DE3141925A1

DE3141925A1 - Selektive reduktion von schweren metallen

Info

Publication number: DE3141925A1
Application number: DE19813141925
Authority: DE
Inventors: Gotthard 18263 Djursholm Björling
Original assignee: SKF Steel Engineering AB
Current assignee: SKF Steel Engineering AB
Priority date: 1981-03-10
Filing date: 1981-10-22
Publication date: 1982-10-28
Also published as: ES8207587A1; BE891178A; IT8125307A0; DD201609A5; FR2501720A1; FI813739L; PL234412A1; GB2094353A; AU541063B2; US4487628A; AU7756181A; OA06994A; BR8200161A; ES506739A0; ZA817981B; JPS57158336A; KR830007858A; IT1139854B; ZW27781A1; SE446014B

Description

vorliegende iirfindung bezieht sicii auf ein Verfahren zum selektiven Reduzieren schwerer Metalle aus feinkörnigem, im wesentlichen oxydi schein Material.

üs ist bekannt, eisenhaltiges', feinkörniges oxydisches Material in einem Ofen durch Jirwünnim-j·, des Mai cri al s ' mi t einem in Plasma Form überführten reduzierenden (las zu reduzieren, wobei Roheisen vom Boden des Ofens abgelassen werden kann und Schlacke auf einem darüberlielenden Niveau abgelassen wird. Koks wird von dem oberen linde des Ofens zugeführt und abgehende Abgase werden zur Trocknung und Vorreduktion des eintretenden oxydiscaen Materials verwendet. Das feinkörnige, eisenoxydnaltige Material wird hierbei in das Plasma und in den Koksherd eingeblasen, wo die Reduktion mit Hilfe zugeführter Reduktionsmittel, Kohle und Koks vor sich geht. Metall und Schlacke -schmelzen danach unter das Plasma ab und 'bilden eine Schicht mit. einer darüberliegenden flüssigen Schlackcnschicht, die getrennt voneinander abgelassen werden. Bei der Reduktion von Eisen hat die Reduktionszone eine Temperatur von 17U0 - 2000° C. ·

Die gewönnliche Methode, Kupfer aus kupfer- und eisenhaltigem Sulfidmineral, beispielsweise Kupferkies, der das wichtigste Kupfermineral ist, herzustellen, besteht darin, zuerst den Mineral rohstoff zu· schmelzen, gegebenenfalls nach vorhergehender partieller Röstung, so dass man einerseits eine Sulfidschmelze, Matte genannt, erhält, in der sich alles Kupfer und ein Teil Bisen ansammelt, andererseits eine Silikatschmelze, Schlacke genannt, die Gangart und ausserdem einen Teil des ßisens des Kupferminerals entnalt. Matte wird von der Schlacke geschieden, und durch vorsicntige .Oxydation mit Luftsauerstoff in einem sogen. Konverter wird das ganze darin enthaltene liisen in eine neue Schlacke überführt und der Schwefel in Schwefeldioxyd verwandelt, so dass man ein metallisches Kupfer, Blisterkupfer genannt, erhält. Dieses wird in geschmolzener Form von im wesentlicnen allen metallteilen Verunreinigungen

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befreit ausser den lidelinetal lon, die nur durch elektrolyt i-schu Raffination beseitigt werden können.

Dieser bekannte Prozess hat gewisse Nachteile, liin solcher liegt"in der schrittweise und in bezug auf die Zeit sehr ungleichförmig eintretenden Beseitigung von Schwefel, wodurch einerseits Umweltschutzprobleme geschaffen werden und andererseits die Verwendung der S.cnwefeldioxyde zur Herstellung von Schwefelsäure erschwert wird. Hin anderer Nachteil zeigt sich, wenn man, wie dies in modernen Kupferwerken geschieht, mit einem verhältnismässig hohen Kupfergehalt in der Matte arbeitet, wobei man einen so hohen Kupfergehalt in der Schlacke erhält, dass diese besonders behandelt werden muss. Schliesslicn kann erwähnt werden, dass viele Kupferrohstoffe oft einen bedeutenden Gehalt von Zink haben, der normal in der Schlacke verlören geht.

