beispiel 7

Bei der Fahrweise gemäß Fig. 8 wurde unter Anwendung des Zonenvtrfahrens (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 entstandenen Schlackenphasen wurden gemeinsam reduziert. Aus den in Tabelle 12 zusammengestellten Vcrteilungswertpn ist ersichtlich, daß von den mit dem Einsatzgut zugeführten Wertmetallen lediglich 26.7% Co. 1.2% Ni und 1,4% Cu mil der Abfallschlackc 15 verlorengehen.

Dem Eleispiei zufolge können beim Arbeiten nach dem (erfindungsgemäßen) Verfahren 21,6% des im Nickelkonzentrat enthaltenen Kupfers in Kupferkonzentrat umgewandelt werden, was gleichbedeutend ist mil einer wesentlichen Verringerung der bei der Nickelgewinnung unerwünschten Kupferlast.

Nach Tabelle 12 enthält das Rohkupfer 35.3% des mit dem Einsat/gut zugeführten Kobalts; das entspricht 53.8% der Kobaltmenge des Kiipferkonzentrat-F.in.saizes. Dieses beruht auf der LS-Konvertierung. Bei tier Anodcnofenraffination kann diese Kobaltmenge ;tIs nahezu reines Oxid gewonnen werden. Für dL Weiterverarbeitung im Nickel-Kobalt-Werk fallen unter Berücksichtigung der Rohkupfer-Kobaltinengen ö7.7°/[i utrr r.nisai/.-Ku(>fci rriC-nj-o jii, u. i'i. über 2VnVVo der Kobaltrnenge aus dem bloßen Ni-Prozeß.

Beispiel 8

Fs wurden die zahlreichen Wertmetalle des in M, ι nsf eider- Kupferschachtöfen anfallenden überwiegend ''isenhaltigen metallischen Zwischenprodukte gemäß dem neuen Verfahren in zwei Weiterver.irbeitungsgruppen eingeteilt. Erforderlich waren hierzu lediglich kontrollierte Sulfidierung der Metallphase und Abkühlung der Schmelze im freien Guß.

Nach Tabelle 14 war die Wertmetall-Vertcilting (Gew.-% Me). auf die Metallphase. gerechnet von den Einsatzmengen, folgend: 54.1 Fe. 93,0Co. 89.1 Ni. 10.2Cu, 81.2Mo, 95.0 Ga. 90.0 Gc. 25.0 Ag. 90.0 W. 80.0 Rc und 90.0 Au. Ais wichtigste Wertmetallgchalte der nichtmagnetischen Sulfidphase (Menge 41%) sind zu nennen: 12.7 Gewichtsprozent Cu. 187 ppm Ag und 1 ppm Au; diese Phase eignet sich also gut zum Einschmelzen zusammen mit Kupferkonzentraten. Hierbei kann dann auch ein beträchtlicher Teil der Edelmetalle des Zwischenprodukts gewönne τ 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 von den in ihr enthaltenen Metallen leicht Co. Ni. Cu und Mo gewonnen werden.

Tabelle 1

Uezugszahl f'rozcß-Komponcntc

0	Ni-LSU-Einsatz
1	LSU-Stein
U	LSU-F-hlacke
2	Su-I-Stein
12	SU-I-Schlacke
3	3=1+2
13	KV-Schlacke
4	KV-Feinstein
B	Einsatz B = 0 + 2
2	SU-I-Stein

Verteilung, %	Ni	Cu
Co	100,0	100,0
100,0	89,3	85,1
48a	10,7	14,9
51,8	13,8	12,9
56,1	2,4	8,6
83,0	103,1	98,0
104,3	5,4	6,5
87,4	97,6	91,4
37,0	100,0	100,0
100,0	12,1	11,4
36,0

liirlM.'1/ιιπι;

Hc/ugs/ahl !'ro/cß-Komponcntc

12 SU-I-Schlacke

13 KV-Schlackc 4 KV-Feinstein

12

Verteilung. %	Ni	2,1	Cu
Cc	4,7	7,6
53,2	85,8	5,8
56,0		81.0
10,9

Tabelle 2

Dem Heispiel 1 entsprechende Materialbilanz

Bilan/pro/cU

Bilanzanalysen. (iew.-%

f.. m: f..

