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Verfahren zur Gewinnung von Rohkupfer aus
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Kupfererzen oder -konzentraten, welche schädliche oder wirtschaftlich
bedeutsame Mengen an anderen Nichteisenmetallen enthalten Bei der pyrometallurgischen
Gewinnung von Rohkupfer aus wesentliche Mengen anderer Nichteisenmetalle enthaltenden
Kupferkonzentraten muß das in der Endstufe des Prozesses anfallende Anodenkupfer
gewissen Qualitätsanforderungen entsprechen. Ein zu hoher Gehalt an Verunreinigungen
(Begleitstoffen) führt zu Schwierigkeiten bei der elektrolytischen Kupferraffination
und zu qualitätsmäßig schwächerem Katodenkupfer. Sind diese sog. Begleitmetalle
in wirtschaftlich bedeutsamen Mengen vorhanden, so ist es keinesfalls gleichgültig,
in welcher Form und Zusammensetzung sie vom Kupfer getrennt werden. Im Hinblick
auf ihre Nachbehandlung (Weiterverarbeitung) ist es von Vorteil,
wenn
sie in konzentrierter Form und mit einem möglichst geringen Gehalt an Kupfer anfallen,
denn die Abtrennung des Kupfers von ihnen in einem separaten Prozess ist natürlich
mit Mehrkosten verbunden.
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Mit abnehmenden Rohstoffvorräten sieht man sich neuerdings gezwungen,
in zunehmendem Maße auch die Möglichkeiten der Kupfergewinnung aus unkonventionellen
Konzentraten und überhaupt die möglichst vorteilhafte Gewinnung aller in ihnen enthaltenen
Metalle zu untersuchen.
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Da anrei'chungstechnische Verfahren, wie Magnetscheiden,.Flotation
u. dgl. kein ausreichend selektives Resultat ergeben, hat man verschiedenartige
hydro- und pyrometallurgische Verfahren zur Verarbeitung solcher sog. Mischkonzentrate
untersucht.
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Soweit uns bekannt ist, steht gegenwärtig nicht ein einziges wirtschaftlich
vorteilhaftes hydro- oder pyrometallurgisches Verarbeitungsverfahren für solche
begleitmetallhaltigen sulfidischen Kupferkonzentrate im industriellen Maßstab im
Einsatz.
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Man kennt bereits einen Verarbeitungsprozess, der auf dem Flammenschmelzverfahren
basiert (Deutsche Patentschrift 886 390), und bei welchem das Konzentrat zusammen
mit Brennstoff und vorerhitzter Luft (maximal 5500C) im Flammenschmelzofen bei einer
Temperatur von 1350-15500C und sog. neutraler (in bezug auf Brennstoff/Luft) Atmosphäre
geschmolzen wird, wobei 40-50 % Cu enthaltender armer Rohstein, ca. 1 % Cu und Zn
sowie 0,2-0,3 % Pb enthaltende Schlacke und den Großteil des Bleis und Zinks enthaltender
Fugstaub anfallen. Dieser Flugstaub enthält auch 4,8 % Cu, 20-25 % Zn, 8-10 % Pb
sowie 7,8 % S und 17 % Fe.
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Die Flugstaubmenge, gerechnet vom Blei, beträgt etwa 640 kg/t Konzentrat,
so daß also die Anreicherung in die
Stäube nicht besonders hoch
lag. Außerdem liegen etwa 13 % des Schwefels in den Flugstäuben offensichtlich in
Sulfatform vor. Da der arme Rohstein auch ca. 22-23 t Schwefel und mit diesem im
Gleichgewicht befindliche Schlacke (1-2 % S) aufweist,enthalten somit alle drei
festen und schmelzflüssigen Phasen und Gase Schwefel.
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Der anfallende Flugstaub ist wegen seines niedrigen Zink-und seines
hohen Kupfer-, Schwefel- und Eisengehalts keinesfalls als vorteilhaftes Rohmaterial
z.B. für Zinkgewinnungsanlagen zu betrachten.
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Als weiterer Versuch, Mischkonzentrate zu verarbeiten, kann ein Prozess
genannt werden, bei welchem der Kupfergehalt des Konzentrats auf 0-6 % Cu begrenzt
ist, die Blei- und Zinkgehalte jedoch hoch liegen, so daß das Konzentrat in erster
Linie als Blei- oder Zinkkonzentrat anzusehen ist.
