DE3203826A1

DE3203826A1 - Verfahren zur wiedergewinnung vom edelmetallen

Info

Publication number: DE3203826A1
Application number: DE19823203826
Authority: DE
Inventors: Joseph George Holmer Green Buckingham Day
Original assignee: Johnson Matthey PLC
Current assignee: Johnson Matthey PLC
Priority date: 1981-02-05
Filing date: 1982-02-04
Publication date: 1982-09-09
Also published as: SE8200401L; BE891960A; FR2499101A1; US4427442A; CA1185096A; ZA82479B; FR2499101B1; DE3203826C2

Description

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J 21 P 292

Anmelder: JOHNSON MATTHEY PUBLIC LIMITED COMPANY 43 Hatton Garden, London, ECIN 8EE, England

Bezeichnung der

Erfindung: Verfahren zur Wiedergewinnung von Edelmetallen

Beschreibung:

Die Erfindung bezieht sich auf ein Verfahren zur Wiedergewinnung von Edelmetallen, die in oder verbunden mit keramischen Materialien vorkommen können, d.h. die zweite Raffination oder Wiedergewinnung solcher Metalle eher als die. erste Raffination des sie enthaltenden Erzes.

Zur Zeit fallen große Mengen an keramischen Materialien, im Besonderen feuerfeste keramische Materialien wie Bariumtitanat, Titandioxid, Aluminiumoxid, Zirkoniumoxid, Ceriumoxid^Calciumoxid und Siliciumoxid, in elektronischen und verwandten Industrien und ihren Benutzern als Abfall an. Dieser Abfall enthält häufig bedeutende Mengen an Edelmetallen wie Platin, Iridium, Palladium, Silber und Gold: Kleinere Mengen an Ruthenium und Rhodium können auch vorhanden sein. Jedoch stellt der hohe Schmelzpunkt des auf keramischen Substraton basierenden feuerfesten Materials wie Bariumtitanat ein Schlackeproblem dar, wenn Versuche gemacht werden, das Edelmetall mit konventionellen pyrometallurgischen Techniken wiederzugewinnen.

3. Februar 1982 - 2 -

321

Hoch- und Reverjzferieröfen arbeiten normalerweise bei Temperaturen in der Größenordnung von 1250 - 135O⁰C, was beträchtlich unter 1612⁰C, dem Schmelzpunkt von Bariumtitanat, liegt. Bei diesen höheren Temperaturen, wurden konventionelle Techniken nach dem bisherigen Stand der Technik den Einschluß in die Charge eines wesentlichen Teiles von Schlackematerial wie Wollastonite oder Olivine erfordern in der Absicht, das feuerfeste Material aufzulösen. Das jedoch macht das Verfahren wirtschaftlich weniger lohnend wegen des erhöhten Verlusts an Edelmetall in der Schlacke. Ein Gegenstand der vorliegenden Erfindung ist es, einen größeren Teil des erwähnten Edelmetalls wiederzugewinnen als er bei der Verwendung von Verfahren nach dem bisherigen Stand der Technik erhalten wurde.

Gemäß der vorliegenden Erfindung umfaßt ein Verfahren für die Wißdergewinnung von Edelmetall, das auf feuerfesten keramischen Materialien, z.B; Substraten, gelagert oder darin enthalten ist, die Herstellung einer Charge in geteilter Form, die das erwähnte feuerfeste keramische Substrat enthält, das das Edelmetall, auf Wunsch ein Fluxmittel und auf Wunsch einen metallischen Kollektor trägt, so daß mindestens· 2 Gew.% Edelmetall plus Kollektormetall (wenn vorhanden) vorhanden sind, das Unterwerfen der Charge einer Temperatur von mindestens 1400⁰C, um eine geschmolzene metallische Phase herzustellen, die einen wesentlichen Teil des erwähnten Edelmetalls und Kollektormetalls (wenn vorhanden) und eine Schlackephase enthält, die keramische Rückstände und den Rest des Metalls enthält, und die Trennung der beiden Phasen.

