DE2926482C2

DE2926482C2 - Verfahren zur Gewinnung und Verwertung brauchbarer Substanzen aus einer Metallschmelze

Info

Publication number: DE2926482C2
Application number: DE2926482A
Authority: DE
Inventors: Ryo Ando; Renichi Tokyo Kondo; Tatsuo Koyama; Shoji Yokohama Kanagawa Kubodera; Gyoichi Tokyo Suzuki
Original assignee: Nippon Kokan Ltd
Current assignee: JFE Engineering Corp
Priority date: 1978-06-30
Filing date: 1979-06-30
Publication date: 1983-03-03
Also published as: US4260414A; GB2027058A; JPS5647935B2; JPS5514802A; DE2926482A1; FR2429839A1; GB2027058B; FR2429839B1

Description

'(D den Haupttell des in der Metallschmelze enthaltenen Titans (TI) und Slliciums (Si) in einem mit einer sauren feuerfesten Auskleidung versehenen Ofen zur sauren Vergütung oxidiert, indem man die Metallschmelze einer ersten oxidativen Vergütungsbehandlung durch Einblasen und Inkontaktbringen mit Sauerstoff unterwirft, um das gebildete Titanoxid (TiO₂) und Siliciumoxid (SiOi) ij|s Bildung einer Primärschlacke auf der Oberfläche der Metallschmelze zu veranlassen, die gebildete Primärschlacke aus dem Ofen für eine saure Vergütung austrägt, und anstelle von Eisensand als Hochofenbeschickungsmaterial bzw. Möllermaterial verwendet,

(2) den Hauptteil des in der Metallschmelze enthaltenen Mangans (Mn) und Vanadiums (V) in dem Ofen für eine saure Vergütung oxidiert, indem man die der ersten oxidativen Vergütungsbehandlui'.g unterworfene und von der gebildeten Primärschlacke befreite Metallschmelze einer zweiten oxidativen Vergütangsbehandlung unter Einblasen und Inkontaktbrlpgen mit Sauerstoff unterwirft, um nunmehr da* gebildete Manganoxid (MnO) und Vanadiumoxid (VjO₅) zur Bildung einer Sekundärschlacke auf der Oberfläche der Metallschmelze zu veranlassen, die gebildete Sekundärschlacke aus dem Ofen für eine saure « Vergütung austrägt und als Rohmaterial mit einem Hauptteil an Manganoxid zur Herstellung von Ferromangan, als Rohmaterial mit einem Hauptteil an Vanadiumoxid zur Herstellung von Ferrovanadlum und als Rohmaterial zur Hersiellung von Phosphatdüngern verwendet,

(3) den Hauptleil des in der Metallschmelze enthaltenen Phosphors (P) und Kohlenstoffs (C) In einem mit einer basischen feuerfesten Auskleidung versehenen Ofen für eine basische Vergütung oxidiert, Indem man die der zweiten oxidativen Vergülungsbehandlung unterworfene und von der gebildeten Sekundärschlacke befreite Metallschmelze unter Zusatz eines Schlackenbildners und unter Einblasen und Inkontaktbrlngen mit Sauerstoff einer dritten oxidativen Vergütungsbehandlung unterwirft, um nunmehr das gebildete Phosphofoxld (PiO₅) zur Bildung einer Tertiärschlacke auf der Oberfläche der Metallschmelze zu veranlassen, die gebildete Tertlärschlacke aus ^M dem Ofen für eine basische Vergütung austragt und als Thomas-Phosphatdüngemittel oder als Rohmaterial zur Herstellung von gelbem Phosphor verwendet, und

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2. Verfahren nach Ansprach 1, dadurch gekennzeichnet, daß man die Primärschlacke nach dem Kohlen und Verfestigen zerstößt und bis auf eine vorgeschriebene Teilchengröße klassiert und anstelle von Elsensand als Hochofenbeschickungsmaterial verwendet,

3. Verfahren nach Anspruch 1, dadurch gekennzeichnet, daß man die Sekundärschlacke nach dem Kühlen und Verfestigen zerkleinert und bis zu einer vorgeschriebenen Teilchengröße klassiert, dieses Material mit alkalischen Bestandteilen versieht und röstet, das geröstete Material einer Auslaugbehandlung unterzieht, wobei Vanadiumoxid (ViO₅) und Phosphoroxid (P₂O₅) in dem Flltrat zurückbleiben, während Manganoxid (MnO) als Rohmaterial zur Herstellung von Ferromangan zurückbleibt, man das Fll trat mit Calciumchlorid (CaCIi) zur Ausscheidung eines ersten Niederschlags mischt, der gewonnen und als Düngemittel mit einem hauptsächlichen Gehalt an 2CaOxP₂Os verwendet wird, dann das Flltrat mit Schwefelsäure (H₂SO₄) gemischt wird, um einen zweiten Niederschlag zu bilden, der gewonnen wird und als hauptsächlich Vanadiumoxid (V₂O₅) enthaltenes Rohmaterial zur Herstellung von Ferrovanadlum verwendet wird.

4. Verfahren nach Anspruch 3, dadurch gekennzeichnet, daß man aus einem bei der Auslaugbehandlung anfallenden Flltrat ein Mirabllit gewinnt, das Mirabillt elektrolytisch zu Natriumhydroxid (NaOH) und Schwefelsäure (H₂SO,) zersetzt und das erhaltene Natriumhydroxid sowie die erhaltene Schwefelsäure als Zusatz In die Rost- und Auslaugbehandlung rückführt.

5. Verfahren nach Anspruch 1, dadurch gekennzeichnet, daß man die Tertlärschlacke nach dem Abkühlen und Verfestigen zerstößt und auf eine vorgeschriebene Teilchengröße klassiert und ein Thomas-Phosphatdüngemittel oder ein Rohmaterial zur Herstellung von gelbem Phosphor gewinnt.

6. Verfahren nach Anspruch ;, dadurch gekennzeichnet, daß zumindest als Teil des während der oxidativen Vergütungsbehandlung la dem mit einer basischen Auskleidung versehenen Ofen für eine basische Vergütung zuzusetzenden Schlackenbildners eine aus einem Sauerstoffkonverter für das Aufblaseverfahren ausgetragene Stahlschlacke verwendet wird.

7. Verfahren nach Anspruch 1, dadurch gekennzeichnet, daß man die oxidative Vergütungsbehandlung und das Austragen der dabei gebildeten Schlacke in (bzw. aus) dem mit einer basischen Auskleidung versehenen Ofen für eine basische Vergütung wiederholt durchführt.

(4) man letztlich dadurch die Metallschmelze zu einem einen niedrigen Phosphorgehalt aufweisenden, qualitativ hochwertigen Stahl vergütet.

65 Die Erfindung betrifft ein Verfahren zur Gewinnung und Verwertung brauchbarer Substanzen aus einer gebildeten Metallschmelze bei der Herstellung eines Hüttenzements aus einer Stahlschlacke, die aus einem nach dem Aufblaseverfahren arbeitenden Sauerstoffkonverter ausgetragen wurde während einer Reduktionsbehandlung derselben.

Beim Vergüten eines geschmolzenen Roheisens bzw. Masseleisens in einem nach dem Aufblaseverfahren arbeitenden Sauerstoffkonverter (nachfolgend kurz als »Konverter« bezeichnet) schwankt die Menge der von dem Konverter abgezogenen Schlacke (nachfolgend als

ΐ »Stehlschlacke« bezeichnet) zwischen etwa 100 und etwa i 159 kg pro Tenne Rohstahl, was pro Jahr insgesamt zu |- einer ungeheuren Menge fuhrt,

■/' Wenn eine In derartig großer Menge ausgetragene

; Stahlschlacke als Straßenunterbaumaterlal oder als I Aggregat bzw. Zuschlagstoff (nachfolgend allgemein als I »Aggregat« bezeichnet) verwendet wird, unterliegt eine j derartige Stahlschlacke einem Verfall, was auf die VoIu-, menausdehnung Im Verlaufe der Zelt unter der Wirkung I freien Kalks (freies CaO) und Dlcalciumslllkats ί· (2CaO · SlOj)₁ die In der Stahlschlacke enthalten sind, { zurückgeht. Zusätzlich hat ein daraus hergestelltes 1 Aggregat ein höheres spezifisches Gewicht als natürliche \ Aggregate, was auf den relativ hohen Eisengehalt der ', Stahlschlacke zurückgeht. Aus diesen Gründen wird

■ Stahlschlacke sehr selten als Aggregat verwertet und daher derzeit meistens als Abfallstoff zur Nutzbarma-

·.. chung, z. B. bei der Neugewinnung von Land, eingesetzt, [, wobei ausnahmsweise lediglich eine sehr kleine Menge I' als Hochofen-Beschlckungsmaterlal bzw. Möllermaterlal X verwendet wird. Um jedoch diese großen Mengen an .'"' StahlschJacke in Form eines nutzbar zu machenden '-;-' Abfallstoffes unterzubringen, sind weite Rächen für

diese Nutzbarmachung erforderlich, wobei es zudem ί immer schwieriger wird, dafür Flächen zu finden. Dar-

über hinaus 1st der Transport des Abfalistoffes sehr teuer, ί Die Entwicklung von Verfahren zur wirksamen Verwer-

• tung oder wirksamen Unterbringung einer Stahlschlacke

in lediglich ansteigender Menge ist daher eine der bedeutsamsten Aufgaben, die eine dringende Lösung In

■ dem Bereich der Stahlherstellung verlangt.