Was oben bezüglich sulfidischer Kupferrohstpffe gesagt wurde, hat auch für sulfidische' Bulkkonzentrate Geltung. Üft kommt Schwefelkies in Mineralablagerungen zusammen mit anderen Metallsulfiden, vor allem Zinkblende, .Kupferkies und Bleiglanz vor.. In vielen Fällen kann man das Material zerkleinern und mahlen, so dass die verschiedenen Mineralien getrennte Körner bilden und dadurcii technisch durch Flotation separiert werden können, aber oft sind die Grund-· metallmineralien so feinkörnig, dass man nicht mit annehmbarer Ausbeute die einzelnen Metallfraktionen gewinnen kann; dagegen kann man den gross ten Teil des Schwefelkieses abscheiden und die Grundmetallc in einem, sogen. Bulkkonzentrat sammeln. Diese haben gewöhnlich eine Zusammensetzung der Grössenordnung 1 - 4 % Cu, 2 - b °₀ Pb, 15 - 2 S % Zn sowie ausserdein bedeutende GeIi al te von Hdelmetallen. Bs gibt heutzutage keine metallurgischen Werke, die solche Konzentrate behandeln, sondern sie müssen zusammen mit dem normalen Einsatz Kupfer-, Blei- oder Zinkwerken zugeführt werden, wobei man versucht, den ganzen Metallinnalt aus Scnlacken oder anderen Nebenprodukten

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zu gewinnen. So kann wan durch sogen» "si ag-fuming" Zinkkonzentrat aus' Schlacken von kupfer- und lil'eiwerken gewinnen, Kupfer erhält man air; Schlacke bei der Bleiraffination und Blei kann aus den Laugriicks Länden von Zinkwerken hergestellt, werden.

Alle diese WrI.ihren geben jedocn nur Kuir/.rn t rat e nndeiri Metalle als ties llauptiüu t.a.1 ] s , und die Gewinnung von Metal] aus diesen kostet ungefähr- ebenso viel wie die Gewinnung aus i. ι y. Ι-υιι .'.πι 1 ι ;i t en .

"Sl ag-fmiiing" ist ein ganz gewöhliches Verfahren zur Gewinnung des Zink- und H] c i gelialts aus Schlacken von Kupfer- und Bleiwerken. Man bläst. Kohlenpulver und einen Unterschuss von Luft in die geschmolzene Schlacke .ein, wobei Zink und. Blei herausroduzi ei t werden und Metall-: dampf bilden, der verbrannt wird und einen feinen Staub · von Oxyden in- den Abgasen bildet. Nach dessen Ue in igung ernält liuin ein'sogen· Mischoxyd, eine Mischung von Zinkuud Bleioxyd; ausserdem kommt eine Menge anderer Verunreinigungen vor, beispielsweise Oxyde von Zinn und Wismut, weiterhin Fluoride und Cn Io rille sowie Schwefel in l^:orin von S u Hat..

Die gewöhnliche Methode, den Metallgehalt zu gewinnen, gründet sich auf sogen. Kl i nkerformuiig, bei der das Mischoxyd einer leichten- Reduktion bei etwa 12SU⁰ C unterworfen wird, wobei. Blei und die Mehrzahl der Verunreinigungen reduziert und aus dem Mischoxyd in einem Drehöfen abgedampft werden. Man ernält einerseits ein beschwertes, aber einigermassen reines Zinkoxyd, gekalkte Klinker, und einen sogen. Bleistaub, der hauptsächlich aus Bleisulfat sowie Verunreinigungen besteht. Der Klinker muss in einem Zinkwerk behandelt werden, gewöhnlicherweise durch Auslaugen und Elektrolyse, während der Bleistaub zusammen mit anderem Einsatz einem Bleiwerk zugeführt wird.

••ν·;.. ·::":,;::; ·: 3U1925

Ferronickel· ist eine Legierung bestehend aus 20 - 35 % Ni und im übrigen Eisen; es wird als Nickelträger zur Herstellung von korrosionsfestem Stahl oder anderem Spezialstahl verwendet.