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Wie diese verschiedenen Metalle voneinander getrennt werden, ist nicht
bekannt. Offensichtlich versucht man bei diesem Verfahren, das Blei und Zink zu
verdampfen und auf diese Weise das Kupfer abzutrennen, wobei als Problem jedoch
weiterhin die Weiterverarbeitung des armen und verschmutzten Kupfersteins bestehen
bleibt.
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Die vorliegende Erfindung zur Verarbeitung solcher Mischkonzentrate
basiert auf dem von 0utokumpu Oy entwickelten Flammenschmelzverfahren (Deutsche
Patentschrift 886 390).
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Das Flammenschmelzverfahren hat sich bei der Verarbeitung sulfidischer
Konzentrate hinsichtlich Energiewirtschaft und Umweltschutz als weitaus bestes Kupferschmelzverfahren
erwiesen (siehe z.B. Kellogg H.H. "Prospects for the Pyrometallurgy of Copper" Paper
presented in Santiago, Chile, 1973, und Carl-August Maelzer: "Fortschritte in der
Pyrometallurgie", Neue Hütte, 20.Jhg., Heft 3, März 1975).
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Die beim Flammenschmelzen anfallende Schlacke enthält im allgemeinen
so viel wertvolle Metalle, daß sich eine Weiterverarbeitung
(Nachbehandlung)
lohnt. Diese kann auf bekannte Weise durch langsames Abkühlen, Brechen, Mahlen und
Flotieren der Schlacke und Wiedereinbringen des so gewonnenen Konzentrats in den
Ofen erfolgen. Eine weitere Möglichkeit ist die Reduktion im Elektroofen, wobei
entweder Stein oder ein Metallgemisch sowie Abfallschlacke und Flugstaub anfallen.
Das Ergebnis ist abhängig von der Fahrweise des Flammenofens.
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Strebt man in der gleichen Weise wie oben umrissen lediglich das Schmelzen
und Verdampfen des im Konzentrat enthaltenen Bleis und Zinks in die Flubstäube an,
so ergibt sich eine in energiewirtschaftlicher Hinsicht ungünstige Lösung. Das Schmelzen
und das Verdampfen müssen nahezu ausschließlich unter Einsatz von Brennstoff und
bei verhältnismäßig hoher Temperatur erfolgen, so daß pro Konzentrattonne eine große
Menge an Gas und natürlich auch an sog. mechanischem Staub anfallen, wobei, wie
vorangehend bereits erwähnt, der anfallende Staub kein besonders vorteilhaftes Material
für die Weiterverarbeitung darstellt. Der anfallende arme Stein (Rohstein) erfordert
ein aufwendiges Blasen, und es entstehen leicht zwei schwachkonzentrierte S02-Gasströme.
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Die vorliegende Erfindung zur Verarbeitung von Mischkonzentraten geht
von einer möglichst intensiven Nutzung der im Konzentrat enthaltenen Energie im
Flammenschmelzofen aus. Das Konzentrat wird zu hochprozentigem, über 70 % Cu enthaltendem
Stein oder unmittelbar zu Rohkupfer oxidiert je nachdem einen wie hohen Eisengehalt
das Konzentrat aufweist. Der Flammenschmelzofen arbeitet hierbei, vor allem wenn
die zuzuführende Luft vorgewärmt und/oder mit Sauerstoff angereichert wird, im allgemeinen
autogen ohne zusätzliche Brennstoffzufuhr. Der Flugstaub wird in seiner Gesamtheit
oder zum Teil rezirkuliert. Die Schlacke, die je nach Oxidationsgrad 3 bis 15 %
Cu enthält, wird in heißem Zustand sofort dem Elektroofen zugeführt und in
diesem
auf bekannte Weise mit Koks reduziert. Ob die Schlacke einen höheren oder niedrigeren
Kupfergehalt aufweist, ist im Hinblick auf den Energiebedarf ohne Belang, denn die
Reduktion von Cu2 0 zu metallischem Kupfer erfordert nur einen geringen Energieaufwand.