Unter diesen Umständen sind viele Studien in verschiedenen Bereichen der Industrie im Hinblick auf eine wirksame Verwertung einer aus einem Konverter ausgetragenen Stahlschlacke durchgeführt worden. Diese Studien können grob in die folgenden Kategorien klassifiziert werden:

(1) Studien Im Hinblick auf die Entfernung des In der Stahlschlacke enthaltenen Phosphors, um auf diese Weise ;.u versuchen, die Brauchbarkeit der Stahl-

' schlacke als Rohmaterial für einen Hochofen oder

einen Konverterbetrieb zu verbessern;

' (2) Studien zur Verwertung der Stahlschlacke als Bau-

, stoff bzw. Baumaterial und

(3) Studien zur Verwendung einer Stahlschlacke als ' Düngemittel.

Sämtliche oben genannten Studien, mit Ausnahme derjenigen zur Entfernung des in der Stahlschlacke ent-

' haltenen Phosphors, dienen dazu, eine Stahlschlacke mit

der ursprünglichen chemischen Zusammensetzung zu verwerten, ohne daß die ursprüngliche chemische Zusammensetzung geändert wird. In Abhängigkeit von der Verwendung einer Stahlschlacke führt die Verwertung derselben inK einer nicht veränderten chemischen Zusammensetzung zu einem Qualitätsproblem, was cuf das gemeinsame Vorliegen von nützlichen und schädlichen Substanzen zurückgeht, was as verhindert, daß die Stahlschlacke den Rahmen eines Austauschmaterials niedriger Qualität verläßt. Daher kann lediglich eine kleine Stahlmenge verwertet werden, wenn 1, B, die Stahlschlacke als ein Ersatz für Zementmaterial elnge-

I setzt wird.

Um die Stahlschlacke wirksam und In einer großen Menge zu verwerten, ist es daher erforderlich, die schädliehen bzw. nachteiligen Substanzen zu entfernen und die nützlichen Substanzen der Bestandteile der Stahlschlacke abzutrennen und zu gewinnen. In diesem Zusammen-

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45 hang sind verschiedene Vorschläge gemacht worden, die nachfolgend wiedergegeben werden;

(1) Ein Verfahren zum Schmelzen der Stahlschlatke nach der japanischen Patentpubllkatlon Nr, 83 693/74 (vom 12, August 1974), wonach wie folgt verfahren wird: Einbringen einer geschmolzenen Stahlschlacke In einen elektrischen Schmelzofen, der geschmolzenes Rohelsen enthält, zusammen mit Bauxit als Aluminiumoxid (AIiOj)-Quelle; Inkontaktbringen der geschmolzenen Schlacke mit dem geschmolzenen Rohelsen durch Rühren, während der Inhalt des Schmelzofens erhitzt wird; Überführen der Mn-, P- und Fe-Bestandtelle, die In der geschmolzenen Stahlschlacke enthalten sind, In das geschmolzene Rohelsen, indem MnO, P₂O₅ und Fe₂O], die in der geschmolzenen Stahlschlacke enthalten sind, mit dem geschmolzenen Roheisen enthaltenen Kohlenstoff reduziert werden, wodurch die für Zement nachteiligen Bestandteile der geschmolzener. Stahlschlacke eliminiert werden; Austragen der derartig behandelten gev."imolzenen Stahlschiacke aus dem Schmelzofen und schnelles Abkühlen der geschmolzenen Stahlschlacke, um diese zu verfestigen; feines Pulverisieren der verfestigten Stahlschlacke, um auf diese Weise einen AIumteiumoxidzement aus der Stahlschlacke herzustellen. Das oben wiedergegebene Verfahren wird nachfolgend dem »Stand der Technik (1)« zugeordnet.

(2) Verfahren zur Gewinnung von Fe- und P-Bestandtellen der Stahlschlacke, das in der japanischen Patentpublikation Nr. 73 114/77 (vom 18. Juni 1977) beschrieben wird, wonach wie folgt vorgegangen wird:

Einregulierung der schemischen Zusammensetzung der geschmolzenen Stahlschlacke, die in einem Behälter enthalten ist, auf eine chemische Zusammensetzung mit 10 bis 21 Gew.-% SiO₂, 2,5 bis 7 Gew.-% Al₂Oj, 18 bis 28 Gew.-» Gesamtkosten und 26 bis 38 Gew.-* CaO und Verminderung der Viskosität der geschmolzenen Stahlschlacke durch Zugabe von Eisenoxiden und eines Minerals, das hauptsächlich SiO₂ enthält; Reduzieren des Fe₂O₃ und P₂O₅, die in der Stahlschlackenschmelze enthalten sind, durch Reaktionen, die in der geschmolzenen Stahlschlacke unter einer reduzierenden Atmosphäre durch die fühlbare Wärme der geschmolzenen Stahlschlacke hervorgerufen werden und, sofern erforderlich, durch von außen zugeführte ausreichende Wärme, um dadurch das geschmolzene Eisen von der geschmolzenen Stahlschlacke zu trennen und den P-Bestandtell, der in der geschmolzenen Stahlschlacke enthalten ist, in das geschmolzene Fe zu überführen; Verwertung der derartig behandelten Stahlschlacke, die nahezu frei von P Ist, als Lieferant von Kalk und Mn als Hocliofen-Beschlkkungsmaterlal. Das oben beschriebene Verfahren wird nachfolgend dem »Stand der Technik (2)« zugeordnet.

(3) Ein Verfahren zur Behandlung einer Stahlschlacke zur Gewinnung von nützlichen Substanzen aus der Stahlschlacke, das In der japanischen Patentpubllkatlon (»provisional publication«) Nr. 75 607/77 (vom 24. Juni 1977) beschrieben wird. Danach wird wie folgt verfahren:

Beschicken eines Reduktionsofens mit einer Stahlschlacke zusammen mit einem kohlenstoffhaltigen Reduktionsmittel; Reduzieren der Stahlschlacke

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durch Erhitzen auf eine Temperatur von mindestens 1600° C In dem Reduktionsofen, wodurch Calciumcarbid und Ferromangan aus der Stahlschlacke gewonnen werden. Das obige Verfahren wird nachfolgend dem »Stand der Technik (3)« zugeordnet.

(4) Ein Verfahren zur Verbesserung der Qualltat der geschmolzenen basischen Schlacken, die die angestrebten Metalle enthalten. Indem die unerwünschten Verunreinigungen daraus entfernt werden, wobei dieses Verfahren und die damit erzielbaren Verbesserungen In der US-PS 30 9t 524 (vom 28. Mai 1963) beschrieben werden und wonach wie folgt vorgegan gen wird:

(a) Inkontaktbrlngen der Schlacke mit einer geschmolzenen Legierung In einem elektrischen Ofen bei einer geeigneten Schmelztemperatur;

(b) Reduktion des gewünschten Metalls In der genannten Legierung unter Einwirkung kohlenstoffhaltiger Materlallen bis zu einem Ausmaß, das zur gleichzeitigen Verminderung der unerwünschten Verunreinigungen In der Schlacke erforderlich 1st und

(c) Einblasen eines Sauerstoff enthaltenen Gases in die Legierung, um mindestens einen Haupttell des gewünschten Metalls in der Schlacke rückzuoxldieren und um den Hauptteil der Verunreinigungen In dem Metall zurückzuhalten, wodurch die Schlacke von unerwünschten Verunreinigungen unter lediglich einem kleinen Verlust des gewünschten Metalls befreit wird. Das obige Verfahren wird nachfolgend dem »Stand der Technik (4)« zugeordnet.

(5) Ein Verfahren zur Behandlung einer Stahlschlacke, das In der DE-OS 23 07 237 (vom 23. August 1973) beschrieben wird, wonach wie folgt verfahren wird: Auftrennen einer geschmolzenen Stahlschlacke In eine Schlacke und ein Metall durch reduktive Behandlung In einem elektrischen Ofen, wobei die Schlacke als ein Material für Zement und das Metall als ein Material für Ferromangan verwendet wird. Auf dieses Verfahren soll nachfolgend unter dem »Stand der Technik (5)« Bezug genommen werden.

Nach dem Stand der Technik (1) erfordert die reduktive Behandlung der Stahlschlacke eine große Menge an geschmolzenem Roheisen und eine beträchtliche Wärmemenge. Zusätzlich erfordert das Verfahren nach dem Stand der Technik (i), bei dem Bestandteile, wie P und Mn, die in der Stahlschlacke enthalten sind. In das geschmolzene Roheisen überführt werden, bei der erneu- so ten Verwendung des geschmolzenen Roheisens mit hohem Gehalt an P und Mn zur Stahlherstellung die Eliminierung dieser Bestandteile aus dem geschmolzenen Roheisen, was viel Zeit und hohe Kosten verlangt.

Nach dem Stand der Technik (2), bei dem die Stahlschlacke einer reduktiven Behandlung unterzogen wird, um ein geschmolzenes Metall, das hauptsächlich Fe der Stahlschlacke enthält, abzutrennen, wird der P-Bestandteil der Stahlschlacke in das geschmolzene Metall überführt, wohingegen der Mn-Bestandteil mehr oder weniger in der Stahlschlacke verbleibt. Während nach dem Stand der Technik (2) die Stahlschlacke, von der der P-Bestandteil derartig entfernt worden ist, als Quelle für den Kalk und Mn als Hochofen-Beschickung verwendet wird, wird der Verwertung des geschmolzenen Metalls, das P in großer Menge enthält, keine Beachtung geschenkt.

Nach dem Stand der Technik G) werden Calciumcarbid und Ferromangan aus der Stahlschlacke durch eine reduktive Behandlung der Stahlschlacke gewonnen. Jedoch hat ein derartig erhaltenes Calciumcarbid schlechte Reinheit, und das derartig erhaltene Ferromangan Ist von niedriger Qualität mit einem Mn-Gehalt von lediglich 10 Gew-% oder etwas darober, was Qualltatsschwlerlgkelten aufwirft.

Das Verfahren nach dem Stand der Technik (4) Ist ebenso problematisch wie das nach dem Stand der Technik (1), da es erforderlich Ist, eine geschmolzene Legierung In einer beträchtlichen Menge Im Hinblick auf die Entfernung der unerwünschten Verunreinigungen zu verwenden.

