DE3234311A1 - Verfahren zur rueckgewinnung von metallen aus fluessiger schlacke - Google Patents
Verfahren zur rueckgewinnung von metallen aus fluessiger schlackeInfo
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Description
Die Erfindung betrifft ein Verfahren zur Rückgewinnung von Metalloxiden oder silikatgebundenen Metallen aus flüssiger
Schlacke in metallischer oder sulfidischer Form durch Reduktion mit kohlehaltigem Reduktionsmittel.
In der Nichteisen-Metallurgie wird ein Verfahren angewendet, welches als "slag-fuming" bekannt ist, um Zink und andere stark
flüchtige Metalle in Form von Oxiden aus flüssigen Schlacken zurückzugewinnen, welche von anderen Verfahren herstammen.
Dieses Verfahren wird im allgemeinen in der Weise durchgeführt, daß die flüssige Schlacke partienweise in einem Ofen behandelt
wird, dessen Wandungen normalerweise wassergekühlte Rohre aufweisen. Bei der Behandlung wird Kohlenstaub durch eine Anzahl
von Rohrleitungen in den unteren Teil des Ofens zusammen mit Luft in stöchiometrischer Mindermenge eingeblasen. Diese Luft
wird als Primärluft bezeichnet und verbrennt einen Teil des
Kohlenstaubs zu Kohlenmonoxid und liefert somit die Wärmeenergie, welche für die meisten endothermischen Reduktionsprozesse benötigt wird. Selbst die bedeutenden Wärmeverluste
durch die Ofenwandungen werden auf diese Weise gedeckt.
Der Rest des Kohlengehaltes im Kohlenstaub sowie Kohlenmonoxid und Wasserstoffgas aus der Kohle reduzieren dann alle Oxide
flüchtiger Metalle wie beispielsweise Zink, Blei, Zinn und Wismuth, die in der Schlacke vorhanden sind, wobei diese
Metalle Metalldampf bilden, welcher die Gasblasen begleitet, die durch die Primärluft und die Reaktionen erzeugt werden,
und zwar bis zur Oberfläche des Schlackenbades. Die Gasblasen enthalten Stickstoff, die beiden Oxide von Kohlenstoff, Wasser-
stoff und Wasserdampf sowie Dämpfe der erwähnten Metalle. Der Teildruck für diese Metalle ist jedoch extrem niedrig und da
der Teildruck für Kohlendioxid und Wasserdampf beträchtlich ist, ist es unmöglich, den Zinkdampf zu flüssigem Metall zu
kondensieren, da eine Reoxidierung nicht verhindert werden kann. Für die anderen Metalle ist der Teildruck gewöhnlich
viel zu niedrig, um eine Kondensation zu erlauben. In der Praxis handelt es sich bei Zink um das in den größten Mengen
vorkommende Metall sowie um das Metall, welches wirtschaftlich rückgewinnungswürdig ist.
Der Atmosphäre über dem Schlackenbad wird Sekundärluft in derartigen
Mengen zugeführt, daß eine vollständige Verbrennung des Kohlenmonoxids und des Wasserstoffgases gewährleistet ist,
zusammen mit Metalldämpfen, welche im Abgas eine Suspension feiner Teilchen bilden. Eine Wärmemenge wird freigegeben,
welche im wesentlichen der Verbrennungswärme im zugeführten Kohlenstaub gleichwertig ist, und diese Wärme wird im allgemeinen
^n einem Abhitzekessel für die Dampferzeugung zurückgewonnen.
Wenn auch die gesamte Einrichtung als Dampferzeuger angesehen werden kann, in welchem die Reduktion der Metalloxide
nur zur Wärmeübertragung beiträgt, muß doch festgestellt werden, daß diese Einrichtung als Dampferzeuger einen beträchtlich
geringeren Wärmewirkungsgrad besitzt als herkömmliche Einrichtungen.
Der "s^ag-fuming"-Prozeß wird gewöhnlich chargenweise durchgeführt,
wobei eine Charge so lange behandelt wird, bis der Wert der zurückgewonnenen Oxide zuzüglich des Wertes des er-
haltenen Dampfes den Kosten des Kohlenstaubs zuzüglich weiterer Kosten entspricht. Gegen Ende einer Behandlung steigt der
spezifische Kohleverbrauch pro Tonne Zink extrem schnell an. Wenn die Behandlung kontinuierlich erfolgen würde, wäre es
erforderlich, mit einem geringen Zinkgehalt in der Schlacke zu arbeiten, wobei der spezifische Kohleverbrauch etwa doppelt
so hoch wie durchschnittlich ist. Der Durchschnittswert beträgt etwa 2 t Kohlenstaub/t Zink.
Wenn auch in vielen Fällen das vorgenannte Verfahren in wirtschaftlicher
Hinsicht durchaus zufriedenstellende Ergebnisse zeitigt, hat es den wesentlichen Nachteil, daß das erhaltene
Oxidgemisch, d. h. das hinter dem Abhitzekessel ausgefilterte Produkt, das Zink und andere Metalle in Form von Oxiden enthält,
eine relativ geringwertige Form von Metallkonzentrat, welches einer weiteren Reduktion unterworfen werden muß, um
den vollen Wert der Metalle zu extrahieren. Außerdem ist für die Wirtschaftlichkeit des Verfahrens die weitere Verwendung
des erhaltenen Dampfes erforderlich.