Zur Verdanpfung des Zinks müssen der Magnetit und auch ein Teil des Eisens reduziert
werden. Das Reduzieren und Verdampfen des Zinks sind die am meisten Energie erfordernden
Reaktionen. Als Ergebnis fallen Cu-Pb-Fe-Metallgemisch (-legierung) sowie Flugstaub
an, der nahezu ausschließlich aus Zink- und Bleioxid besteht und weniger als 1 %
Cu enthält. Der Flugstaub ist ein ausgezeichnetes Rohmaterial für die Zink- und
Bleigewinnung. Es hat sich gezeigt, daß bei einem Schwefelgehalt der Schlacke von
unter 1 % S eine weniger Wertmetalle enthaltende Abfallschlacke erzielt wird als
mit normaler, über 1 % 5 enthaltender Schlacke. Mit abnehmendem Schwefelgehalt steigen
die Aktivitäten der in der Schlacke enthaltenen Wertmetalle (Cu, Ni, Co, Pb, Zn
usw.), und ihre Konzentrationen sinken. Weiter erfolgt die schwerkraftbedingte Trennung
z.B. des Kupfers von der Schlacke schneller, da im Falle geringeren Schwefelgehalts
zwischen Schlacke und Stein/Metall ein stärkeres Dichtegefälle besteht. Das im Flammenofen
anfallende Rohkupfer bzw. Weißmetall (Spurstein, white metal) wird auf konventionelle
Weise zusammen mit dem Metallgemisch des Elektroofens im Konverter und Anodenofen
raffiniert. Die dabei anfallenden Schlacken und Stäube werden erneut dem Elektroofen
zugeführt. Der Gesamtprozess (vom Konzentrat bis zum Anodenkupfer) liefert bezüglich
der wertvolleren Metalle sehr hohe Ausbeuten - 98-99 % Cu, 88-90 % Zn, 89-98 % Pb
- und diese außerdem in einer leicht weiterzuverarbeitenden Form. Auch die übrigen
Metalle des Konzentrats, wie z.B. Sn, Sb und Bi, reichern sich vm Elektroofen-Staub
an und lassen sich im Zusammenhang mit dem Zink- und Bleigewinnungsprozess gewinnen.
Enthält das Konzentrat wirtschaftlich bedeutsame
Mengen Kobalt
und Nickel, so gehen diese, erfolgt die Verarbeitung auf erfindungsgemäße Weise,
im Schlackenreinigungs-Elektroofen in das Metallgemisch über, wobei sich dann zwecke
Gewinnens von Kobalt und Nickel eine separate Behandlung des Metallgemisches empfiehlt.
Die Edelmetalle Ag und Au gehen slbstverständlich ins Rohkupfer über und fallen
dann bei der Elektrolyse in Form von Anodenschlamm an.
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Im folgenden wird die Erfindung anhand von Zeichnungen, in denen Fig.
1 bis 4 Fließbilder bevorzugter Ausführungsformen der Erfindung zeigen, und anhand
von Beispielen, die von Flammenschmelzofen- und Elektroofenuntersuchungen, Kapazität
ca. 1 t Konzentrat/h sowie Konverter- und Anodenofenbehandlungen ca. 50 t Kupfer/Charge,
stammen, eingehender beschrieben.
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In den Untersuchungen wurde mit verschiedenartigen, zusammensetzungsmäßig
voneinander abweichenden Konzentraten gearbeitet. In den Tabellen I, II, III und
IV sind, ausgehend von 1000 kg Konzentrat-Eintrag in den Flammenschmelzofen (FSO),
für die einzelnen Fälle die Stoffmengen und die Konzentrationen der wichtigsten
Komponenten in den einzelnen Phasen des Prozesses zusammengestellt. Die Darstellung
ist auf die Konverter- und Elektroofen(EO)behandlungen geschränkt. Die Anodenofenbehandlung
setzt nicht in allen Fällen Sondermaßnahmen voraus. In den entsprechenden, die verschiedenen
Phasen des Prozesses darstellenden Blockschemas I, II, III und IV sind die Hauptkomponenten-Verteilungen
in den einzelnen Phasen wiedergegeben.
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Beispiel 1 Verarbeitet wurde Kupferkonzentrat mit einem Gehalt von
ca.
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8 % Zn und ca. 4 % Pb; Tabelle 1. Der Flammenschmelzofen lieferte
71,6 % Cu enthaltenden Stein mit 1,3 % Zn und 1,8 % Pb sowie Schlacke mit 2,8 %
Cu und 0,23 % S. Beim Verblasen
des Steins zusammen mit dem vom
Elektroofen gelieferten Stein fiel 0,2 % Pb und 98,8 % Cu enthaltendes Rohkupfer
an, das somit einen ausreichenden Reinheitsgrad im Hinblick auf die Anodenofenbehandlung
und die elektrolytische Raffination aufwies. Die Konverterschlacke wurde zusammen
mit der Schlacke aus dem Flammenschmelzofen im Elektroofen behandelt, wobei Abfallschlacke
mit 0,4 % Cu, 0,1 % Pb und 1,6% Zn entstand. Der aus dem Elektroofen stammende Staub
enthielt ca. 60 % Zn und ca. 21 % Pb, aber nur 0,1 % Cu, eignete sich also als Rohmaterial
für die Zinkfabrik. Der aus dem Konverter stammende Staub wiederum, der ca. 79 %
Pb und ca. 10 % Zn sowie praktisch überhaupt kein Kupfer enthielt, stellte ein geeignetes
Rohmaterial für die Bleifabrik dar.