Das Verfahren nach dem Stand der Technik (5) Ist dem später erörterten erfindungsgemäßen Verfahren darin geringfügig ähnlich, da die geschmolzene Stahlschlacke in eine Schlacke und ein Metall durch Reduzieren der Stahlschlacke In einem elektrischen Ofen getrennt wird, wobei die derartig abgetrennte Schlacke als Zement oder als ein für Zement vorgesehenes Material verwendet wird. Das derartig abgetrennte Metall wird als Ferromangan eingesetzt. Jedoch Ist das entsprechend dem Stand der Technik (5) erhaltene Ferromangan von minderwertiger Qualität, was auf den hohen P-Gehalt zurückgeht. Des weiteren wird nach dem Stand der Technik (5) keine Vorsorge getroffen, um das derartig abgetrennte Metall weiter abzubauen und um nützliche Substanzen mit einem hohen zusätzlichen Wert zu gewinnen.

Nach den oben abgehandelten Verfahren des Standes der Technik (1) bis (5) wird es vorgeschlagen, eine Stahlschlacke einer reduktiven Behandlung zu unterziehen, um die Stahlschlacke in eine Schlacke und ein Metall aufzutrennen und die Schlacke und das Metall In verschiedenen Anwendungsgebieten zu verwerten, während kein Vorschlag im Hinblick auf eine weitere Behandlung des derartig zur Zerlegung abgetrennten Metalls und auf die daraus resultierende Gewinnung von nützlichen Substanzen mit hohem zusätzlichem Wert aus dem Metall gemacht wird.

Aus der DE-PS 7 10 753 ist ein Verfahren zur Gewinnung einer vanadiumreichen Schlacke aus Roheisen durch vorhergehendes Entfernen des Sillciums in einer basischen ausgekleideten Vergütungsvorrichtung und nachfolgende Behandlung des Metallbades zur Gewinnung einer vanadiumreichen Schlacke In basischen Stahlgewinnungsöfen bekannt. Hierbei wird nach dem Abziehen der Silikatschlacke das flüssige Eisen bis zur Entfernung der Vanadiumschlacke, z. B. durch schwächeres Blasen und durch Einsetzen von Zuschlagsstoffen, solange kühl gehalten, bis sich die vanadiumreiche Schlacke in fester oder nahezu fester Form abs^'ieidet. Gemäß der DE-PS 7 10 753 soll es schwierig sein, die Schlacke von der Metallschmelze zu entfernen, wenn sie sich im flüssigen Zustand befindet. Daher wird es bei einer Schlacke, die einen besonders hohen Gehalt an Vanadium aufweist, bevorzugt, eine Verfestigung dadurch zu erreichen, daß die Badtemperatur durch Einbringen eines kühlenden Materials in das Bad, z. B. durch Einbringen von Zuschlägen, wie Schrott, herabgesetzt wird.

Eine Wiedergewinnung brauchbarer Substanzen in erschöpfender und systematischer Weise aus einer Stahlschlacke, die nach der Vergütung abgeführt wird und die brauchbare Substanzen zur weiteren Verwertung enthält, ist gemäß der DE-PS 7 10 753 nicht vorgesehen.

Aus der DE-PS S 78 5Oi ist ein Verfahren zum Gewinnen einer vanadiumreichen Schlacke durch Vergüten des

Roheisens in drei Stufen bekannt, wobei In der ersten Stufe das Silicium und ein großer Teil des Mangans oxidiert und die sich dabei bildende Manganslllkatschlacke vom Bad getrennt wird, In der zweiten Stufe unter Zugabe von Kahlmitteln auf Vanadium vergütet und nach Abzug der auf Vanadium zu verarbeitenden Schlacke die Charge schließlich fertiggeblasen wird.

Die wesentlichen Merkmale des nach der DE-PS 8 78 5Ui bekannten Verfahrens bestehen also darin, daß in der Stufe 2 gegebenenfalls nach Zugabe von Kalk und einem herkömmlichen Schlackenbildner (s. Seite 2, Zelle 81 ff.), die In der ersten Stufe entfernte an Mangan und Silicium reiche Schlacke erneut dem Bad, aus dem die an Vanadium reiche Schlacke entfernt wird, zugeführt wird. Danach schließt sich die abschließende Vergütung der Metallschmelze In der üblichen Welse an.

Auch die DE-PS 8 78 501 befaßt sich ebenso wie die DE-PS 7 10 753 mit einem herkömmlichen Verfahren zur Vergütung von Rohelsen, wobei auch hler an keiner Stelle etwas über die w'eüerverweriuürig bzw. Ausnutzung der einzelnen Schlacken oder von deren Bestandteilen erwähnt wurde.

Es Ist daher ein Ziel der vorliegenden Erfindung, ein Verfahren zur Abtrennung und Wiedergewinnung nützlicher Substanzen aus einer Metallschmelze, die bei der Reduktionsbehandlung einer aus einem nach dem Aufblaseverfahren arbeitenden Sauerstoffkonverter ausgetragenen Stahlschlacke anfällt, wobei die Stahlschlacke zur Herstellung von Hüttenzement nach der Reduktionsbehandlung einer oxldatlven Behandlung unterzogen wird.

Der Gegenstand der Erfindung Ist In den Ansprüchen gekennzeichnet.

Die Erfindung soll anhand der nachfolgenden Figuren noch näher erläutert werden:

Flg. 1 zweigt eine schematische Darstellung, die eine Ausgestaltung des erfindungsgemäßen Verfahrens erläutert;

Fig. 2(A), 2(B) und 2(C) sind graphische Darstellungen in Form einer Beziehung zwischen der Zeit der sekundären oxidativen Vergütungsbehandlung und dem jeweiligen Gehalt an Mn, V, P und C in dem geschmolzenen Metall, was für den Fall gilt, in dem das während einer reduktiven Behandlung der Stahlschlacke hergestellte geschmolzene Metall einer zweiten oxidativen Vergütungsbehandlung nach der oxidativen Entfernung des Ti und Si durch eine erste Oxidationsbehandlung unterzogen wurde.

Fig. 2(A) erfaßt einen Fall, bei dem bei der zweiten oxidativen Vergütungsbehandlung ein basischer Schmelztiegel, der aus Magnesia hergestellt worden war, ohne Zugabe eines Schlackenblldners verwendet wurde.

Flg. 2(B) erläutert einen Fall, bei dem bei der zweiten oxidativen Vergütungsbehandlung ein basischer, aus Magnesia hergestellter Schmelztiegel unter Zugabe eines Schlackenblldners verwendet wurde.

Fig. 2(C) zeigt den Fall, in dem bei der zweiten oxidativen Vergütungsbehandlung ein aus Siliciumdioxid hergestellter saurer Schmelztiegel ohne Zugabe eines Schlakkenbildners eingesetzt wurde.

Die Erfindung soll nachfolgend anhand bevorzugter Ausgestaltungen noch näher erläutert werden.

Das erfindungsgemäße Verfahren soll nun noch näher unter Bezugnahme auf die Figuren erläutert werden.

Die Fig. 1 erläutert schematisch eine Ausgestaltung des erfindungsgemäßen Verfahrens. Der darin wiedergegebene elektrische Reduktionsofen 1 zeigt eine Elektrode 2. Eine Stahlschlacke, die aus einem nicht gezeigten Konverter ausgetragen wurde, wird in den Reduktions-

ofen 1 eingeführt und reduziert, während ein kohlenstoffhaltiges Reduktionsmittel entsprechend dem Verfahren der früheren Erfindung zugegeben wird. Durch diese reduktive Behandlung wird eine reduzierte Stahlschlacke s 3 erhalten. Gleichzeitig wird eine Metallschmelze 4 gebildet und von der reduzierten Stahlschlacke 3 abgetrennt, indem sie sich Im unteren Teil des Reduktionsofens 1 ansammelt. Nach der früheren Erfindung (siehe oben) wird die derartig erhaltene reduzierte Stahlschlacke dann

to einer oxidativen Behandlung unterzogen, um eine oxidierte Stahlschlacke herzustellen. Die derartig erhaltene oxidierte Stahlschlacke wird pulverisiert, um Hüttenzement herzustellen. Bei dem erfindungsgemäßen Verfahren wird die wäh rend der vorgenannten reduktiven Behandlung der Stahl schlacke, die entsprechend der früheren Erfindung durchgeführt wurde, hergestellte Metallschmelze 4 als Ausgangsrohmaterial verwendet. Wie es bereits vorstehend erwähnt wurde, hat die Metallschmelze 4 die folgende chemische Zusammensetzung (Angaben !n Gew.-<*):

Tl 2 bis 6%,

SI 1 bis 5%,

Mn 10 bis 20%,

V 1 bis 5%.

P 2 bis 6%,

C 4 bis 6% und

Rest Fe und nebensächliche Verunreinigungen.

Bei der Durchführung des erfindungsgemäßen Verfahrens, wie es in der Fig. 1 gezeigt wird, wird die Metallschmelze 4 der oben genannten chemischen Zusammensetzung In einen mit einer saueren feuerfesten Auskleidung (wie z. B. eine feuerfeste Sillciumdloxld-Ausklei- dung) versehenen Ofen zur sauren Vergütung eingebracht. Die Metallschmelze 4 wird oxidativ durch Einblasen von Sauerstoffgas über eine Lanze 6 vergütet. Die genannte oxidative Vergütung wird zweimal durchgeführt.