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5. Februar 1981 · - 3 -

Ein Kollektormetall muß nicht vorhanden sein, weil das Edelmetall als sein eigener Kollektor dienen kann, wenn nicht weniger als 2 Gew.% Edelmetall eingeschlossen sind. Vorzugsweise sollte ein höherer Anteil an Edelmetall in der Charge vorliegen. Bevorzugt sollen 2-5 Gew.% verwendet werden, aber es kann auch beträchtlich mehr Edelmetall ohne schädliche Auswirkungen vorliegen. Geeignete Kollektormetalle sind Silber oder Kupfer In verteilter Form, wenn sie benötigt werden. Das Vorhandensein eines Fluxmittels ist nicht wesentlich, aber es wird ein SiOλ enthaltendes Fluxmittel vorgezogen, wenn eines verwendet wird. Wenn es gebraucht wird, liegt das Fluxmittel vorzugsweise in der Größenordnung von 7-10 Gew.% in der Charge vor, und es ist nützlich bei der Erniedrigung des Schmelzpunktes und der Viskosität der Schlackephase. Ein alternatives Fluxmittel, das verwendet werden kann, ist ein Gemisch aus SiOo und Fe^O-I in einem Gewichtsverhältnis von 1 : 1,5.

In der Absicht eine flüssige Schlacke mit niederer. Viskosität und eine daher optimale Wiedergewinnung zu erreichen, muß die Arbeitstemperatur etwa 100 C über dem Schmelzpunkt des Substrats liegen, und man bevorzugt deshalb Arbeitstemperaturen in der Größenordnung von 1500 - 1750°Π, obwohl eine Arhoitntemperatur so niedrig wie 1400°C mit dem obenerwähnten SiO₂ und Fe₂Ov-Fluxmittel verwendet werden kann. Solche Temperaturen können erreicht werden, indem man Brennöfen mit hoher Hitzeintensität verwendet, z.B. verdeckte Lichtbogenofen und Plasmalichtbogen öfen, wobei die letzteren Öfen für die erste Raffination, aber nicht für die zweite Raffination bekannt sind.

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-Jr-

Weil verdeckte Lichtbogen öfen eine unerwünschte Bewegung der Charge produzieren» sollen Plasmalichtbogenofen vorzugsweise benutzt werden, und man testete eine Vielzahl von unterschiedlichen Typen ähnlicher öfen, wobei man expandierte Plasmasysteme einarbeitete; die Öfen hatten eine statische Elektronenschleuder und ausgedehnte Lichtbogenofen enthielten einen umgesetzten Plasmalichtbogenofen. Nur für schubweise Arbeit geeignete Öfen waren getestet worden, aber es könnte auch ein Ofen für fortlaufende Arbeit mit einer Vorrichtung für den fortlaufenden Wechsel von Schlacke - und/oder metallischen Phasen benutzt werden. Das Verfahren dieser Erfindung kann mit allen Typen der getesteten Öfen mit hoher Hitzeintensität betrieben werden, obgleich mit. unterschiedlichen Erfolgsquoten. Man überlegt jedoch, daß die Unterschiede bei den erhaltenen Wiedergewinnungen primär auf die Chargeformulierung zurückzuführen sind und nur in begrenztem Ausmaß auf den Typ des verwendeten Plasmaofens.

Geeignete Gase für das Plasma sind Luft, Argon, Helium oder Stickstoff.

Die verteilte.Charge wird nach und nach durch den Plasmalichtbogen in den Ofen gegeben, und bei schubweisen Verfahren ist es wünschenswert, die Entliuiurii) (Inn Plrimnulinhlhogonf) wHhroncJ oiner minimalen Vßrwolldauor nach dom Passieren der gesamten Charge fortzusetzen, wobei die minimale Verweildauer vorzugsweise 5 bis 30 Minuten beträgt.

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3. Februar 1982 - 5 -

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Die Charge wird hergestellt durch das Mischen in geeigneten Anteilen des F'delmetalls, das das Substratmaterial trägt, da9 auf eine fein verteilte Form durch das Vermählen mit dem Fluxmittel und dem Kollektormetall, wenn es vorhanden ist reduziert wurde. Wenn gewünscht wird, kann dasSubstrat durch (z.B.) Ver-. mahlen reduziert und mit dem ausgewählten Fluxmittel und Kollektormetall (wenn vorhanden) gemischt werden, dann wird die Mischung zusammengepreßt, ■um Pellets herzustellen. Es kann ein Bindermatefial, vorzugsweise in einem Anteil von 2 Gew.% der Mischung verwendet werden, um eine adäquate Frischewirksamkeit zu gewährleisten. ■

Die Korngröße der Charge wird unter anderem gewählt, um einen innigen Kontakt zwischen der Charge und dem Plasma zu gewährleisten und um übermäßige Verluste durch das Mitreißen mit dem Gasfluß durch den Plasmalichtbogenofen zu vermeiden.