Ferronickel· wird im allgemeinen in der gleichen Weise hergestellt wie Elektroroheisen durch Reduktion von gesintertem und gegebenenfalls im voraus reduziertem Erz mit Koks in einem Elektroofen. Da das Erz gewöhnlich mehr Eisen im Verhältnis zum Nickelg'ehalt enthält als man in dem fertigen Ferronickel zu haben, wünscht, muss man oft durch Konverterblasen einen gewissen Teil des ausreduzierten Eisens verschlacken. '

Für die Herstellung von Ferrochrom mit 65· - 70 % Cr muss man ein Chromiterz mit hohem Cr:Fe-Verhältnis haben, zweckmässigerweise etwa mit dem Wert 3. Solches Chromerz ist recht selten und.bedingt einen bedeutend höheren Preis als Erz mit einer niedrigeren Verhältniszahl von etwa 1,8. Es ist daher wünschenswert, in einfacher Weise Erz mit niedriger Verhältniszahl anzureichern. Gewisse Methoden wurden vorgeschlagen, die gewöhnlicherweise auf Herstellung von Eisenschwamm aus dem Chromit und der Wegnahme des metallischen Eisens aus diesem basiert sind,"aber die Verfahren sind recht verwickelt und aus dem Gesichtspunkt des Umweltschutzes verwerflich.

Manchmal kommt Vanadium zusammen mit Magnetit vor, jedoch dabei oft mit so geringen Gehalten, etwa 1 %, dass die Vanadiumgewinnung durch Pelletisierung des Magnetits mit Soda und Auslaken des gebildeten Vanadates teuer wird. Weiterhin wird die Teilchenqualität nach dem Auslagen so gering, dass das Material kaum als Pellets verkauft werden kann. .

Es hat sich jetzt überraschenderweise als möglich erwiesen, mit Hilfe der vorliegenden Erfindung die oben genannten Nachteile und Unzuträglichkeiten zu beseitigen, wobei das

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3ΗΊ925

im wcsentliciicn oxydischc Material bei dem einleitend beschriebenen Verfauren in einen Ofen eingcblasen wird zusammen mit einer zur Erzielung einer gewünschten Selektivität erforderlichen Menge Reduktionsmittel unter gleichzeitiger Zufuhr von Wärmeenergie durch ein in einem Plasmagenerator erwärmtes Gas, wobei die Temperatur auf einem solchen Niveau eingestellt wird, (.lass sie dem Sauerstoffpotential entspricht, bei dem die gewünschten Metalle'in eine besondere, isolierbare Phase überführt werden in der Form von Metallschmelze, Metalldampf-, Speis oder Matte, und bei dem die übrigen Metalle in eine Schlackenphase eintreten und als Schlackenschmelze isoliert werden können.

Nach einer bevorzugten Ausführungsform der Erfindung geschieht die Reduktion in einem Koks-gefüllten .Schacht. Die verwendete Koksmenge nimmt nur in begrenztem Umfang an der Reduktion teil. ■

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

Zweckmässigerweise wird der eingebläscnc Materialstrom so gerichtet, dass er im wesentlichen in Berührung.mit der im unteren Teil des Ofens gebildeten Schmelze kommt.

Gemäss einer anderen bevorzugten Ausführungsform der Erfindung wird eine in dem oxydischen Material vorkommende Menge Eisen verschlackt und als Oxyd während der Reduktion des übrigen Materials beibehalten.

Gemäss einer weiteren bevorzugten Ausführungsform der Erfindung wird das oxydische Material im voraus geröstet, wodurcn darin vorkommender Schwefel beseitigt wird.

s ε

Geinäss einer weiteren zusätzlich bevorzugten Ausführungsform der Erfindung wird ein im wesentlichen schwefelfreies oxydisciies Material in Staubform eingeführt, wobei Reduktionsmittel in einer Menge entsprechend 75 - 90 % der
stöchioiuetrisehen Reduktionsmenge zugeführt wird.