Ganz besonders wird der Hauptteil des Titans (Tl) und des Siliciums (Si), der In der Metallschmelze 4 enthalten ist, durch eine erste oxidative Vergütungsbehandlung oxidiert. Das gebildete Titanoxid (TiO₂) und Siliciumoxid (SiOj) bilden eine Primärschlacke 7, so daß der Hauptteil des in der Metallschmelze 4 enthaltenen Ti und Si zum Abscheiden veranlaßt wird. In dem Moment, in dem die Oxidation des Tl und Sl ausreichend durchgeführt worden ist, wird zeitweilig das Einblasen des Sauerstoffgases durch die Lanze 6 unterbrochen. Der Austrag der Primär schlacke wird durchgeführt, um die Primärschlacke 7 zu gewinnen, die 20 bis 50 Gew.-% TiO₂, 20 bis 40 Gew.-%

SiO₂, 20 bis 40 Gew.-% Gesamteisen, 5 bis 10 Gew.-% MnO und eine geringe Menge an P₂O₅ enthält. Da die Primärschlacke 7 einen hohen TiO₂-Gehalt von

20 bis 50 Gew.-» aufweist, ist es möglich, die Primärschlacke 7 als Hochofen-Beschickungsrohmaterial 8, anwendbar als Ersatz von Eisensand, als TiO₂-Lleferant beim Hochofenbetrieb oder als Sinterrohmaterial durch Zerstoßen und Klassieren in eine vorgeschriebene Teil chengröße nach dem Kühlen und Verfestigen der Pri märschlacke 7 wirksam zu verwerten.

Die vorgenannte Gewinnung der Primärschlacke 7 mit hohem TiO₂- und SlO₂-Gehalt durch die erste oxidative Vergütungsbehandlung der Metallschmelze 4 und das Austragen der Primärschlacke ist für das gesamte erfindungsgemäße Verfahren von außergewöhnlicher Bedeutung. Eisensand wird nun gewöhnlich als TiO₂-Lieferant beim Hochofenbetrieb verwendet. Jedoch ist der Preis

von Eisensand bezüglich des TlOj-Oehalts, im Vergleich z. B. mit dem Preis des TlO₂ In einer Menge von etwa SO Gew.-* enthaltenden llmenlts, hoch, was auf den hohen Eisengehalt trotz derartig niedrigen TIOj-Gehalts von etwa 10 Gew.-% zurückgeht. Daher Ist die Verwendung der Primärschlacke 7 als Hochofen-Beschlckungsrohmaterlal 8, das dazu dient, TlO₂ anstelle von teurem Elsensand bereitzustellen, von beachtlichem Vorteil. Zusätzlich besteht el* weiterer Vorteil darin, daß die Prlmfirschlacke 7 20 öts SO Gew.-* Gesamteisen und S bis 10 Gew.-* MnO enthält.

Nach der vorgenannten ersten oxldatlven Vergütungsbehandlung und dem Austrag der Primärschlacke erfolgt erneut die Einwirkung des über die Lanze 6 eingeleiteten Sauerstoffgases, um die Metallschmelze In dem Ofen 5 zur sauren Vergütung einer zweiten oxldatlven Vergütungsbehandlung zu unterziehen. Der Hauptteil des Mangans (Mn) und Vanadiums (V), der In der Metallschmelze enthalten Ist, wird durch die zweite oxidative Vergütungsbehandlung oxidiert. Das anfallende Manganoxid (MnO) und Vanadiumoxid (V₂O_S) bilden eine neue Sekundärschlacke 9, wodurch der Hauptteil des In der Metallschmelze enthaltenen Mn und V zur Ellmlerung veranlaßt wird. In dem Moment, In dem die Oxidation des Mn und V ausreichend ausgeführt worden Ist, wird das Einblasen von Sauerstoffgas über die Lanze 6 unterbrochen. Der Austrag einer Sekundärschlacke wird durchgeführt, um die Sekundärschlacke zu gewinnen, die 40 bis 50 Gew.-* MnO, 25 bis 35 Gew.-* VjO₅, 9 bis 19 Gew.-* Gesamteisen, eine kleine Menge an SlO₂ und eine kleine Menge an P₂Os enthält.

Da die Sekundärschlacke 9 einen hohen MnO-Gehalt von 40 bis 50 Gew.-* und einen hohen V₂O₅-Gehalt von 25 bis 35 Gew.-* aufweist, wird von der Sekundärschlacke 9 ein Rohmaterial zur Herstellung von Ferromangan und ein Rohmaterial zur Herstellung von Ferrovanadlum gewonnen.

Ganz besonders wird es bevorzugt, die Sekundärschlacke 9 nach Kühlen und Verfestigung mittels eines Zerkleinerers 10, wie einer Stabmühle, zu der vorgeschriebenen Teilchengröße zu zerstoßen. Die zerkleinerte Schlacke 9 wird mit Natriumhydroxid (NaOH) 11 versehen und damit ausreichend gemischt. Die erhaltene Mischung wird dann in einen Röstofen 12 unter saurer Atmosphäre zum Rösten eingebracht. Das derartige erhaltene Sintergut wird erneut Im Zerkleinerer 10', wie in einer Stabmühle, zu der vorgeschriebenen Teilchengröße zerkleinert. Das so erhaltene zerkleinerte Sintergut wird in einen Auslaugbehälter 13 überführt, um durch Zugabe eines Flltrats 14 ein Auslaugen durchzuführen.

Durch die Auslaugbehandlung werden in dem zerkleinerten Sintergut enthaltenes V₂Os und P₂O₅ In dem FiI-trat gelöst, wohingegen sich das MnO als Rückstand im unteren Teil des Auslaugbehälters 13 abscheidet. Dieser Rückstand enthält etwa 67,8 Gew.-% MnO, etwa 4,9 Gew.-* SiO₂, etwa 0,4 Gew.-* Al₂O₃, etwa 0,18 Gew.-* P₂Oj und etwa 20,6 Gew.-* Gesamteisen und ist daher von höherer Qualität als natürliches Manganerz. Es ist daher möglich, diesen Rückstand zur Verwendung als Rohmaterial 15 hoher Qualität zur Herstellung von Ferromangan zu gewinnen. Der Rückstand in Form eines feinen Pulvers wird zu Pellets geformt, um ihn als Rohmaterial 15 zur Herstellung von Ferromangan zu verwenden.

Das bei dem Auslaugen in dem Auslaugtank 13 verwendete Filtrat wird auf der anderen Seite In den ersten Ausscheidungsbehälter 16 überführt, wo dem Filtrat Calciumchlorid (CaCl₂) 17 nach Einregelung e"iiies vorgegebenen pH-Wertes zugegeben wird. Als Ergebnis wird Dicalciumphosphat (2CaO · P₂Os) durch die Reaktion des In dem Filtrat ^'lösten P mit CaCl₂ gebildet, das sich Im unteren Teil des ersten Ausscheidungsbehälters 16 aus-

s scheidet. Dieser Niederschlag bzw. diese Ausscheidung wird gewonnen und als wirksames Düngemittel 18, das hauptsächlich 2CaO · P₂Oj enthält, ausgenutzt.

Dann wird das in dem ersten Ausscheidungsbehälter 16 behandelte Filtrat In einen zweiten Ausscheldungsbehalter 19 Oberführt, In- dem Ihm Schwefelsäure (H₂SO₄) 20 nach Einregelung eines vorgeschriebenen pH-Wertes zugegeben wird. Als Ergebnis wird Vanadlurrtoxld (V₂O₅) durch die Reaktion des In dem Filtrat gelösten V mit H₂SO₄ gebildet, das sich In dem unteren Teil des zweiten Ausscheidungsbehälters 19 niederschlägt. Dieser Niederschlag wird gewonnen und als wirksames Rohmaterial 21 zur Herstellung von Ferrovanadium verwertet. Bei der Einleitung der oben genannten Reaktion in dem zweiten Ausscheidungsbehälter 19 führt die Zugabe der Schwefeisäure (H₂SO₄) 20 allein zu einem Extraktionsverhältnis des V₂Os von lediglich 80 Is 90*, wohingegen, wie es In der Flg. 1 gezeigt wird, die Zugabe von Calciumchlorid (CaCI₂) 17 zusammen mit Schwefelsäure (H₂SO₄) 20 das Extraktionsverhältnis des V₂O₅ auf nahezu 100* verbessert.

Die Abfallflüsslgkelt, die nach der oben genannten Reaktion In dem zweiten Ausscheidungsbehälter 19 verbleibt. Ist Mlrablllt 22, das hauptsächlich Na₂SO₄ enthält. Durch die Gewinnung und die elektrolytische Behandlung des Mlrablllts 22'werden Schwefelsäure (H₂SO₄) und Natriumhydroxid (NaOH) erhalten. Die derartig erhaltene Schwefelsäure kann erneut als Schwefelsäure 20 für die Reaktion mit V In dem zweiten Ausscheidungsbehälter 19 eingesetzt werden. Das so erhaltene Natriumhydroxid kann als Natriumhydroxid 11 der zerkleinerten Sekundärschlacke 9 beigegeben werden, die in den Röstofen überführt wird bzw. es kann eine Recyclislerung erfolgen.

Bei der Durchführung des erfindungsgemäßen Verfahrens, das oben beschrieben wurde, werden sowohl die erste oxidative Vegütungsbehandlung auch die zweite oxidative Vergütungsbehandlung als unter Verwendung eines Ofens 5 für die saure Vergütung, der mit einer sauren feuerfesten Auskleidung versehen Ist, durchgeführt.