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Aus Fig. 1 geht die Verteilung der einzelnen Komponenten in den verschiedenen
Phasen (Stufen) des Verfahrens hervor. Wie ersichtlich, wurden 98,8 % des Kupfers
als Rohkupfer gewonnen, das lediglich 1,5 % des Bleis enthielt. Entsprechend enthielt
der Elektroofen-Staub 88,1 % des Zinks und 65,4 % des Bleis, aber nur 0,1 % des
Kupfers. Der Konverter-Staub enthielt 32,3 % des Bleis und 1,8 % des Zinks und überhaupt
kein Kupfer. Die Elektroofen-Abfallschlacke enthielt 1,2 % des Kupfers, 1,8 % des
Bleis und 10,1 % des Zinks. Die Ausbeute der wichtigsten Metalle betrug somit: Cu
98,8 % als Blisterkupfer Pb 97,7 % als Elektroofen- und Konverterstaub Zn 89,9 %
als Elektroofen- und Konverterstaub Neben der hohen Kupferausbeute wurden auch ausgezeichnete
Blei- und Zinkausbe ten erzielt, und zwar in Form nahezu reiner Metalloxide.
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Beispiel II Verarbeitet wurde Kupferkonzentrat mit 5,8 % Zn- und 0,68
% Pb-Gehalt. Die Stoffmengen und -konzentrationen gehen aus
Tabelle
II, die Stoffverteilungen aus Fig. 2 hervor.
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Wie ersichtlich, wurden trotz niedrigerer Ausgangskonzentrationen
als im vorangehenden Beispiel.gute Metallausbeuten erzielt: Cu 98,8 t als Rohkupfer
Pb 83,8 % als Elektroofen- und Konverterstaub Zn 88,0 % als Elektroofen- und Konverterstaub
Beispiel III Verarbeitet wurde Kupferkonzentrat mit 1 % Ni und 0,54 % Co-Gehalt.
Der Prozess umfaßte in diesem Falle neben dem Flammenschmelzen und dem Verblasen
noch zwei separate Elektroofenbehandlungen (EO I und EO-II). Die Stoffmengen und
-konzentrationen gehen aus Tabelle III, die Stoffverteilungen aus Fig. 3 hervor.
Im Konverter entsteht für die Anodenofenbehandlung gut geeignetes Blisterkupfer,
im Elektroofen I ein Metallgemisch, das sich ohne weiteres im Rahmen der normalen
Elektrolyse als separater.Kreis weiterbehandeln läßt. Der Elektroofen II liefert
ein Metallgemisch, das sich als Rohmaterial für die Kobaltfabrik eignet. Mit der
Abfallschlacke gehen verloren: Cu 0,6 % Co 30,0 % Ni 5,0 % Trotz relativ niedriger
Co- und Ni-Ausgangskonzentrationen erhält man also bei Anwendung des erfindungsgemäßen
Verfahrens nicht nur unmittelbar erstklassiges Rohkupfer mit guter Ausbeute, sondern
auch beachtenswert gute Ausbeuten an Kobalt und Nickel in Form von Metallgemischen,
die zwecks Gewinnung dieser Metalle und auch zur Verbesserung der Cu-Gesamtausbeute
separat weiterverarbeitet -werden können.
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Beispiel IV Verarbeitet wurde schwach eisenhaltiges Konzentrat mit
hohem Kupfergehalt, welches 2,4 % Kobalt enthielt. Das (erfindungsgemäße) Verfahren
wurde hierbei günstigerweise in der Form angewandt, daß im Flammenschmelzofen unter
nahezu völligem Verschlacken des Eisens und des Kobalts unmittelbar Rohkupfer gewonnen
wurde. Die Behandlung der Schlacke erfolgte in zwei Stufen, in den Elektroöfen EO
I und EO II, wobei die erste Stufe ca. 98 % Kupfer enthaltendes Metall mit 0,6 %
Co- und 1,5 % Fe-Gehalt lieferte. Bei der Weiterbehandlung der Schlacke lieferte
der EO II ein Co-Fe-Cu-Metallgemisch; die reine Abfallschlacke enthielt 0,2% Cu
und 0,3 % Co. Das Rohkupfer eignet sich unmittelbar als solches für die Anodenofenbehandlung,
das vom Elektroofen I gelieferte Kupfermetall als separater Kreis für die Elektrolyse.