Gemäss einer weiteren anderen bevorzugten Ausführungsform der Erfindung beträgt "die Temperatur bei der Reduktion
höchstens 13^0° C. ■

uie oben genannten Nachteile bei der Kupfergewinnung aus sulfidischen Rohwaren kann man durch Verwendung der vor-, liegenden Erfindung vermeiden. Man beseitigt dabei zuerst allen Schwefel durca sogen. Totrüstung;·diese wird kontinuierlich durchgeführt und gibt eine hohe und gleichmässige Konzentration von Schwefeldioxyd in dem Abgas, wodurch die Verwendung erleichtert und die Umweltprobleme vermindert werden. i)as erhaltene Röstgut wird zusammen mit einer gewissen Menge Kohlenpulver und Schlackenbilder in einen Plasmawärmeofen eingeblasen. lJie Kohlenpulvermenge und
andere Bedingungen des Schmelzprozesses sind so bemessen, dass in dem Ofen alles Kupfer, aber nur· ein kleiner Teil
des Eisengehaltes in eine Metallschmelze herausreduziert wird, die Schwarzkupfer genannt wird, da sie beim Erstarren eine durch das Eisenoxyd in der Aussenschicht bedingte scnwarze Farbe annimmt. Die überwiegende liisenmcnge sowie alle Gangart bilden eine Schlacke, die sehr geringen Kupfergehalt hat, da sie im Gleichgewicht mit dem metallischen Eisen in dem Schwarzkupfer steiit. Der Zinkgehalt der Rohware wird herausreduziert und bildet "Zinkdampf, der mit
dem Abgas durch den Ofenschaciit aufsteigt und beim Abkühlen des Abgases zu flüssigem metallischem Zink kondensiert wird.

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

Es ist natürlich ein Nachteil, dass man elektrische Energie für die Reduktionsschmelzung zuführen muss, aber wie aus dem Ergebnis im folgenden dargestellter Schmelzversuche hervorgeht, ist diese Energiemenge von der gleichen Grössenordnung wie die beim Schmelzen von Kupferschlick im elektrischen Ofen erforderliche Menge,

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

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

Eine einfachere Behandlungsmethode zur Behandlung von Mischoxyd besteht in der Anwendung der vorliegenden Erfindung^, Rabei sollen doch solche Verunreinigungen, wie Chloride und Fluoride zuerst beseitigt werden, was am

einfachsten durch sogen. Leichtklinkerung geschieht, wobei die Mischoxyde in einem Drehofen bei etwa 1150 C und unter äusserst schwacher Reduktion behandelt werden, und wobei die Halogene und der Schwefel abgehen, während Blei und andere Metalle in dem' Leichtklinker zurückbleiben.

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

Es ist vorteilhaft, in dem gleichen Prozess andere zink- und bleihaltige Zwischenprodukte zu behandeln, wobei darin vorkommendes Eisen unreduziert in der schliesslich erhaltenen Schlacke belassen wird. Als Beispiel für solche Zwischenprodukte kann genannt werden Konverterstaub von der Konvertierung von Kupfermatte, Bleistaub von Bleischachtöfen sowie zink- und bleihaltige Schlacken. Der Wirkungsgrad ist also besser, wenn man solche Schlacken, die jetzt nach der "slag-fuming"-Methode behandelt werden, direkt der Gewinnung von Zink und Blei in Form von Metallen in einem plasmaerhitzten Schachtofen zuführt.

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

-■~y-

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

Λ. Das lirz braucht nicht gesintert zu werden.