Daher wird das in der Metallschmelze enthaltene P kaum oxidiert. Des weiteren werden das in der Metallschmelze enthaltene Tl und Sl zunächst durch die erste oxidative Vergütungsbehandlung und den Abzug der Primärschlacke von der Metallschmelze gewonnen. Sämtliche brauchbaren Substanzen, die aus der Primärschlacke 7 und der Sekundärschlacke 9 entsprechend der Erfindung gewonnen werden, haben einen sehr niedrigen P-Gehalt und hohe Reinheit, was ziv einer hervorragenden Qualität führt. Die erste oxidative Vergütungsbehandlung und die zweite oxidative Vergütungsbehandlung der Metallschmelze können entweder düfch Einblasen des Sauerstöffgases über die" Lanze 6 von oben in den Ofen 5 zur Sauren Vergütung oder durch Anbringung eines porösen Stöpsels am Fuße des Ofens 5 zur sauren Vergütung und durch Einblasen von Sauerstoffgas durch diesen porösen Stöpsel von unten In· den Ofen 5 zur sauren Vergütung durchgeführt werden; Anstelle von Sauerstoffgas kann auch ein Sauerstoff enthaltendes Gas, wie Luft, verwendet werden.

Bei der Durchführung der zweiten oxidativen Vergütungsbehandlung und der Befreiung der Metallschmelze von der Sekundärschlacke, von der TI und Si durch die Oxidation der ersten oxidativen Vereütungsbehandlung

und diMih den Austrag der Primärschlacke entfernt worden sind, Ist es erforderlich, die folgenden Bedingungen einzuhalten:

(1) Das in der Metallschmelze enthaltene Mn und V sollte so wirksam wie möglich oxidiert werden, um das MnO und V₁Os zu veranlassen, die Sekundär-, schlacke 9 auf der Oberfläche der Metallschmelze zu bilden und

(2) auf der anderen Seite sollte die Oxidation des In der Metallschmelze enthaltene P und C so weit wie möglich verhindert werden, so daß das P und G In der Metallschmelze verbleiben.

Es ist eine Vielzahl von Versuchen durchgeführt worden, um eine geeignete zweite oxidative Vergütungsbehandlung der Metallschmelze unter zufriedenstellender Erfüllung der vorstehend genannten notwendigen Bedingungen festzustellen.

Die Flg. 2(A) , 2(B) und 2(C) stellen erläuternde graphische Darstellungen für den Fall dar. daß während der reduktlven Behandlung einer Stahlschlacke gebildete Metallschme! it einer zweiten oxldatlven Vergütungsbehandlung nach der Entfernung des Tl und Sl aufgrund der Oxidation durch eine erste oxidative Vergütungsbehandlung unterzogen wird, wobei die Beziehung zwischen der Dauer der zweiten oxldatlven Vergütungsbehandlung und dem jeweiligen Gehalt an Mn, V, P und C In der Metallschmelze wiedergegeben wird. Flg. 2(A) erfaßt einen Fall, In dem bei einer zweiten oxidativen Vergütungsbehandlung ein aus Magnesia hergestellter basischer Schmelztiegel ohne Zugabe eines Schlackenbildner verwendet wird. Flg. 2(B) gibt einen Fall wieder, bei dem bei einer zweiten oxldatlven Vergütungsbehandlung ein aus Magnesia hergestellter basischer Schmelztiegel unter Zugabe eines Schlackenbildners eingesetzt wird. Die Flg. 2(C) zeigt einen Fall, bei dem der zweiten oxldatlven Vergütungsbehandlung ein aus Siliciumoxid hergestellter sauer Schmelztiegel (crucible) bzw. Tiegel ohne Zugabe eines Schlackenbildners verwendet wurde.

In dem Fall, In dem ein aus Magnesia hergestellter basischer Schmelztiegel ohne Zugabe eines Schlackenbildners, wie es In der Flg. 2(A) gezeigt wird, verwendet wird, ist die Entfernung von In der Metallschmelze enthaltenem Mn und V durch Oxidation während 15 min vom Beginn der zweiten oxidativen Vergütungsbehandlung ausreichend. Wenn das Vergüten mehr als 15 min lang im Hinblick auf eine ausreichende Entfernung des Mn und V durch Oxidation fortgeführt wird, wird die Einleitung der Oxidation des P und C vorweggenommen. In diesem Fall, in dem ein aus Magnesia hergestellter basischer Schmelztiegel unter Zugabe eines Schlackenbildners eingesetzt wird, was in der FI g. 2(B) gezeigt wird, werden Mn und V ausreichend durch Oxidation während 15 min vom Beginn der zweiten oxidativen V&rgütungsbehandlung an entfernt. Aber zur gleichen Zelt werden auch P und C In beträchtlichem Ausmaße oxidiert. In dem Fall, In dem ein aus Siliciumdioxid herge- stelher saurer Schmelztiegel ohne Zugabe eines Schlakkenbll'Jners verwendet wird, was in der Flg. 2(C) gezeigt wird, werden Mn und V sehr wirksam durcli Oxidation während 15 min vom Beginn der zweiten oxidativen Vergütungsbehandlung entfernt, wohingegen P und C ίο nahezu überhaupt nicht oxidiert werden. In der Fi g. 2(C) steigt der P-Gehalt in der Metallschmelze entsprechend dem Fortgang der zweiten oxidativen Vergütungsbehandlung, da die Entfernung des Mn und V durch die Oxidation eine Konzentrierung des P verursacht.
Die oben genannten Ergebnisse des Tests machen deutlich, daß zur wirksamen Entfernung des Mn und V durch Oxidation, während die Oxidation des P und C während der oxldatlven Vergütungsbehandlung der Metallschmelze auf ein Minimum zurückgeführt wird, es die zweckmäßigste Praxis Ist, einen mit einer sauren feuerfesten Auskleidung versehenen Ofen zur sauren Vergütung ohne Zugabe eines Schlackenbildner zu verwenden.

Bei der vorgenannten Röstbehandlung In dem Röstofen 12 und dem Auslaugen in dem Auslaugbehälter 13 der Sekundärschlacke 9, die durch die sekundäre oxidative Vergütungsbehandlung und durch den Austrag der Sekundärschlacke gebildet wurde, ist es erforderlich, ein wirksames Auflösen des V₂O₅ und P₂O₅ In dem Flltrat zu erreichen, während das Auflösen des MnO in dem Filtrat auf ein Minimum reduziert wird.

Es wurden daher viele Studien und Testversuche bezüglich des Röstens und des Auslaugens der Sekundärschlacke 9 durchgeführt, um die oben genannten notwendigen Bedingungen einzuhalten.

Zunächst wurden Versuche mit einem alkalischen Bestandteil, der der zerkleinerten zu röstenden Sekundärschlacke 9 zugefügt wird, sowie im Hinblick auf die Rösttemperatur und einen Schlackenbildner durchgeführt. Insbesondere wurde das Auflösungsverhältnis der in der Sekundärschlacke 9 In dem Auslaugbehälter 13 enthaltenen Verbindungen V₂O₅, P₂O₅ und MnO In dem Filtrat gemessen, wobei Natriumchlorid (NaCl) oder Natriumhydroxid (NaOH) als alkalischer Bestandteil bei einer Rösttemperatur von 750 oder 850° C mit o-^r ohne Zugabe von Kalk (CaO) als Schlackenbildner verwendet wurden. Die Ergebnisse dieser Messung werden in den Tabellen I und II wiedergegeben. Die Tabelle I repräsentiert den Fall, bei dem keine Zugabe von CaO erfolgt, während sich die Tabelle II auf den Fall mit Zugabe von CaO bezieht. Die Menge an zugegebenem NaCl oder NaOH betrug dreimal so viel wie sie zur Bildung von NaVO) erforderlich ist.

Tabelle I

Alkalischer
Bestandteil

Rösttemperatur (⁰C)

Auflösungsverhältnis (%) beim Rösten ohne
Zugabe von CaO

V₂O₅ P₂O₅ MnO

NaCl
NaOH

750 850

57 87

91 93

10

74
78

0,1
1,0
7,0
8,0

Tabelle Π

NaCl NaOH

Alkalischer	Rösttemper&tur	Auflösungsverhältnis	(%) beim	Rösten	unter
Bestandteil	(⁰C)	Zugabe von CaO
		v_so_e	P₂O₅		MnO

750	24	2	O
850	57	1	O
750	95	35	O
850	95	23	O

Menge an NaOH	Auflösungsverhäitnis (%) bei CaO/SiO₂ = O	MnO	MnO	MnO
	V₃O₅ PjO₅	O	O
lfach	88 100	O	O
l,5fach	93 100	2	O
2,0fach	85 100
Tabelle HI (b)		Auflösungsverhältnis (%) bei CaO/SiO_s = O	Äuflösungsverhältnis (%) bei CaO/SiOj = I₁O
Menge an NaOH	VjO₅ P₃Os	V₃O₅ P₃O₅
	74 29
l,Ofach	82 2
l,Srach	88 42
2,0fach
Tabelle 111 (c)
Menge an NaOH

25

(1) Als zu der zu röstenden zerkleinerten Sekundärschlacke 9 hinzugegebener alkalischer Bestandteil liefer* NaOH ein höheres Auflösungsverhältnis als NaCl.

(2) Es besteht kein bedeutsamer Unterschied zwischen den zwei Rösttemperaturen von 750 und 850° C.

(3) Es besteht ein beachtlicher Unterschied zwischen den Fällen mit und ohne Zugabe von CaO als Schlackenbildner, wohingegen die Auflösung des P₂O₅ und MnO stark durch die Zugabe von CaO verhindert wird.

Unter Beachtung dieser Tatsachen wurde das Auflösungsverhältnis des V₂Os, P₂Os und MnO, die in der Sekundärschlacke 9 enthalten sind. In dem Filtrat in dem Auslaugbehälter 13 gemessen, wobei NaOH als zu der zerkleinerten Sekundärschlacke 9 zu gebender alkalischer Bestandteil verwendet wurde, wobei die Menge des hinzugegebenen NaOH auf das 1,0-, 1,5- und 2fache der Menge geändert wurde, die zur Bildung von NaVO₁ bei CaO/SlO₂-Verhaitnissen von O, 0,5 bzw. 1,0 erforderlich sind, um auf diese Welse eitle detailliertere Überprüfung vorzunehmen. Die Ergebnisse dieser Messung werden in den Tabellen III(a) bis Ul(c) wiedergegeben.