LSU-Pro/.cß

Einsatz: Nickelkonzentrat-Einsatzgemisch: 1240 kg Produkt: LSU-Stein: 203,3 kg. LSU-Schlacke: 850 kg

SU-I-Prozcß

Einsatz: LSU-Schlacke: 850.0 kg, KV-Schlacke: 132,0 kg Produkt: SU-I-Stein: 29.6 kg. SU-ISchlacke: 950,0 kg

KV-Prozeß

Einsatz: LSU-Stein: 203,0 kg. SU-I-Stein: 29,6 kg. Sand: 40,0 kg Produkt: KV-Stcin: 103,2 kg, KV-Schlacke: 132,0 kg

Analysen: LSU-E insatzgemisch LSU-Stein LSU-Schlacke SU-1-Stein SU-I-Sch!acke KV-Stein KV-Schlacke

2,50	5,50	0,20	35,52	2,09	26,14	20,77	4.49
13,00	30,00	0,60	25,87	6,35	28,63	0,20	-
0,55	0,86	0.15	45,64	-	1,65	30,25	6,54
13,51	31,72	4,80	33,01	2,50	16,49	-	-
0,28	0,17	0,22	46,38	-	1,'9	30,86	6.10
27,50	64,58	0,42	0,50	7,18	6,50	-	-
1,53	2,79	1,67	47Jl	0,98	27.28	1.76

Tabelle

Bezugszahl Prozeß-Komponente

0	Ni-LSU-Einsatz
1	LSU-Stein
11	LSU-Schlacke
2	SU-I-Stein
12	SU-I-Schlacke
3	3 = 1+2
13	KV-Schlacke
4	KV-Stein
5	SU-II-Stein
14	SU-n-Schlacke
15	Abfallschlacke
6	Trennung: MG-Phase
7	Trennung: EMg-Phase
4+6	Ni-Co-Werkeinsatz

Verteilung, %	Ni
Co	100,0
!00,0	89,3
48,2	10,7
51,8	9,9
17,4	0,9
34,4	99,1
65,6	5,0
43,9	94,2
21,7	4,8
30,8	0,1
13,0	1,0
47,4	4,6
29,7	0,2
1,1	98.8
51.4

Cu

13

Tabelle 4

M aterialbilanz entsprechend dem Beispiel 2

14

Bilanzprnzcß Bilanzkomponenten

Bilanzanalysen, Gew.-% Cu Ni Co

SiO₃

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: 1 ^!5,0 kg

Magnetische Trennung Einsatz: SU-II-Stein: 13,6 kg

Produkt: magnetischer Trennungsteil: 8,82 kg, unmagnetischer Trennungsteil 4,79 kg

Analysen:

4,49

6,54 6,83 1,67 1,89

LSU-Einsatzteil	2,50	5,50	0,20	35,52	—	26,14	20,77
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
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
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
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
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

Bezugszahl	Prozeß-Komponente	Verteilung, %	Ni	Cu
		Co	100,0	100,0
0	Ni-LSU-Einsatz	100,0	89,3	85,1
1	LSU-Stein	48,2	10,7	14,9
U	LSU-Schlacke	51,8	5,1	6,3
13	KV-Schlacke	33,6	84,1	78,8
4	KV-Stein	14,6	15,9	21,2
14	14 = 11 + 13	85,4	13,9	13,6
5	SU-Stein	34,4	2,0	7,7
15	SU-Schlacke	51,0	13,1	12,9
6	Trennung: Mg-Phase	32,4	0,8	0,7
7	Trennung: EMg-Phase	2,0