B. Die Reduktion wird hnupLsäclil i ch mit Kohle und nicjit mit Koks durchgeführt.

Bei der vorliegenden Erfindung geschieht eine selektive llerausredukti on eines geeigneten Teiles des liisens aus einem lirz mit niedriger Verhältniszahl durch Behandlung in einem plasmaerhitzten Schachtofen. Uas Chromiterz, das zweckmässigerweise feinkörnig ist, wird vorzugsweise wie oben angegeben mit Hilfe des an IX)- und. II ,-reichen- Abgases vorreduziert, und das vorreduzierte Gut mit einem Zusatz, von Kalk und gegebenenfalls anderen Schiackenbildern wird zusammen mit einer abgewogenen Menge Kohlenpulver in einen plasinaerhitzten Schmelzofen eingeblascn, wo ein bestimmter Teil des iiisengehal tes des Chromits herausreduziert wird und ein verwendbares Roheisen bildet, während alles CIirom und der ' res tliche Eisengehalt zusammen mit dem zugesetzten Kalk eine Schlackenschmelzc bildet, die aus l-'eü . Cr₇U und CaO'. Fe ,0 bestellt. Diese flüssige Schlacke kann direkt einem gewöhnlichen elektrischen Ofen zur Herstellung von Ferrociirom zugeführt werden.

Ausser der Anreicherung werden "folgende Vorteile erzielt:

A. Das ÜJberschusseisen in dem lirz mit niedriger Verhältniszahl kann· als prima Roheisen ausgenützt werden.

B. Uie Sinterung oder Pelletisierung der Rohware ist nicht erforderlich.

C. Kohle-kann als hauptsächliches Reduktionsmittel ver- i\ wendet werden.

Die vorliegende Erfindung mit selektiver Reduktion in einem plasmaerhitzten Ofen kann bei der Vanadinanreicnerung vorwendet werden und erbietet eine lockende Alternative zur Ausnützung des Vanadingchaltes. Man verwendet grundsätzlich die gleiche Methode wie bei der Anreicherung von Chromerz. Das Magnetit, das gerne feinkörnig sein soll , wird zweckiiw'issigerweise wie oben angegeben mit Verwendung des Cü- und II.-Gehalts in dem Ufengas vorreduziert. uas vorreduzierte Gut mit einem Zusatz von Sclil ackcnlii ] der wird zusammen mit einer abgemessenen Menge Konlenpulver in einen plasiuaerhitzten Schachtofen eingeblasen, wo der llauptteil des Eisengehalts, aber kein Vanadin, ausreduziert wird und ein·verwendbares Roheisen bildet. Der Rest des Eisens sowie das ganze Vanadin bilden eine Schlacke, die einem geeigneten konventionellen Ofen zur vollständigen Reduktion zugeführt wird, wobei nian ein vanadinreiches Roheisen erhält. Dieses kann in bekannter Weise vorsichtig oxydiert werden zur Bildung einer vanadinreichen Schlacke, die eine Haudelsware ist und zur Herstellung von einerseits Ferrovanadin, andererseits Vanadinsäurc verwendet werden, kann.

Die übrigen Vorteile mit dieser Methode sind im wesentli chen die gleichen wie sie für die Behandlung von Chromit angegeben wurden.

Die vorliegende Erfindung wird näher beschrieben mit Hin weis auf nachstellende Versuche.

Versucn 1

Reduktionsschmclzung von geröstetem Kupferkies.

H.in Kupferkicsschlick mit folgender Analyse wurde behandelt

ti Kt ft Λ Λ · A- -

JJJ ¹O Λ -3U1925

Cu
Zn
Pb
PeS.

Nacn Totröstung erhielt man ein Rost gut mit dor "Zusammensetzung:

28	,2	ο 0	al	S	Cu
3	4	ι	al	S	ZnS
1	%	al	S	PbS
2	O =
6	Π ί>
5	Π Cl

31,1 %	Cu ■
2 8,2 %	Fe
3,3. ^η ₀	•Zn
1,1 "■>	Pb
0,2 %	S
6,9 %	SiO,,
*b ,Ü %*	CaO

Das Uöstgut wurde mit reinem Quarzsand und Kohlenpulver mit der Analyse 7 5 % C, IÜ ¹O I! und.l.^r> "i Asclre go mi seht; auf 1ÜÜ Teile Röstgut wurden 147 Teile Quarzsnml und 7,1 Teile Kohlunpulver zugesetzt, üiese Mischung wurde in einen pl a-smaeriu t. zten Schach to Con eingeblasen, worauf man ein Sciiwarzkujrfer mit der Analyse

LU	•95, y \
Pe	2,7 °<
Pb	2,7 \
S	0,7 ΐ
erhielt.