Tabelle III (a)

l,Ofach	78	8	O
l,5fach	90	12	O
2,0fach	81	2	O

Die Ergebnisse, die in den Tabellen III(a) bis III(c) wiedergegeben werden, demonstrieren die folgenden Tatsachen:

(1) Wie es in den Tabellen III(b) und III(c) gezeigt wird, zeigt V₂O₅ in den Fällen eines CaO/SiO₂-VerhältnIsses von 0,5 oder 1,0, d. h. unter Zugabe von CaO als Schlackenbildner, ein Auflösungsverhältnis von etwa 81 bis 83%. Das Auflösen von P₂Osund MnO wird beträchtlich verhindert- Wie es bereits vorstehend erwähnt wurde, ist es erforderlich, bei dem Auslaugen in dem Auslaugbehälter 13 ein wirksames Auflösen des VjO₅ und P₂O₉ in dem Filtrat hervorzurufen, während das Auflösen von MnO in dem Filtrat so weit wie möglich verhindert wird. Es ist daher nicht zweckmäßig, CaO als Schlackenbildner beizufügen.

(2) Wie es durch die Tabelle III(a) In dem Fall eines CaO/SfO₂-Verhältnisses von O, d. h. ohne Zugabe von CaO als Schlackenbildner, gezeigt wird, ruft die Zugabe von NaOH in einer mehr als 2fach so großen Menge, wie sie zur Bildung von NaVOj erforderlich ist, das Auflösen von V₂O₁ zu 85% und des P₂O₅ zu 100% hervor, wodurch ebenfalls das Auflösen des Mn bis zu einem ziemlichen Ausmaß hervorgerufen wird. Im Gegensatz dazu ruft die Zugabe von NaOH In einer Menge, die 1,0- bis l,5mal so groß wie die zur Bildung von NaVOi erforderlich Ist, das Auflösen von ViO₁ zu etwa 90% und des P₂O₅ zu 100% hervor, während nahezu vollständig das Auflosen von MnO verhindert wird, so daß ein Ideales Ergebnis geliefert wird.

Selbst wenn die Sekundärschlacke 9 in einem Röstofen unter den vorgenannten Idealen und optimalen Bedingungen geröstet wird, enthält das Rohmaterial IS zur Herstellung von Fertomangari, das als Rückstand nach dem Auslaugen In dem Auslaugbehälter 13 gewonnen wurde, dennoch etwa 0,18 Gew.-% PiOs, wie oben beschrieben. Dieser Gehalt wirft jedoch keine Probfeme auf, da das In natürlichen Manganerzen enthaltene P₂Os einen zulässigen Wert von 0,5 Gew.-* aufweist.

Bei der vorliegenden Erfindung wird die Metall-

schmelze oxldallv In einem mit einer sauren feuerfesten Auskleidung versehenen Ofen zur sauren Vergütung aus dem bereits vorher unter Bezugnahme auf die graphischen Darstellungen der Flg. 2(A) bis 2(C) beschriebenen Grund vergütet. Die Verwendung eines mit einer sauren feuerfesten Auskleidung versehenen Ofens S zur saufen Vergütung stellt auch für das Auslaugen der Sekundarschlacke 9 in dem Auslaugbehälter 13 eine Ideale Bedingung dar. Insbesondere ruft ein oxldatives Vergüten der Metallschmelze In einem mit einem feuer festen basischer) Material ausgekleideten Ofen zur basi schen Vergütung das Auflösen der basischen Auskleidung hervor, was dazu führt, daß die gewonnene Schlacke basische Bestandteile enthalt. Als Ergebnis des-

sen wird das in der Metallschmelze enthaltene P leichter oxidierbar. Daher kann die Hemmung der Oxidation des P in dem Stadium der oxldatlven Vergütung der Metallschmelze nicht die Oxidation des P zu einem ziemlichen Ausmaß verhindern. Folglich kann der P₁Oj-GeIIaIt In dem Rohmaterial 1.5 zur Herstellung von Ferromangan, das als Rückstand durch das Auslaugen In dem Auslaugbehälter 13 gewonnen wird, den zulässigen Wert von 0,5 Gew.-* überschreiten. Somit Ist die Verwendung eines mit einer sauren feuerfesten Auskleidung versehenen Ofens 5 zur sauren Vergütung für die oxidative Vergütungsbehandlung der Metallschmelze auch eine notwendige Bedingung zur Gewinnung eines Rohmaterials 15 hoher Qualität zur Herstellung von Ferromangan.

Das Verfahren, nach dem die Metallschmelze 4 zweimal einer oxldatlven Vergütung In einem mit einer feuerfesten sauren Auskleidung versehenen Ofen 5 zur sauren Vergütung unterzogen und wirksam verschiedene brauchbare Substanzen aus der erhaltenen Primärschlacke 7 und Sekundarschlacke 9 gewonnen werden. Ist durch die vorstehende Beschreibung deutlich gemacht worden. Nachfolgend soll die Behandlung der Metallschmelze 23, die in dem Ofen 5 zur sauren Vergütung nach der ersten, und zweiten oxidatlven Vergütung verbleibt, beschrieben werden.

Während der ersten und zweiten oxldatlven Vergütungsbehandlungen der Metallschmelze 4 werden kleine Mengen Fe und P oxidiert und bleiben in der Primärschlacke 7 und der Sekundärschlacke 9 in Form von Fe₂O₁ bzw. P]Ot erhalten, wohingegen Mn und V In kleinen Mengen nicht oxidiert werden und in der Metallschmelze 23 verbleiben. Wie es vorstehend bereits erwähnt wurde, wird das Filtrat nach dem Auslaugen In dem Aaslaugbehälter 13 In den ersten Ausscheidungsbehälter 16 überfuhrt, wo Dicalciumphosphat (2CaO · PiO₅) als Düngemittel 18 gewonnen wird. Dies dient dazu, unvermeidlich oxidiertes P zu entfernen und um dadurch die Qualität des Rohmaterials 15 zur Herstellung des Ferromangans und die des Rohmaterials 21 zur Herstellung des Ferrovanadlums zu verbessern. Das durch die obige Behandlung entfernte P ist lediglich für efnen kleinen Anteil des In der Metallschmelze 4 enthaltenen P verantwortlich. Daher verbleibt der Hauptteil des P der Metall· schmelze 4 In der Metallschmelze 23.

Die Metallschmelze 23 stellt daher ein phosphorreiches Roheisen (pig Iran) dar, das etwa 90 Gew.-* Fe, etwa 5 Gew.·* P und etwa 4 Gew.-* C enthält, wobei der P-Gehalt weit hoher als der P-Gehalt von etwa 1,7 bis 1,8 Gew.-* beim Thomas-Roheisen liegt. Bei der vorliegenden Erfindung wird daher die Metallschmelze 23 mit sehr hohem P-Gehalt entsprechend den Verfahren zur Vergütung bekannten Roheisens hohen Phosphorgehalls vergütet. Die folgende Beschreibung erfaßt den Fall, bei dem die Metallschmelze 23 durch ein Kaldo-Veffahren vergütet wird, das als ein Verfahren zur Vergütung von Thomas-Rohelsen bekannt Ist.

In der Flg. 1 stellt die Einrichtung 24 einen basischen Kaldo-Ofen dar, der mit einem basischen feuerfesten Material ausgekleidet Ist. Die Metallschmelze 23 der obigen chemischen Zusammensetzung wird In den basischen Käldö-Oi'en 14 eingebracht und durch Zugabe von CaO 32 als Schlackenbildner oxidativ vergütet, wobei Sauerstoffgas U&er die Lanze 25 eingeblasen wird. Diese oxidative Vergtitungsbehandlung wird wiederholt solange durchgeführt, Ms der Gehalt an P und C In der Metall· schmelze 23 auf die gewünschten Werte vermindert worden ist.

Insbesondere wird eine diine Schlacke 26, die etwa 18

Gew,-» PiOj, etwa 8 Gew,-* SlO,, etwa 52 Gew,-96 CaO, etwa 3,5 Gew,-* MgO und etwa 9 Gew,-56 Gesamtelsen enthält, über den Austrag einer dritten Schlacke nach einer dritten oxldetlven Vergütungsbehandlung der Metallschmelze 23 In dem Kaldo-Ofen 24 gewonnen. Da diese dritte Schlacke 26 einen hohen PiOj-Gehalt von etwa 18 Gew.-96 aufweist, wird ein Thomas-Phosphat-Düngemittel 27 durch Zerkleinern dieser dritten Schlacke 26 nach Kühlen und Verfestigen und Klassleren

ίο auf eine vorgeschriebene Teilchengröße erhalten. Der PiOj-Gehalt eines Thomas-Phosphat-Düngemittels geht von mindestens 16 Gew.-* aus. Es Ist jedoch bekannt, daß ein PiOj-Gehalt von mehr als 20 Gew.-» zu einer niedrigeren Citronensäurelösllchkelt führt, wobei es sich

is um ein Kriterium der Wirksamkeit eines Düngemittels handelt, so daß das PjO₅ nicht von Nutzen ist. Daher sollte der P₂Oj-Gehalt der dritten Schlacke 26 vorzugsweise innerhalb des Bereiches von 16 bis 2Ö Oew.-* Hegen.