Das vom Elektroofen II gelieferte Metallgemisch ist ein geeignetes Rohmaterial für
die Kobaltgewinnung. Die Stoffmengen und -konzentrationen sowie die Verteilungen
in den einzelnen Phasen (Stufen) des Prozesses gehen aus Tabelle IV und Schema 4
hervor.
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Wie aus den obigen Beispielen hervorgeht, lassen sich gemäß der vorliegenden
Erfindung auf günstige Weise Rohkupfer und Anodenkupf er aus sog. unreinen Kupfererzen
oder -konzentraten gewinnen durch möglichst gute Ausnutzung der in letzteren enthaltenen
Wärmeenergie beim mit hohem Oxidationsgrad verbundenen Suspensionsschmelzen der
Erze oder Konzentrate zu Weißmetall oder direkt zu Rohkupfer sowie je nach Gegebenheiten
durchint kombinierte, den aus den Beispielen hervorgehenden Prinzipien folgende
Konverter- oder Anodenbehandlungen sowie Schlackenreinigung, wobei auch bezüglich
der Begleitmetalle gute Ausbeuten erzielt werden.
TABELLE I
| Gesamt- |
| Cu Fe Pb Zn SiO2 S |
| menge |
| kg kg % kg % kg % kg % kg % kg % |
| FSO |
| Konzentrat 1000 170 17 280 28 39 3.9 83 8.3 30 3 356 35.6 |
| Stein 208.7 149.4 71.6 8.4 4.0 3.7 1.8 2.7 1.3 1.2 0.56 39.7
19.0 |
| Schlacke 732.1 20.6 2.8 271.6 37.1 35.3 4.8 80.3 11.0 130.2
17.8 1.7 0.23 |
| KONVERTER |
| FSO-Stein 208.7 149.4 71.6 8.4 4.0 3.7 1.8 2.7 1.3 1.2 0.56
39.7 19.0 |
| EO-Metall 57.5 29.3 51.0 7.5 13.0 17.3 30.1 2.5 4.4 0.1 0.1
- - |
| Schlacke 68 10.8 15.9 15.9 23.4 8.2 12.1 3.7 5.4 17.0 25 0.2
0.3 |
| Blister 120.0 167.9 98.8 - - 0.4 0.2 - - - - - - |
| Staub 16 - - - - 12.6 78.8 1.5 9.4 - - - - |
| EO |
| FSO-Schlacke 732.1 20.6 2.8 271.6 37.1 35.3 4.8 80.3 11.0 130.2
17.8 1.7 0.23 |
| Konverter- |
| schlacke 68 10.8 15.9 15.9 23.4 8.2 12.1 3.7 5.4 17.0 25 0.2
0.3 |
| Metall 57.5 29.3 51.0 7.5 13.0 17.3 30.1 2.5 4.4 0.1 0.1 -
- |
| Schlacke 510 2.1 0.4 279.5 54.8 0.7 0.1 8.4 1.6 147.2 28.9
1.5 0.30 |
| Staub 123 0.1 0.1 0.5 0.4 25.5 20.7 73.1 59.4 - - 0.4 0.3 |
TABELLE II
| Gesamt- |
| Cu Fe Pb Zn SiO2 S |
| menge |
| kg kg % kg % kg % kg % kg % kg % |
| FSO |
| Konzentrat 1000 241 24.1 289 28.9 6.8 0.68 58 5.8 37 3.7 329
32.9 |
| Stein 304.6 213.8 70.2 17.3 5.7 2.0 0.7 4.1 1.3 1.8 0.6 64.0
21.0 |
| Schlacke 642.3 27.2 4.2 271.7 42.3 4.8 7.5 53.9 8.4 167.0 26
2.6 0.4 |
| KONVERTER |
| FSO-Stein 304.6 213.8 70.2 17.3 5.7 2.0 0.7 4.1 1.3 1.8 0.6
64.0 21.0 |