Ausserdem erhielt man eine Sclilacke. mit der Zusammensetzung:

Fe	44,3
Zn	U,9
Pb	0,3
Cu	0,2

-A-

SiU₂ 33,0 ^P6

CaU 9 , 3 °«

Die Kupferausbeute in dem Schwarzkupfer war 99,5 %.

236 kg Kohle und 4L) kg Koks je Tonne Kupfer wurden verbraucht.

Der Verbrauch von elektrischer liiicrgic betrug bei einem Wirkungsgrad von 8ü % in dem Plasmabrenner 958 kH'h/Tonne Kupfer, wobei gleichzeitig 9 7 kg Zink gewonnen wurden. Berechnet per Tonne Kupferschlick wurden 66 kg Kohle und 14 kg Koks sowie alles in allem 567 kWh elektrische Energie verbraucht.

Das Material wurde in einem Winkel von zwischen 30° und 70°, vorzugsweise 55 , gegen die Badoberflache eingeblasen. Die Mattetemperatur betrug eti>/a 1200° C und die Schlackentemperatur etwa 1300° C.

Versuch 2

Keduktionsschmelzung von geröstetem Bulkkonzentrat.

Das Konzentrat hatte folgende Zusammensetzung:

2 %	Cu
4 S	Pb
20 %	Zn
20 %	Fe
1 %	As
15 I	SiU₂
13 %	CaO + MgO

Nach der Röstung wurde das Röstgut analysiert

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2,2 %■
4 ,S %

22,4 % 22,A V "

10,8 %
14,6 V

Cu Pb Zn Fe S

CaO + MgO

Auf 1 L)O Teile Röstgut wurden 9,4 Teile Quarzsand und 5,1 % ■Kohlenpulver zugesetzt, und diese Mischung würde, in einen plasinaerliitzten Schachtofen in einem Winkel von 50° gegen die Badoberfläche eingeblasen. Folgende Produkte wurden erhalten:

Matte:

33

42

17

Cu (.abgelassen bei 1150^u C)

Bleimetall:''

9 7 2. I^-

Pb Cu S

Zink:

99,5

Schlacke:	32,1 %	Fe
	42,9 %	SiO
	2 3,8 %	CaO
		Cu
	0,4 °ό	Pb
	0,7 %	Zn

Die Kupferausbeute in der Matte war 95 i, Die Bleiausbeute im Bleimetall war .94 %, Die Zinkausbeute im Fliesszink war 97 V

Pro Tonne Bulkkonzentrat wurden 45 kg Kohle und 9,5 kg Koks verbraucht. Der lincrgicve rbrauch bei 80 % Wirkungs·

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grad in dem Plasmavorwärmer betrug 797 kWh/Tonne Schlick.

Pro Tonne Schlick beträgt die Ausbeute 194 kg Fliesszink, 19 kg Kupfer in Matte und 38 kg Blei in Rohblei.

Versuch 3 '

Behandlung von Mischoxyd.

Das Mischoxyd hatte die folgende Zusammensetzung:"

vor Leichtklinkerung nach Leichtklinkerung

ZnO 5 8 °ό 68 %

PbO 23 % ' Π %

SnO₂ 2 % · "2,5 %

Bi 0 2 % ■ 2,5 "j

SO²" ' 13 I ■

t:!^" und I·¹" 2 %

¹⁰⁰ »

Die Reduktion des Leichtklinkers wurde· nach Einmischung von 75,ü kg Kohle/Tonne Mischoxyd durchgeführt. Man erhält eine Bleilegierung, die bei 850° C abgelassen wurde und folgende Zusammensetzung hatte:

•85,9 % Pb sowie Zink mit über 99 % Zn

6,Ü % Sn

7,3 % Bi ■

Ü,8 % S .

Der Energieverbrauch betrug 978 kWh/Tonne Mischoxyd bei einem Wirkungsgrad von 8ü % in dem Plasmabrenner.

'x J

Versuch Ferronickel-Hefstellung aus Lateriterz.