Es ist vorzuziehen, die Charge auf eine Größenordnung von minus 10 - minus 200 "Mesh" zu reduzieren,- aber bei Versuchen fand man heraus, daß die besten Ergebnisse bei minus 8 "Mesh" (2.8 mm) erhalten wurden.

Zufriedenstellende Ergebnisse wurden jedoch bei der Verwendung von Keramikchips 3 mm χ 6 mm und Pellets erhalten, die aus einem feinverteilten Geminch des feuerfesten Substrats, des Fluxmittels und Kollektors gepreßt wurden, mit

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einem Durchmesser von -^ .

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3. Februar 1982 - 6 -

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-Jf-AO

Als Kollektormaterial ist, wenn genügend Edelmetall in der Charge vorhanden ist, d.h. mindestens 2 Gew.%, vorzugsweise etwa 5-7 Gew.%, ein Kollektormetall nicht notwendig. Wenn ungenügend Edelmetall in der Charge vorliegt, können Kupfer oder Silber vorzugsweise in verteilter Form der Charge zugesetzt werden, um den Metallgehalt auf etwa 5-7 Gew.% zu bringen.

Silber kann in kristalliner oder fein verteilter Form zugesetzt werden, oder es kann als Abfallprodukt wie Photofilmasche zugesetzt werden. Weil Silber als Edelmetall betrachtet wird, hat die vorliegende Erfindung den Vorteil, einen Barren ohne Basismetallkollektor herzustellen. Im Fall von einigen elektronischen Abfallmaterialien jedoch wird ein Barren hergestellt, der Silber und Metalle der Platingruppe, im Besonderen Palladium enthält. Seit es vorgezogen wird, Silber und Palladium getrennt aufzubewahren, ergibt ein nachfolgender Schritt des Schmelzens des Barrens mit Ferrosilikon (das ist 20 %iges Si-Fe) 2 nicht mischbare Phasen mit 97 Gew.% des Metalls der Platingruppe verbunden mit der Ferrosilikonphase und 97 % des Silbers als separate Phase.

Die Trennung der Schlacke und der metallischen Phasen und die Abtrennung der Edelmetalle von der metallischen Phase nach deren Abkühlen kann durch die bekannten Methoden erfolgen.

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3. Februar 1982 - 7 -

Beispiel It Bariumtitanat mit Stickstoffplasma

20,4 kg einer Charge aus Bariumtitanat, die Edelmetall trug, hatte eine Elementaranalyse wie. folgt: · ,

" ' " " % Gew./Gew.

Pt . 2,25 ■■

Ir 0,2'.

Pd 4,05

Au 0,05

Ag 9,46

Sie wurde in einem Plasmalichtbogenofen behandelt unter Verwendung eines Graphittiegels.· Nach der Passage der Charge wurden 5 Minuten gewährt, um zu ermöglichen, daß das Gleichgewicht vor dem Abschalten erhalten wurde.

Unter Verwendung einer Stickstoffatmosphäre und 270 Kilowattversorgung des Plasmalichtbogens des Ofens, wurden 12,29 kg Schlacke wiedergewonnen mit folgender Analyse:" ■

% Gew./Gew.

Pt 0,4

Pd 0,55

Ag 1,24

was eine Wiedergewinnung auf die Qementaranalyse von 89,1 Gew.% Pt, 91,7 Gew.% Pd und 92,1 Gew.%. Ag ergab.

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Beispiel 2: Bariumtitanat mit einem Luftplasma

Eine Charge von 20,0 kg, die die gleiche Elementaranalyse wie in Beispiel 1 hatte, wurde durch einen Plaemalichtbogen bei 220 Kilowatt unter Verwendung einer Luftatmosphäre geschickt. Eine Aufenthaltszeit von 15 Minuten wurde nach dem Durchschicken der Charge gewährt und 13,77 kg Schlacke, mit der Anlayse wiedergewonnen:

% Gew./Gew.

Pt 0,125

Pd . 0,24. '

Ag . ■ 0,15

woboi sich eine Wiedergewinnung auf die Elementaranalyse von 96,2 Gew.% Pt, 96 Gew.% Pd und 99 Gew.% Ag ergab.

Beispiel 3: Bariumtitanat mit einem Stickstoffplasma ...

Charge: 20 kg Bariumtitanat = BaTiO-,

(errechnete Anlayse Pd 2.37 %, Ag 2.61 %)

Plasmagas: Stickstoff bei 6 cfm~ ; Plasmaelektronenschleuder

. - wassergekühlt mit Kupferelektrode.