| EO-Metall 50 39.3 78.6 7.7 15.4 1.6 3.2 1.1 2.2 - - 1.0 2.0 |
| Schlacke 60 15.1 25.2 25.0 41.7 1.9 3.2 4.4 7.3 15 25 0.2 0.4 |
| Blister 241 238 98.8 - - 0.1 0.04 - - - - - - |
| Staub 3.0 - - - - 1.6 53.3 0.8 26.7 - - - - |
| EO |
| FSO-Schlack 642.3 27.2 4.2 271.7 42.3 4.8 7.5 53.9 8.4 167.0
26 2.6 0.4 |
| Konverter- |
| Schlacke 60 15.1 25.2 25.0 41.7 1.9 3.2 4.4 7.3 15 25 0.2 0.4 |
| Metall 50 39.3 78.6 7.7 15.4 1.6 3.2 1.1 2.2 - - 1.0 2.0 |
| Schlacke 505 2.9 0.5 288.4 57.1 1.0 0.2 7.0 1.4 182.0 36.0
2.0 0.4 |
| Staub 72 0.1 0.1 0.6 0.8 4.1 5.7 50.2 69.7 - - 0.5 0.7 |
TABELLE III
| Gesamt- |
| Cu Fe Co Ni S SiO2 |
| menge |
| kg kg % kg % kg % kg % kg % kg % |
| FSO |
| Konzentrat 1000 261 26.1 213 21.3 5.4 0.54 10 1.0 267 26.7
170 17.0 |
| Stein 330 241.9 73.3 14.8 4.5 0.66 0.2 5.9 1.8 62.4 18.9 |
| Schlacke 550 19.1 3.5 198.2 36.0 4.74 0.86 4.1 0.75 0.9 0.17
170 30.9 |
| KONVERTER |
| FSO-Stein 330 241.9 73.3 14.8 4.5 0.66 0.2 5.9 1.8 62.4 18.9 |
| Blister 235 227.9 97.0 - - - - 1.40 0.6 - - |
| Schlacke 62 14.0 22.6 14.8 23.9 0.66 1.1 4.5 7.3 0.1 0.18 18.6
30 |
| EO I |
| FSO-Schlacke 550 19.1 3.5 198.2 36.0 4.74 0.86 4.1 0.75 0.9
0.17 170 30.9 |
| Konverter- |
| schlacke 62 14.0 22.6 14.8 23.9 0.66 1.1 4.5 7.3 0.1 0.18 18.6
30 |
| Metall I 29 26.0 90.2 0.29 1.0 0.03 0.1 1.4 4.9 0.6 2.0 - |
| Schlacke 570 7.1 1.24 212.7 37.3 5.37 0.94 7.2 1.26 0.4 0.07
188.6 33.1 |
| EO II |
| EO I-Schlacke 570 7.1 1.24 212.7 37.3 5.37 0.94 7.2 1.26 0.4
0.07 188.6 33.1 |
| Metall II 30 5.48 18.2 12.9 43.1 3.75 12.5 6.66 22.2 0.25 0.8 |
| Abfall- 540 1.62 0.3 199.8 37.0 1.62 0.3 0.54 0.1 0.15 0.02
188.6 34.9 |
| Schlacke |
TABELLE IV
| Gesamt- |
| Cu Fe Co S SiO2 CaO |
| menge |
| kg kg % kg % kg % kg % kg % kg % |
| FSO |
| Konzentrat 1000 558 55.8 21.9 2.19 24.2 2.42 180 18 127.1 12.7
64 6.4 |
| Blister 527 515.8 97.9 0.1 0.02 - - 2.6 0.5 - - - - |
| Schlacke 383 42.2 11.0 21.8 5.7 24.2 6.3 0.23 0.06 127.1 33.2
64 16.7 |
| EO I |
| FSO-Schlacke 383 42.2 11.0 21.8 5.7 24.2 6.3 0.23 0.06 127.1
33.2 64 16.7 |
| Metall I 33 32.3 97.9 0.5 1.5 0.2 0.6 - - - - - - |
| Schlacke 350 9.89 2.8 21.3 6.1 24.0 6.9 0.23 0.06 127.1 36.3
84x) 24.0 |
| EO II |
| EO I Schlacke 350 9.89 2.8 21.3 6.1 24.0 6.9 0.23 0.06 127.1
36.3 84 24.0 |
| Metall II 50 9.29 18.6 19.2 38.4 23.1 46.2 - - - - - - |
| Abfall- 300 0.6 0.2 2.1 0.7 0.9 0.3 0.23 0.08 127.1 42.4 105x)
35.0 |
| schlacke |
x) CaO-Zusatz