Der Versuch wurde durchgeführt mit einem Lateriterz mit folgender Analyse:

lirz vorrediizi ertes Gut

Fe Ni Co Cr Mn

CaO MgO SiO

50,01	%	67,0	0 0
1,00	υ	1,34	η b
0,06	η 0	0,08	%
2,40	Q O	3,2	%
5,2	ο Ό	7,0	η 0
5,2	0 O	7,0	%
2,0	ι		O O
1,0	%	1,34	0 O
4,9'	O 0	6,6	%

i)as vorreduzierte Gut wurde mit 22 Teilen Quarz und 8 Teilen Kohlenpulver pro 100 Teile Gut gemischt und wurde in einem plasmaerhitzten Schachtofen geschmolzen, Man erhielt Metall und Schlacke mit folgenden Zusammen; Setzungen:

Ferronickel	:,0° C]	Schlacke	K)OO	O	C
^ ab ge 1 a s se η bei 1 i>	2 0 I	^aligc I iisseii bei	49,	3	O ό
Ni	79 %	Fe	22,	5	%
Fe	1 %	SiO₂	2,	ό	ι
Co	Cr

i)ie warme Schlacke kann ohne grösserc Kosten zu Roheisen nachreduziert werden.

Pro Tonne Laterit wurden alles in allem 522 kWh zur Herstellung von 50 kg Ferronickel verbraucht, d.h. pro Tonne Nickel wurden 52.200 kWh benötigt.

ι :j.;-■■; Έ 3U1925

■ - Qp-

Versuch 5_

Anreicherung von Chromerz mit niedriger Verhältniszahl.

Der Rohstoff bestand aus einem Chromerz mit folgender & Analyse:

l-'e 23,0 5 d.h. mit einer Verhältniszahl 1,8 Cr -12,b % '

Die Absieht war, so viel Eisen herauszureduzieren, dass die Verhältniszahl in dem Rest, d.h. der Schlacke, sich auf 3,ü belief.

Das Erz wurde nach dem Mahlen mit 23 Teilen gebranntem Kalk und"16 Teilen Kohlenpulver je 1ÜÜ Teilen Hrz gemischt. Beim Schmelzen in einem plasi:iaernitzten Schachtofen erhielt man-teils ein Roheisen, teils eine Schlacke mit folgenden Analysen:

Roheisen ^lJ6,ü kg " Schlacke 1102 kg

Fe 9 8,3 % Pe 12,8 %

Cr ' 1,1 % Cr ■ 38,5 %

C 0,6 S CaO 20,0 %

. 0,8 %

Der Verbrauch von elektrischer Energie betrug alles in allem 800 klüi/Tonne Chromiterz.

Versuch 0

Anreicherung des V-Cehaltes in Magnetit.

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

" S- :i -:'z I 3U1925

94,7 '6 Fe ,
1,0-% V
4,3 °ό SiO,

Nach Vorreduktion zum I^;eO-Stad i um wunlc das 'Konzentrat in einem pl asiuaerni tzten- Schachtofen red'ukt i onsgeschiiio 1 Zeil mit einem. Zusatz von 10 Teilen Kohlenpulver je. MH) Tt; ilen vorreduz i erteilt Gut. Hin Zusatz von Schlacken!) j I der war nicht notwendig.

Man erhielt ein Roheisen und eine Schlacke:

Roheisen	bgelassen	bei 1450°	^cl	S c ill	a cke
is	,2 %		l^:e	^abo	el as
98	,08 %		V	05,9	1
ü	,7 %		C	10,2	0 O
1			23,9	%

vO

l^:e0

^V2^Ü5 SlO,

Die Vanadiumausbeute in der Schlacke war 95 %. Mach Reduktionsschmelzung der Schlacke kann man ein Vanadium- -rtoheisen mit etwa 10 % V erhalten, aus dem man bei vorsieh ■ger Sauerstoffbehandlung eine verkaufbare Vanadiumschlacke erhalten kann. H:; ist auch möglich, das Vanadium aus der ersten Sen lacke nach Si Ji te rung mil Soda auszulaugen.