4+6

Ni-Co-Werkeinsatz

97,2

91,7

Tabelle 6

Materialbilanz entsprechend eiern Beispiel 3

16

Bilanzprozeß Bilanzkompor.enlen

Bilanzanalysen, Gew.-% Cu Ni Co

SiO₂

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	Tabelle 8	2,50 5,50	Bilanzanalysen, Gew.	0,20	35,52	—	Ni	26,14	20,77	Cu	4,49
LSU-Stein	13,00 30,00	Cu Ni	0,60	25,87	2,09	100,0	28,63	0,20	100,0	-
LSU-Schlacke	0,55 0,86	0,15	45,64	6,35	92,9	1,65	30,25	95,9	6,54
KV-Stein	27,50 64,58	0,42	0,50	-	7,1	6,50	-	4,1	-
KV-Schlacke	1,77 3,18	0,77	47,86	6,97	18,7	1,15	27,00	92,8	1,74
SU-Stein	9,37 21,13	1,94	57,28	-	74,2	10,28	-	3,1	-
SU-Schlacke	0,26 0,14	0,21	46,84	1,28	72,6	1,03	30,82	2,9	6,25
Magnetischer Teil	0,72 30,57	2,80	65,12	-	1,6	0,79	-	0,2	-
Unmagnetischer Teil	25,42 3,62	0,33	42,75	-	68,2	27,89	-	0,1	-
Tabelle 7					4,4			2,8
Bezugszahl	Prozeß-Komponente		Verteilung, %		68,2			0,1
			Co
O	Cu-LSU-Einsatz		100,0
1	LSU-Stein		49,7
11	LSU-Schlacke		50,3	Fe + 1		SiO2
4	KV-Rohmetall		0,2
12	KV-Schlacke		49,5
5	SU-Stcin		37,2
IS	SU-Schlacke		12,2
6	Trennung: Mg-Phase		34,6
7	Trennung: EMg-Phase		2,6
6	Ni-Co-Werkeinsatz		34,6
Materialbilanz entsprechend dem Beispiel 4
Bilanzpro/cß	-%
Bilanzkomponenten	Co	Fe	S	Ox

LSU-Prozeß

Einsatz: Kupferkonzentrat-Einsatzgemisch: 1123,0 kg Produkt: LSU-Stein, 437,0 kg, LSU-Schlacke: 548,0 kg

17

18

Fortsetzung

BjlunzprozeB	Bilanzanalysen, ι	Ni	üew.-%	: 9,0 kg	21,91	9,50 kg,	156,0 kg	Fe	29,30	-	S	SiOi	Ox
Bilunzkompanenten	Cu		Co	SU-H-Schlacke:	54,00				19,14	3,94
KV-Prozeß		Sand: 49,3 kg			1,83	0,28			^4,75	6,53
Einsatz: LSU-Stein: 437,0 kg,			99,30	0,66			-	-
Produkt: Rohkupfer: 230,0 kg,	KV-Schlacke: 180,0 kg	Produkt: magnetischer Trennungsteil:	4,22	0,04		47,05	12,06
SU-II-Prozeß		Analysen	25,45	0,25		38,84	-
Einsatz: KV-Schlacke: 180,0 kg. Pyrit:	LSU-Einsatzgemisch	0,38	1,28		50,04	1,31
Produkt: SU-H-Stein: 27,5 kg,	LSU-Stein	2,52	8,18		53,18	-
Magnetische Trennung	LSU-Schlacke	37,56	0,03		31,26	·-
Einsatz: SU-Il-Stein: 27,5 kg	Kupfer		22,26				18,00 kg
	KV-Schlacke		0,75
SU-II-Stein			29,21	13,31	2,59
SU-II-Schlacke			22,44	045	-
Magnetischer Teil		ϊ,35	27,08	5,32
Unmagnetischer Teil		0,01	-	-
		UO	25,00	1,59
	18,76	-	-
	1,03	28,85	1,97
	0,32	-	-
unmagnetischer Trennungsteil:	28,47	—	-
0,52
0,66
0,53
-
1,59
7,85
0,46
21,15
0,84

Tabelle 9

Materialbilanz entsprechend eiern Beispiel 5

Bilanzprozeß Bilanzkomponenten

Bilanzanalysen, Gew.-% Cu Ni Co

SiO₇

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: 20,68 kg

Produkt: magnetischer Trennungsteil: 9,96 kg, unmagnetischer Trennungsteil: 10,72 kg

Aanalysen

1,56

1,86

SU-II-Einsatz	31,6	1,67	1,29	47,70	10,12	Ni	2,96	24,41
SU-II-Stein	22,89	13,15	8.38	40,27	-	100,0	14,95	-
SU-II-Schlacke	0,35	0,03	0,29	50,78	0,99	85,0	1,03	29,06
Magne»'jc!'er Teil	1,89	25,66	16,89	54,16	-	15.0	1,23	-
UnmagnetischerTeil	42,40	1,52	0,49	27,38		27,68
Tabc j 10
Bezugszahl	Pro/.cß-Komponentc			Verteilung,	% ■
				Co		Cu
0	Ni-LSU-Einsatz			100,0		100,0
I	LSU-Stein			20,0		83,0
Il	LSU-Schlacke			80.0		17.0