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-•9

Speisegesch'windigkeit: 5 kg bei 2 kg/Minute, Rest bei 1,15 kg/Minute

Die Konzentration an Edelmetallen im Bariumtitanat war ausreichend, um als Selbstkollektorsystem zu. dienen. Da Bariumtitanat einen Schmelzpunkt von 1612°C hat, wurde eine Arbeitstemperatur von etwa 1700⁰C benutzt, obwohl etwas niederere Temperaturen auch gebraucht werden könnten.

Nach dem 12 Minuten langen Vorheizen eines neuen Graphittiegels (200 - 219. kW), wurden. 5 kg BaTiO₃ mit 2 kg/Minute (198-219kW) zugefügt. 5 Minuten später wurde die Charge geprüft und erschien flüssig. Der Rest der Charge wurde dann mit 1.15 kg/Minute hinzugefügt und die Leistung auf 187 kW reduziert. Als alles BaTiO, zum Ofen hinzugefügt worden war, wurden den Produkten weitere 12 Minuten zum Gleichgewichtfinden gestattet und die Leistung wurde weiter auf 136 kW reduziert.

Obwohl die Schmelze inkomplett war (vielleicht wegen des Leistungsabfalles nach der Anf angs-5 kg-Charge), wurden einige große Metallagglomarate gebildet und aus der Schlacke entfernt.

Beispiel 4: Einschmelze des Produkts aus Beispiel 3 mit einem Luftplasma

Charge: 15,5 kg BaTtO-j-Schlacke aus den Beispielen

Luft bei 6,5 ·
in Beispiel 3.

. Plasmagas: . Luft bei 6,5 - 7,0 cfm j Plasmaelektronenechleudor wie

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Für diesen Versuch wurde kein Stickstoff verwendet und das Plasmagas war Luft. Der Tiegel wurde 25 Minuten lang vorgeheizt mit dem Plasma bei 220 kW. Das teilweise geschmolzene BaTiO,-prodükt aus Beispiel 3 wurde zerbrochen und in einen Graphittiegel in fünf getrennten Schüben in 3-7 minütigen Intervallen gegeben. Als alles BaTiG, hinzugefügt war, wurden der Schmelze weitere 1.5 Minuten bei 220 kW gestattet, um das Gleichgewicht zu finden.

Die Trennung der Produkte aus dem Graphittiegel war sehr leicht. Obwohl die Charge komplett geschmolzen war, war die Koaleszens der Metallphase noch ' inkomplett und es wurden mehrere kleine Metalltröpfchen noch sichtbar im unteren Teil der Schlacke. Die Verteilung und die Form der Metallphase ließ vermuten, daß die Schlacke zu viskos war.

Gew. von wiedergewonnenem Metall - 1,02 kg

Gew. von Schlacke + kleine Tröpfchen - 14,36 kg

Kombinierte Ergebnisse der Beispiele 3 und 4:

Zufuhr - 20 kg BaTiO^-Chips

Ausbeute - wiedergewonnenes Metall - 2,62 kg

Schlacke + kleine Tröpfchen - 14,36 kg

Geschätztes Gew. der Ofenabfälle - 2,00 kg

Gesamt 18,98 kg

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-1 *

Das Gesamtgewicht an wiedergewonnenem Metall ausgenommen die kleinen Tröpfchen in der Schlacke, stellten 15,2 % der Charge dar, was eine beträchtlich höhere Metallwiedergewinnung darstellt als bisher. Der gesamte geschätzt» Verlust an leichtflüchtigen Bestandteilen während des Versuches belief sich . auf etwa 1,0 kg, d.h. 5 %. Eine Kondensatprobe aus der wassergekühlten Elektronenschleuder wurde qualitativ analysiert durch XRF und ergab, daß die Hauptbestandteile Pb, Ag und Bi waren mit geringen Anteilen von Br, I und Zn. Die Asche aus Beispiel 4 wurde gepreßt, gemahlen und vor der Analyse weiter raffiniert. ' .·"■""

Beispiel 5; Bariumtit'anat mit einem Stickstoffplasma

Charge: 20,4 kg BaTiO,-Chips

1 ■ ·'

Plasmagas: N₂ bei 6,75 cfm ; Plasmaelektronenschleuder wie in

Beispiel 3

Speisegeschwindigkeit: 0,9 kg/Minute

Ein Graphittiegel wurde 20 Minuten lang bei 250 kW vorgeheizt und diese Leistung während des Versuchs beibehalten. Nachdme annähernd 5 kg BaTiO, zugefügt waren, wurde die Zufuhr 3 Minuten lang gestoppt und der Tiegel geprüft, um sicherzustellen, daß die Charge komplett geschmolzen war. Der Rest des BaTiO, wurde dann mit 0,9 kg/Minute hinzugefügt.