Des weiteren werden nach der obigen dritten oxldatlven Vergütungsbehandlung und im Austrag der dritten Schlacke eine vierte Schlacke 28 und eine fünfte Schlacke 29, beide mit einem niedrigen P-Gehalt, dadurch gewonnen, daß die Metallschmelze 23 In dem basischen Kaldo-Ofen 24 einer vierten oxidativen Vergütungsbehandelung und einem Austrag einer vierten Schlacke unterzogen werfen, worauf dann eine fünfte oxidative Vergütungsbehandlung und ein fünfter Schlakkenaustrag sich anschließen. Die vierte Schlacke 28 und die fünfte Schlacke 29 werden erneut durch Recycllsierung als Schlackenbildner bei der oxldatlven Vergütungsbehandlung der Metallschmelze 23 in dem basischen Kaldo-Ofen 24 erneut verwendet. Ein Stahl hochwertiger Qualität 30 mit niedrigem Phosphorgehalt wird dadurch erhalten, daß die Metallschmelze 23 In dem basischen Kaldo-Ofen 24 einer oxldatlven Vergütungsbehandlung unterzogen wird und die Schlacke wiederholt mehrere Male abgezogen wird. Bei der oben genannten oxidatlven Vergütungsbehandlung der Metaltschmelze 23 In dem basischen Kaldo-Ofen 24 ist die Verwendung einer Stahlschlacke 31, die von einem Konverter als Schlackenbildner ausgetragen wird, unter Ökonomischen Gesichtspunkten sehr wirksam. Die dritte Schlacke 26 der vorstehend genannten chemischen Zusammensetzung, die von dem basischen Kaldo-Ofen 24 abgezogen wird, wird In einer Menge von 650 kg durch einen Einsatz von 340 kg der Konverterstahlschlacke 31 und 170 kg Kalk (CaO) pro Tonne Metallschmelze, mit der der basische Kaldo-Ofen 24 beschickt wird, hergestellt. Wie bereits erwähnt, oithält die von dem Konverter abgezogene Stahlschlacke etwa 50,4 Gew.-« CaO, etwa 16,3 Gew.-* Gesamtelsen, etwa 2,3 Gew.·» PiO₁, eiwa 15,3 Gew.-* SlOi, etwa 2,0 Gew.-* MgO und andere Bestandteile. Es Ist daher mög lieh, CaO In einer Menge einzusetzen, die der Hälfte ent· spricht, die zur Bildung der genannten dritten Schlacke 26 erforderlich Ist, während Fe in einer Menge eingesetzt wird, die nahezu gleich der zu der erwähnten Bildung nötig Ist, In dem die Konverterstahlschlacke 31 als Schlackenbildner verwendet wird. Daher Ist bei der oxldatlven Vergütungsbehandlung der Metallschmelze 23 in dem basischen Kaldo-Ofen 24 kein Verlust an Fe der Metallschmelze 23 festzustellen, und P₁O₅ wird als Teil des Thomas-Phosphat-Düngemittels 27 gewonnen. Die Verwendung der Konverterstahlschlacke 31 als Schlakkenblldner Hefen einen bedeutend größeren Vorteil, wenn mit der Verwendung von Kalk (Ca(OH)i) 32 als alleiniger Schlackenbildner verglichen wird, die zu einem

Verlust an Fe führt. Es ist zweckmäßig und erstrebenswert, die Konverterstahlschlacke und den Kalk (CaO) 32 auf etwa 500° C vor dem Einbringen in den basischen Kaldo-Ofen 24 Im Hinblick auf die Wännebllanz vorzuerhltzen.

Die dritte bis fünfte oxidative Vergüningsbehandlung und der Abzug der Schlacke von der Metallschmelze 23 können nach einem geeigneten unter den Vergfltungsverfahren von Rohelsen mit hohem Phosphorgehalt bekannten Verfahren durchgeführt werden, d. h., es gibt keine Beschränkung auf das Kaldo-Verfahren im basischen Kaldo-Ofen 24, der vorstehend bereits erwähnt wurde.

Die obige Beschreibung umfaßt den Fall, bei dem die dritte Schlacke 26 als Thomas-Phosphat-Düngemittel 27 verwertet wird, wobei diese dritte Schlacke 26 durch den Austrag und anschließende dritte oxidative Vergütungsbehandlung der Metallschmelze 23 In dem basischen Kaldo-Ofen 24 gewonnen wird. Die dritte Schlacke 26 kann auch als Ersatz eines Phosphatgesteins, das als Rohmaterial zur Herstellung gelben Phosphors dient, verwertet werden, indem die genannte dritte oxidative Vergütungsbehandlung ausgeführt wird, so daß der P₂Os-Gehalt der dritten Schlacke 26 etwa 20 bis etwa 25 Gew.-% werden kann. Insbesondere enthält ein Phosphatgestein im allgemeinen etwa 30 Gew.-% P₂O₅, etwa 8 Gew.-S6 CaF₂ und eine kleine Menge an Eisen. Im Gegensatz dazu enthält die dritte Schlacke 26 20 bis 25 Gew.-56 P₂O₅,5 bis 10 Gew.-% Fe und lediglich eine Spur CaF₁, die durch die dritte oxidative Vergütungsbehandlung, die in dem oben genannten basischen Kaldo-Ofen 24 durchgeführt Hürde, erhalten wurde. Bei der Herstellung gelben Phosphors führt daher die Verwendung der dritten Schlacke 26 als Ersatz des Phosphatgesteins zu der Nebenproduktion einer greaeren Menge des Eisenphosphats als bei der Verwendung des Phosphatgesteins. Es ist somit möglich, trotz der niedrigen scheinbaren Phosphorflüchtigkeit wesentlich die Phosphorflüchtlgkeit auf nahezu 100% zu verbessern, indem das genannte, ein Nebenprodukt darstellendes Eisenphosphat wieder dem basischen Kaldo-Ofen 24 zugeführt wird. Zusätzlich

Tabelle IV

erfordert die Verwendung eines Phosphatgesteins zur Herstellung des gelben Phosphors eine Behandlung des Fluors (F) zwecks Verschmutzungskontrolle, die wiederum ein beträchtliches Ausmaß an Behandlungskosten erfoderllch macht. Im Gegensatz dazu erfordert die Verwendung der dritten Schlacke 26 zur Herstellung des gelben Phosphors keine Kosten zur Behandlung des Fluors, da die dritte Schlacke 26 nahezu kein CaF₂, wie oben erwähnt, enthält. Daher ist die dritte Schlacke 26,obwohl sie einen geringfügig niedrigeren P₂O_s-Gehalt als ein Phosphatgestein und einen hohen Fe-Gehalt aufweist, gut mit einem Phosphatgestein als Rohmaterial zur Herstellung gelben Phosphors als ganzes vergleichbar. Die obige Beschreibung erfaßt den Fall, bei dem eine

!5 Metallschmelze 4 verwendet wird, die durch reduktive Behandlung einer Stahlschlacke in einem Reduktionsofen 1 als Ausgangsrohmaterial hergestellt wurde, und wobei die Metallschmelze 4 einer oxidativen Vergütungsbehandlung In einem mit einer sauren feuerfesten Aus- kleidung versehenen Ofen 5 zur sauren Vergütung unterzogen wird. Dann wird eine Metallschmelze 23, auf die die oxidative Vergötungsbehandlung in einem Ofen 5 zur sauren Vergütung angewandt wurde, einer oxidativen Vergütungsbehandlung In einem basischen Kaldo-Ofen 24, der mit einer basischen feuerfesten Auskleidung versehen ist, unterzogen. Die vorliegende Erfindung ist jedoch nicht auf die oben genannte Ausführungsform beschränkt. Anschließend wird die vorliegende Erfindung detail lierter anhand eines Beispiels unter Bezugnahme auf die Fig. 1 erläutert.

Beispiel

220 kg einer Metallschmelze 4 der in der Tabelle IV gezeigten chemischen Zusammensetzung wurde als Ausgangsrohmaterial verwendet, wobei die Metallschmelze hergestellt wurde, wenn ein Hüttenzement aus einer Stahlschlacke hergestellt wurde, die entsprechend dem Verfahren der früheren Erfindung aus einem Konverter während einer reduktiven Behandlucj der Stahlschtacke ausgetragen wurde.

Ti Si

(Gew.-%)

Mn

V P C

(Gew.-%) (Gew.-%) (Oew.-%)

Fe und nebensächliche Verunreinigungen

(Gew.-%)

5,4

2,4

13,7

2,5

5,8

Rest

Die Metallschmelze 4 wurde In einen mit einer feuerfesten Auskleidung versehenen Ofen S zur sauren Vergütung eingeführt und einer ersten oxidativen Vergütungsbehandlung durch Einblasen von Sauerstoffgas in einer Menge von 4,5 m'/t Metallschmelze durch eine Lanze 6 unterzogen, um den Hauptteil des in der Metallschmelze

4 enthaltenen TI und Si zu oxidieren. Dann wurde eine Entnahme einer Primärschlacke durchgeführt, während zeitweilig das Sauerstoffgaseinblasen unterbrochen wurde. Eine Primärschlacke 7 mit der aus der Tabelle V ersichtlichen chemischen Zusammensetzung wurde gewonnen.

Tabelle V

TiOj fOew.-%)

SiO₄ (Gew,-%)

Fe (gesamt) (Gew.-%)

MnO

(Gew.-%)

37

30

Wie es in der Tabelle V gezeigt wird, wurde ein Hoch- dann ein Zerkleinern und Klassleren auf eine vorge-

ofenbeschickungsrohmalerlal 8 In einer Menge von 30 kg, 65 schriebe Teilchengröße erfolgte,

das als ein Ersatz für Eisensand als TiO,-Lleferant für Dann wurde die Metallschmelze 4 nach der oben

den Hochofenbetrieb dient, durch Kühlen und Verfestl- erwähnten ersten oxidativen Vergütungsbehandlung und

gen der genannten Primärschlacke 7 erhalten, wonach nach der Entnahme der Primärschlacke In einem Ofen 5

zur sauren Vergütung einer zweiten oxldatlven Vergütungsbehandlung unterzogen, indem das Sauerstoffgas wieder einwirken gelassen wurde, indem es in einer Menge von 12 mVt Metallschmelze eingeblasen wurde, um den Hauptteil des in der Metallschmelze 4 entbalte-

Tabelle VI

nen Mn un V zu oxidleren, Pann wurde nach Abschluß des Sauerstoffgaseinblasens der Austrag einer Sekundarschlacke durchgeführt, Die Sekundärschlacke 9 der aus der Tabelle VI ersichtlichen Zusammensetzung wurde gewonnen.