	19	Fortsetzung	Tabelle 11	ProzeU-Komponente	48	Co	117,6 kg, LSU-Schlacke: 977,0	kg	446	Fe	Ni	2,46 5,42	0,20	34,99	0,28	Ni	20	Cu	Cl-	Ox
	Bezugszuhl								75,7	21,90 49,33	0,43	3,50	0,78	100,0		78,4	100,0
26		KV-Feinstein		Einsatz: Nickelkonzentrat-Einsatzgemisch: 1260,0 kg	117,6 kg, Sand: 1,65 kg				9,3	0,54 1,05	0,21	44,70	4,43	73,3		4,6	5.9
4	KV-Schlacke		Produkt: LSU-Stein,	Produkt: KV-Stein: 82,24 kg, KV-Schlacke 17,45 kg		Verteilung, %		24,3	29,59 62,80	0,38	0,23	-	23,5		21,6	1,6
12	13 = 11 + 12		KV-Prozeß	SU-I-Prozeß		Co		23,6	8,15 36,45	1,09	22,50	8,00	2.9		11,2	86.9
13	SU-I-Stein		Einsatz: LSU-Stein:		llß		0,7	4,30 , 20,00	1,96	58,62	-			10,4
5	SU-I-Schlacke		7,5		22,4	0,35 0,05	0,63	44,11	0,97		0,5
15	Trennung: Mg-Phase		87,5		1,2	0,31 34,14	3,35	61,04	-		10,7
6	Trennung: EMg-Phase		62,5		98,1	9,32 2,26	0,22	51,58	—		78,9
7	Ni-Co-Werkeinsatz		24,9		—						10,7
4+6	Cu-Werkeinsatz		59,4			Prozeß-Komponente		Verteilung. %
7			3,1					Co
Materialbilanz entsprechend dem Beispiel 6		71,9		LSU-Einsätze		100,0
Bilanzprozeß		—	Fe f3	Ni-Feinstein		4,3		SiO2
Bilanzkomponenien				Ni-LSU-Schlacke		30,1				4,23
LSU-Prozeß				Rohkupfer		35.3				-
Bilanzanalysen, Gew.-%						S			5,46
Cu Ni					-
					0,10
				-
				5,83
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
		21,68
	35,71 kg	0,15
		27,96
	25,72	-
	24,13	8,39
	0,65	-
	6,85	29,98
	2,10	-
Produkt: magnetischer Trennungsteil: 44,83 kg, unmagnetischer Trennungsteil:	15,00	—
Analysen	0,73
LSU-Einsatzgemisch	1,08
LSU-Stein	32,48
LSU-Schlacke
KV-Stein
KV-Schlacke
SU-I-Stein
SU-I-Schlacke
Magnetischer Teil
Unmagnetischer Teil
Tabelle 12
Bezugszahl
0
1
11
01

21

I oilscl/uim

Be/ugszahl	I'ro/cB-Komponente
OU	Cu-LSU-Schlacke
13	13 = 11 +011
5	SU-1-Stcin
15	Abfallschlackc
6	Trennung: Mg-Phas·.
7	Trennung: HMg-Phasc
1+6	Ni-Co-Werkcinsa'.z
1+01+6	Ni-Co-Wcrkeinsatz

22

Verteilung, 'Ί>	Ni	0.3	Cu
((I	23,9	5.7
30,3	22.6	7,3
60,4	1.2	5,8
33.7	20.0	1.4
26.7	2.6	0.2
28.1	93.3	5.6
5.(i	96.2	61.1
32,4
67.7

Tabelle 13

Materialbilanz entsprechend dem Beispiel 7

Bilan/pro/cB

Bilan/.komponcntcn

Bilan/analysen. (iew.-'V Cu Ni Co

Fe

Fe ■ '

LSU-Prozesse

Einsatz: Nickelkonzentrat-Einsatzgemisch: 441.6 kg Produkt: LSU-Fcinstein: 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-l-Prozcß

Einsatz: Zusammengesetzte Schlackenphasc: 839,8 kg. Pyrit: 17.39 kg, Koks: 5.86 kg Produkt: SU-1-Stein: 36,1 kg, SU-I-Schlacke: 807.9 kg

Magnetische Trennung Einsatz: SU-I-Stein: 36.1 kg

Produkt: magnetischer Trennungsteil: 16,05 kg. unmagnetischer Trennungsteii 20,08 kg