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-Vt-

Gesamtgewicht an geschmolzenen Produkten - 15,675 kg Gew. des Rückstandes im Vibrospeiseapparat - 0,755 kg Gew. an ungeschmolzenen Ofenabfällen 3,000 kg

19,430 kg

Verlust beim Schmelzen - 0,97 kg, d.h. ähnlich den Beispielen 3 und

Das BaTiO-T war komplett geschmolzen, aber wegen der kurzen Gleichgewichtsfindungszeit wurden die Metalle als Tröpfchen durchgehend durch die Schlacke verteilt und 640 g Metall wurden leicht wiedergewonnen.

Beispiel 6; Einschmelze des Produkts aus Versuch 5 mit einem Stickstoffplasma

.Charge: 15,035 kg Ba Ti O, aus Beispiel 5

1 Plasmagas: N₂ bei 5,75 - 6,5 cfm ; Plasmaelektronenschleuder wie

für Beispiel 3

Nach dem 20 Minuten langen Vorheizen des Graphittiegels bei 270 kW wurde die Leistung auf 264'kW reduziert. Das Produkt aus Beispiel 5 wurde zerbrochen und dem Tiegel in fünf Schüben wie in Beispiel 4 beschrieben zugeführt.-5 Minuten nachdem der letzte Schub von BaTiO, hinzugeführt wurde, zeigte eine Probe, daß die Charge komplett geschmolzen war.

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Gewicht von Schlacke + kleinen Tröpfchen - 12,07 kg

Gewicht von wiedergewonnenem Metall . - 1,53 kg

Gesamtes wiedergewonnenes Metall aus den
Beispielen 5 und 6 - 12,14 kg, d.h. 13,6 % der Charge.

Beispiel 7

38.13 kg bariumtitanathaltiger elektronischer Abfall mit der folgenden Edelmetallzusammensetzung:

% Gew./Gew.

Pt 2.19

Pd . 3.71

Au 0.06

Ag 9.15

wurde gemahlen und mit SiP₂ und Fe₂O, gemischt, um die folgende Charge zu ergeben:

Bariumtitanatabfall	38.13 kg
SiO₂	4.95 kg
^Fe2°3	8.07 kg

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3 20 J., b

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-JW-

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Die Mischung wurde zu Tabletten gepreßt und in den Plasmaofen mit 0,72 kg/Min, mit einem Leistungsanstieg auf 200 kW geführt. Nachdem die Charge komplett geschmolzen war, wurde eine Gleichgewichtseinstellung während weiterer 15 Minuten gestattet, während der Verbleib des Plasma? aufrechterhalten wurde. Das Gewicht von produzierter Schlacke betrug 43,12 kg und an wiedergewonnenem Metall 7,3 kg. Das Gewicht von Metall nach der Einschmelze, um eingeschlossene Schlacke zu entfernen, betrug 6,746 kg. Die Zusammensetzung des eingeschmolzenen Metalls und den jeweiligen wiedergewonnenen Metallen war wie folgt:

% wiedergewonnenes Metall

80.3 94.2 scheinbarer Metallgewinn

Diese vorhergehenden Beispiele wurden in einem Plasmalichtbogenofen ausgeführt, der von der Technology Application Services Corporation von Nordcarolina, USA geliefert wurde. ·

Obwohl diese Beispiele sich spezifisch auf eine Charge von Bariumtitanat tragendem Edelmetall beziehen, kann das vorliegende Konzept der vorliegenden Erfindung auch auf andere Chargen angewandt werden, z.B. feuerfeste "Washcoats",

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	% Gew./Gew.
Pt	9.95 . .
Pd	19.75
Au	0.4
Ag	39.19'

die konventionell Aluminiumoxid aus metallischen und keramischen Substraten, auf Siliciumoxid basierende Materialien und Materialien, im Besonderen elektronische Materialien, die TiO^, ZrO„, Ce„O-,, La„CU (und andere Oxide der seltenen Erden), SiC, SUNa und Wismuth enthaltende elektronische Komponenten enthalten, einschließen können;