Pro Tonne Magnetitscnlick wurden bei dem Schmelzen 93 kg Kohle sowie 799 kl'vh verbraucht bei einem Wirkungsgrad von 80 % in dem Plasmabrenner.

Ganz allgemein gilt für alle Ausfülirungsbeispiele, dass der Hinblaswinkel des Materials gegen die Hadoberflache sicli auf zwischen 30° und 70°, vorzugsweise etwa 50°, belief. Bezüglich der En.ergiemente wurden generell 5 kWh/m (_n) Plasmagas verbraucht-

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--MT»

Als Trägergas beim Einbalsen kann ein inertes Gas/ beispielsweise Stickstoff oder rezirkuliertes Prozeßgas Verwendung finden.

Claims

3U1925 Andrejewski, Honke & Partner Patent a n walte Diplom-Physiker Dr. Walter Andrejewski Diplom-Ingenieur Dr.-irsg. Manfred Honke Diplom-Physiker Dr. Karl Gerhard Maisch Anwaltsakle: •57 763/DÜ- 4300 Es«en 1, Theafarplali 3, Ponlf. 100254 21. Oktober 1981 Patentanmeldung SKF Steel Engineering Aktiebolag P 0 Box 2o2 S-813 oo HOFORS, Schweden Selektive Reduktion von schweren Metallen Patentansprüche:'

1. Verfahren zum selektiven Reduzieren schwerer Metalle aus feinkörnigem, im wesentlichen oxydischem Material, dadurch ! ge kenn zeichnet, daß das oxydische Material in einen Ofen eingeblasen wird zusammen mit einer zur Erzielung einer gewünschten Selektivität erforderlichen Menge Reduktionsmittel unter gleichzeitiger Zufuhr von Wärmeenergie durch ein in einem Plasmagenerator erwärmtes Gas, wobei die Temperatur auf ein solches

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Niveau eingestellt wird, daß sie dem Sauerstoffpotential entspricht, bei dem die gewünschten Metalle in eine besondere, isolierbare Phase als Metallschmelze, Metalldampf, Speis oder Matte überführt werden und bei dem die übrigen Metalle in eine Schlackenphase übergehen und als Schlackenschmelze isoliert werden können.

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

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

4. Verfahren nach einem der Ansprüche 1 bis 3, dadurch gekennzeichnet, daß in dem oxydischen Material vorkommende leichtflüchtige Metalle als Metalldampf dem Ofen entnommen werden,- woraui der Metalldämpf kondensiert und als Metallschmelze gewonnen wird.

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

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

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Andrejewski, Honke & Partner, Patentanwälte in Essen

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7. Verfahren nach einem der Ansprüche 1 bis 6, dadurch gekennzeichnet·, daß ein im wesentlichen schwefelfreies oxydisches Material in Staubform eingeblasen wird, wobei Reduktionsmittel in einer Menge entsprechend 75 bis 9o % der stöchiometrischen Reduktionsmenge, zugeführt wird.

8. Verfahren nach einem der Ansprüche 1 bis 7, dadurch gekennzeichnet, daß die Temperatur während der Reduktion sich auf höchstens 135o ⁰C beläuft.

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

10. Verfahren nach einem der Ansprüche 1 bis 8, dadurch gekennzeichnet, daß das oxydische Material aus geröstetem sulfidischen Bulkkonzentrat· besteht. ·

11. Verfahren nach einem der Ansprüche 1 bis 8, dadurch gekennzeichnet, daß das oxydische Material aus einem von "slag-fuming" herrührenden Mischoxyd besteht.

12. Verfahren nach einem der Ansprüche 1 bis 8, dadurch gekennzeichnet, daß das oxydische Material aus einem Ferronickelerz besteht. '

13. Verfahren nach einem der Ansprüche 1 bis 8, dadurch gekennzeichnet, daß das oxydische Material aus einem Chromiterz mit niedriger Verhältniszahl besteht.

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'14. Verfahren nach einem der Ansprüche 1 bis 8, dadurch gekennzeichnet, daß das oxydische Material aus vanadiumhaltigem Magnetit besteht.