MnO

(GtW.-⁰/.)

V₅O₆
(Gew,-%)

Fe (ges.)
(Gew.-%)

P₂O₆
(Gew,-%)

CaO

(Gew.-W SiOj
(Gew.-%)

AI₂O₃
(Gew.-%)

MgO
(Gew.-%)

45,3

30,9

13,7

2,4

Spur 3,5

0,3

Spur

Nach dem Kühlen und Verfestigen der Sekundärschlacke 9 wurde diese mittels einer Stabmühle 10 auf eine Teilchengröße von 0,25 mm (60 mesh) zerkleinert. Der zerkleinerten Sekundärschlacke 9 wurde Natriumhydroxid (NaOH) 11 hinzugegeben und ausreichend gemischt. Diese Mischung wurde In einen Röstofen 12 überführt, um sie bei einer Temperatur von 700 bis 900° C 30 bis 60 min lang zu rösten. Das derartig erhaltene Sintergut wurde mittels der Stabmühle 10" auf die

Tabelle VII

vorgeschriebene Teilchengröße zerkleinert. Das derartig zerkleinerte Sintergut wurde in einen Auslaugbehälter 13 gebracht, um durch Zugabe eines Flltrats 14 eine Auslaugbehandlung durchzuführen. Ein Rückstand in einer Menge von 50 kg mit der in der Tabelle VII gezeigten chemischen Zusammensetzung, der sich In dem unteren Teil des Auslaugbehälters 13 als Ergebnis der Auslaugbehandlung niedersetzte, wurde gewonnen.

	MnO (Gew.-%)	Gesamt eisen (Gew.-%)	CaO (Gew.-y.)	SiO, (Gew.-%)	Al₂O₃ I (Gew.-%)	MgO (Gew.-%)	P₂O₆ (Gew.-%)
Rest	67,8	20,6	Spur	4,9	0,4	Spur	0,18
Zum Vergleich:
Manganerz aus Südafrika	62,0	11,7	4,0	5,5	0,5	0,6	0,08
Manganerz aus Australien	63,0	2,7	0,2	6,2	4,1	0,2	0,14
Manganerz aus Brasilien	59,1	12,0	0,1	1,7	1,9	0,5	0,45

Die Tabelle VII macht Angaben bezüglich des Restes in dem FaIL mit einem Entphosphorlsierungsverhältnls von 95%. Zum Vergleich zeigt die Tabelle VII auch die chemischen Zusammensetzungen von natürlichen Manganerzen, die In Südafrika, Australien und Brasilien gefördert wurden.

Wie es in der Tabelle VII gezeigt wird, wird ein Rohmaterial IS hoher Qualität zur Herstellung von Ferromangan durch Formen des Rückstandes zu Pellets erhalten, da der Rückstand einen höheren MnO-Gehalt als natürliche Manganerze aufweist.

Auf der anderen Seite wurde das bei der Auslaugbehandlung In dem Auslaugbehatter 13 verwendete Flltrat In einen eisten Ausscheldangsbehälter 16 überführt, wo nach der Einregullerung eines vorgeschriebenen pH-Werts die Zugabe von Calciumchlorid (CaCl₂) 17

Tabelle VIII

erfolgte. Als Ergebnis reagierte das in dem rlltrai gelöste P mit CaCIi, um Dicalciumphosphat (2CaOPiO₅) zu bilden, das sich Im unteren Teil des ersten Ausscheidungsbehälters 16 niedersetzte. Dieser Niederschlag wurde gewonnen und als Düngemittel 18, das hauptsächlich 2CaOP₃Os enthielt, verwertet.

Dann wurde das Flltrat, das in dem ersten Ausscheidungsbehälter 16 behandelt wurde, in einen zweiten Ausscheidusigsbehälter 19 überführt, wonach nach Elnregelung eines vorgeschriebenen pH-Wertes Schwefelsäure (HjSO₄) 20 zugegeben wurde. Als Ergebnis reagierte das In dem Flltrat gelöste V mit H₂SO₄. Ein Niederschlag der aus der Tabelle VIII ersichtlichen chemischen Zusammensetzung wurde In einer Menge von 10 kg Im unteren Teil des zweiten Ausscheidungsbehälters 19 gebildet.

V₅O₅
(Gew.-%)

SiO₉
(Gew.·'/.)

(Gew.-%)

P (Gew.-%)

(Gew.-%)

Al₂O₃
(Gew.-%)

Fe₂O₃

(Gew.-%)

90-96

0,05-0,06 0,02-0,05 0,07 max 4-10 Spur

Spur

Wie es In Tabelle VIII gezeigt wird, wurde ein Niederschlag, der 90 bis 96 Gew.-% VjO₅ enthielt, gewonnen und als Rohmaterial 21 zur Herstellung von Ferrovanadlum verwertet.

Auf der anderen Seite wurde die Metallschmelze ti, die etwa 90 Gew.-% Ft,, etwa 5 Gew.-% P und etwa 4 Gew.-% C enthielt und die in dem Ofen 5 zur sauren Vergütung nach der ersten oxldativen Vergfctungsbehandlung und nach dem Austrag der Primärschlacke und dann nach der zweiten oxidatlven Vergülungsbehandlung und dem Auftrag der Sekundärschlacke In dem Ofen 5 zur sauren Vergütung, wie oben erwähnt, verblieb, in einen basischen Kaldo-Ofen 24, der mit einer basischen feuerfesten Auskleidung versehen war, einge-

bracht. 28 kg Kalk (CaO) 32 und 56 kg der Konverterstahlschlacke 31 wurden zu den Schlackenbildnern gegeben. Die Metallschmelze 23 wurde einer dritten oxldatlven Vergütungsbehandlung durch Einblasen von Sauerstoffgas in einer Menge von 10,5 mVt Metallschmelze durch eine Lanze 25 unterzogen, um den Haupttell des In

Tabelle IX

der Metallschmelze 23 enthaltenen P und C zu oxidleren. Dann wurde ein Austrag der dritten Schlacke durchgeführt, während das Einblasen des Sauerstoffgases zeltwellig unterbrochen wurde. Eine dritte Schlacke 26 der In der Tabelle IX ersichtlichen chemischen Zusammensetzung wurde gewonnen.

P₂O₅

(Gew.-%)

CaO

(Gew.-%)

SiO,
(Gew.-%) Gesamtelsen
(Gew.-%)

MgO
(Gew.-%)

18.0

52,0

8,0

Wie es In der Tabelle IX gezeigt wird, wurde ein Thomasphosphatdüngemlttel 27 in einer Menge von 110 kg durch Kühlen und Verfestigen der erwähnten dritten Schlacke 26 und anschließendes Zerkleinern und Klassieren In eine vorgeschriebene Teilchengröße gewonnen, da diese dritte Schlacke 26 18 Gew.-% P₂Os enthielt.

Dann wurde die Metallschmelze Z3 in einem basischen Kaldo-Ofen 24 folgenden Behandlungen bzw. Maßnahmen unterzogen: einer vierten oxldativen Vergütungsbehandlung und einer Befreiung von der vierten Schlacke.

9,0

3,5

dann einer fünften oxldativen Vergütungsbehandlung und einer Befreiung von der fünften Schlacke, Indem das Sauerstoffgas durch Einblasen über eine Lanze 25 nach der vorgenannten dritten oxldativen Vergütungsbehandlung und der Befreiung von der dritten Schlacke wieder zur Wirkung gebracht wurde. Es wurde eine vierte Schlacke 28 und eine iOiific Schlacke 29 der Sü3 der Tabelle X ersichtlichen chemischen Zusammensetzung erhalten.

Tabelle X	PjO₅ (Gew.-%)	CaO (Gew.-%)	SiO₂ (Ge*.'/,)	Gesamleisen (Gew.-%)	MgO (Gew	0' V ." ti I*
	10,0 7,0	50,0 43.0	6.0 4,0	18,0 27.0	4,0 6.5
vierte Schlacke fünfte Schlacke

Die vierte Schlacke 28 und die fünfte Schlacke 29 wurden im Kreislauf als Schlackenbildner zur Zeit der oben genannten dritten, vierten und fünften oxldativen Vergütungsbehandlung der Metallschmelze 23 in dem basischen Kaldo-Ofen 24 verwendet.

Als Ergebnis der wiederholten oxidativen Vergütungsbehandlung und der Befreiunger, von Schlacke, die bei der Metallschmelze 23 in dem basischen Kaldo-Ofen 24 angewandt wurden, wurde ein hochwertiger Stahl 30 mit niedrigem Phosphorgehalt in einer Menge von 165 kg mit der aus der Tabelle XI ersichtlichen chemischen Zusammensetzung erhalten.

Tabelle XI	P (Gew.-%)	Mn (Gew.-%)	S (Gew.-%)	N, (Gew.-'/,)	Eisen (Gew.-%)
C (Gew.-%)	0,014	0,50	0,012	0,0025	Rest
0,05		Hierzu 4	Blatt Zeichnungen

Claims

15 20 25 Patentanspröche;

1. Verfahren zur Gewinnung und Verwertung brauchbarer Substanzen aus einer Titan, Silicium, Mangan, Vanadium, Phosphor, Kohlenstoff und Im wesentlichen Elsen enthaltenden Metallschmelze, die bei der Herstellung eines Hüttenzements aus einer Stahlschlacke, die aus einem nach dem Aufblaseverfahren arbeitenden Sauerstoffkonverter während einer Reduktionsbehandlung ausgetragen wurde, erhalten wurde, dadurch gekennzeichnet, daß man