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Claims

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Bezeichnung der " '

Erfindung; Verfahren zur Wiedergewinnung von Edelmetallen

Patentansprüche;

1* Verfahren für die Wiedergewinnung von Edelmetallen, die auf feuerfesten keramischen Materialien gelagert oder darin enthalten sind, dadurch gekennzeichnet, daß es die Herstellung einer Charge in verteilter Form, die die erwähnten feuerfesten keramischen Materialien enthalten, die das Edelmetall, auf Wunsch ein Fluxmittei und auf Wunsch einen metallischen Kollektor tragen, so daß mindestens 2 Gew.% Edelmetall plus Kollektormetall (wenn vorhanden) vorliegen, das Unterwerfen der Charge einer Temperatur von mindestens 14OQ⁰C, um eine geschmolzene metallische Phase zu erhalten, die einen wesentlichen Anteil des erwähnten Edelmetalls und Kollektormetalls (wenn vorhanden) und eine keramische Rückstände und den Rest des Metalls enthaltende Schlackephase enthalten, und die Trennung der beiden Phasen umfaßt.

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2. Verfahren gemäß Anspruch 1, dadurch gekennzeichnet, daß ein Siliciumoxid enthaltendes Fluxmittel benützt wird.

3. Verfahren gemäß Anspruch 2, dadurch gekennzeichnet, daß auch Fe„O-, im Fluxmittel vorhanden ist.

4.. Verfahren gemäß Anspruch 1 oder 2, dadurch gekennzeichnet, daß die Charge auf eine Temperatur im Bereich 1500 - 1750°C erhitzt wird.

5. Verfahren gemäß jedem vorhergehenden Anspruch, dadurch gekennzeichnet, daß die Charge in einem Ofen mit hoher Hitzeintensität erhitzt wird.

6. Verfahren gemäß Anspruch 4, dadurch gekennzeichnet, daß der erwähnte Ofen'ein Plasmalichtbogenofen ist.

7. Verfahren gemäß Anspruch 5, dadurch gekennzeichnet, daß das Gas für den Plasmalichtbogenofen aus der Gruppe ausgewählt ist, die aus Argon, Helium, Stickstoff und Luft besteht.

3. Verfahren gemäß Anspruch 2, dadurch gekennzeichnet, daß der Fluxmittel-

gehalt der Charge bis zu 25 Gew.% des feuerfesten keramischen Material-

j gehalts der Charge beträgt.

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ο β · »

-3-

9. Verfahren gemäß Anspruch 7, dadurch gekonnzeichnet, daß dar FluxmH;fcol-. gehalt der Charge bis zu 10 Gew.% des feuerfesten keramischen Materialgehaltes der Charge beträgt.

10. Verfahren gemäß.einem vorhergehenden Anspruch, dadurch gekennzeichnet, daß der Kollektormateri'algehalt der Charge bei 2 bis 10 % des feuerfesten Materialgehalts der Charge liegt*

11. Verfahren gemäß einem vorhergehenden Anspruch, dadurch gekennzeichnet, daß die Kollektormaterialien aus der Gruppe Kupfer, Silber oder deren Mischungen ausgewählt sind.

12. Verfahren gemäß einem der Ansprüche 1 bis 11, dadurch gekennzeichnet,

daß das feuerfeste keramische Material zu fein verteilter Form durch Zermalmen oder dergleichen reduziert ist.

13. Verfahren gemäß Anspruch 12, dadurch'gekennzeichnet, daß das fein verteilte Material eine "Mesh"-Größe im Bereich von minus 10 bis minus 200 "Mesh" hat.

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-4-

.14. Verfahren gemäß Anspruch 12, dadurch gekennzeichnet, daß.das Material in fein verteilter Form mit dem oder den Fluxmitteln und dem Kollektormaterial vermischt wird, und die so hergestellte Charge verdichtet wird, um Chargepellets zu bilden.

' 15. Verfahren gemäß Anspruch 14, dadurch gekennzeichnet, daß 2 Gew.% eines Bindermaterials zur fein verteilten Charge zugesetzt werden.

16. Verfahren gemäß Anspruch 5, das ein schubweises Verfahren ist dadurch gekennzeichnet, daß die verteilte Charge in den Ofen durch den Plasmalichtbogen geführt wird und worin sich eine Entladung des Plasmalichtbogens während einer minimalen Aufenthaltszeit nach der Passage der gesamten Charge anschließt.

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