Analysen

Ni-LSU-Einsatzgemisch LSU-Feinstein LSU-Schlacke Cu-LSU-Einsatzgemisch Rohkupfer
LSU-Schlacke SU-Einsatzschlacke SU-Stein
SU-Schlacke Magnetischer Teil Unmagnetischer Teil

SiO,

2.46	5.41	0.20	34.94	0,28	25.69	21.77	4.28
29.59	62.80	0,38	0.23	-	6.85	-
0.67	1.67	0,22	44,31	4.49	0,67	27,62	5,38
17.22	0.10	0.22	28.66	-	28,93	21,31	1,97
96.67	0.54	0.70	0.25	-	1,19	-	-
1.67	0.02	0.16	45.24	5,21	0,85	33.68	3,11
1.25	0.70	0.19	44,86	4,92	0,78	31,17	4,05
23.36	15.45	2.40	42.79	-	16,00	-	-
0,26	0,04	0,08	44,49	0,98	1,17	31,91	4,29
2,11	30,72	4,51	61,44	-	1,22	-	-
40,35	3,24	0,72	27,88	-	27,81	-	-

Tabelle 14 Materialbilanz entsprechend dem Beispiel 8

Bilanzprozeß
Bilanzkomponenten

Bilanzanalysen, Gew.-% A, ppm B

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

23

Fortsetzung

Bilanzpro/eO
Bilanzkomponenten

Bilanzanalysen, Gew.-% Λ, ppm B

24

Fe	Co	Ni	Cu	Mo	S
Ga	Ge	Ag	W	Re	Au

Magnetische Trennung Einsatz: Sulfidstein: 1252 kg

Produkt: magnetischer Trennungsteil: 517 kg, unmagnetischer Trennungsteil 735 kg

Analysen

Mausfelds Metall	A B	78,80 100	1,40 50	2,30 178	10,10 300	1,10 46	2,7i 7,9
Sulfidstein	A B	65.00 82	1,15 41	1,90 147	8,30 250	0,91 40	20,1t 6,5
Magnetischer Teil	A B	85,20 150	2,59 70	4,10 80	2,05 540	1,79 77	1,62 14
Unmagnetischer Teil	A B	50,80 5	0,14 7	0,35 187	12,70 40	0,29 12	33,K 1
		Hierzu 7	Blatt Zeichnungen

Claims (3)

Patentansprüche:

1. Reduktionsverfahren für wertmetallhaltige, insbesondere bei Nickel- und Kupferschmelzprozessen anfallende eisenhaltige Schlacken sowie Zwischenprodukte, dadurch 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-GIeichgewicht 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 Wertmetallphase abtrennt.

2. Verfahren nach Anspruch 1, dadurch gekennzeichnet, daß die Reduktion bei einer Temperatur von 1200 bis 1400⁰C erfolgt und die Abkühlung der metallisierten Sulfidschmelze im Temperaturbereich von 1000 bis 500° C verzögert wird.

3. Verfahren nach Anspruch 1 oder 2, dadurch gekennzeichn 21, daß bei Kupfer- und Nickel-Vered-Iungsprozesscn anfallende Schlacken gleichzeitig und im Rahmen des gleichen Reduktionsprozesses reduziert werden.

Verwendung andersartiger Ofenunlagen realisiert werden.

Bei der Elektroofen-Reduktion von Sichlacken 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 kostspielig ist und der maximale Schlacken-Reduktionsbedarf lediglich das Erreichen der Eisensiittigungsgrenze vorausgesetzt, ist eine unnötige Eiseinreduktion zu vermeiden und das freie Eisen des Endproduktes Bedarfsfalls in Form von Schrott (z. B. Gußeisenspäne) in das System einzutragen. Auch zusätzlicher Schwefel kann dem System, sofern erforderlich, z. B. in Form von Eisensulfid zugeführt werden. Die wirksame Kontrolle des Reduktionsprozesses und gleichzeitig auch die mengenmäßige Regulierung der Reduktionsergebnisse werden bei dem neuen Verfahren durch eine sowohl empirisch als auch thermodynamisch ermittelte und erprobte Verfahrensweise gewährleiste L Charakteristisch für diese Verfahrensweise ist die ständige Kontrolle des der Schlackenzusammensetzung und den Wertmetallverteilung sensibel folgenden Sauerstoffdrucks des Systems. Die Nernstschen Verteilungen

jo [Hmc = % Me (Stein): % Me (Schlacke)]