Die Erfindung hat sich die Aufgabe gestellt, ein Verfahren anzugeben, mittels welchem der Metallgehalt in der Schlacke
angereichert werden kann, um Metalle oder Sulfide zurückzugewinnen .
Diese Aufgabe löst die Erfindung nach einem Verfahren der
eingangs genannten Art im wesentlichen dadurch, daß die zur Einhaltung der Temperatur und zur Durchführung der Reduktion
und Sulfidisierung erforderliche Wärmeenergie dadurch erzeugt
wird, daß in einem Plasmabrenner vorgewärmtes Gas unter die Oberfläche des Schlackenbades eingeblasen wird, daß anschließend
der Dampf flüchtiger Metalle in an sich bekannter Weise in einem Kondensator kondensiert wird und die entstandenen nichtflüchtigen Metalle und Sulfide in Form von Schmelzperlen aufgefangen
werden, welche man aus der Schlacke ausscheiden läßt.
Die Erfindung beruht auf dem gleichen Prinzip, welches vorstehend für die Reduktion selbst beschrieben wurde, durch
Reaktion von festem Kohlenstoff oder Kohlenmonoxid mit in der Schlacke gelösten Metalloxiden, unterscheidet sich jedoch
vollkommen im Hinblick auf die Wärmezufuhr. Eine gewisse Menge des Abgases wird zurückgeführt und stark überhitzt, indem es
durch einen Plasmabrenner hindurchgeleitet wird, in welchem eine elektrische Entladung erfolgt, wodurch das Gas einen
Energiegehalt von etwa 5,5 kWh/Nm beispielsweise erhält. Das heiße Gas wird in die Schlacke durch ein wassergekühltes Rohr
eingeblasen und an der gleichen Stelle wird Kohlenstaub in die Schlacke eingeblasen, und zwar ebenfalls mit Hilfe des
Zirkulationsgases. Dämpfe der zurückzugewinnenden flüchtigen Metalle werden in den Gasblasen in der für den "slag-fuming"-Prozeß
beschriebenen Art aufgefangen, wobei der Unterschied erfindungsgemäß darin besteht, daß die Gasmischung nicht über
der Badoberfläche verbrannt wird, sondern verwendet wird, um die Metalle in einem Kondensator zu flüssigem Metall zu kondensieren.
Nicht ohne weiteres verflüchtigte Metalle werden als Tropfen ausgeschieden und man läßt sie sich absetzen.
Da keine Verbrennung von Kohlenstoff mit Sauerstoff aus der Luft erfolgt, wird der Kohlenstoff lediglich durch die Menge
an reduzierbaren Oxiden, welche in der Schlacke vorkommen, verbraucht,
und in gewissem Ausmaße durch Kohlendioxid und Wasserdampf im Trägergas. Die Reduktions-Reaktionen verlaufen
endothermisch und die Geschwindigkeit, mit der die Reduktionen stattfinden, hängt daher nicht nur von der Zufuhr an Kohlenstaub
ab, sondern auch von der durch das heiße Zirkulationsgas zugeführten Wärme, welche sowohl die benötigte Reaktionsenergie
wie die Wärmeverluste durch die wassergekühlten Wandungen decken muß.
Die Reduktions-Reaktionen verlaufen etwas anders, wenn flüchtige!
Metalle wie Zink und Metalle wie Chrom, welche schwierig zu reduzieren sind, zurückgewonnen werden sollen oder wenn die
Forderung dahin geht, nur nicht ohne weiteres verflüchtigte, relativ leicht reduzierte Metalle wie Eisen und Blei zurückzugewinnen.
Für Zinkdampf verschiebt sich das Gleichgewicht der Reaktionen
ZnO + CO = Zn + CO0 g 2
und
ZnO + H2 = Zn + H2O
bei hohen Temperaturen, d. h. oberhalb von etwa 1000 C nach rechts, während es sich bei niedrigeren Temperaturen nach links
verschiebt, was besagt, daß es schwierig ist, Zinkdampf in Gegenwart von Kohlendioxid und insbesondere von Wasserdampf zu
kondensieren. In derartigen Fällen muß daher berechnet werden,
daß nur der Kohlegehalt im Reduktionsmittel, beispielsweise Steinkohle, eine Reduktionswirkung besitzt, d. h. die gesamte
Reduktion von Zinkoxid entsprechend der allgemeinen Reaktionsformel
ZnO + C = Zn +CO
stattfindet. Kohlendioxid und Wasserdampf werden zu Kohlenmonoxid und Wasserstoffgas reduziert. Der Wasserstoffgehalt
der Steinkohle findet sich als Wasserstoffgas im Abgas wieder.
Aus diesem Grunde sollte vorzugsweise gasarme Kohle verwendet werden. Dies gilt für Metalle, welche schwierig zu reduzieren
sind, welche zu Kohlendioxid und Wasserdampf oxidiert werden.
Wenn die Forderung lediglich darin besteht, leicht reduzierte Metalle zurückzugewinnen, ist eine gewisse Menge von Kohlendioxid
und Wasserdampf im Abgas erlaubt. In diesem Fall kann gasreiche Kohle mit Vorteil verwendet werden.
Die Erfindung wird nachstehend eingehender unter Bezugnahme auf ein durchgeführte Versuche erläuterndes Beispiel beschrieben.
In den Versuchen wurde eine Schlacke behandelt, welche 16 % Zn und 2 % Pb bei einer Temperatur von 1250 °C enthielt. Die nach
dem Versuch zurückbleibende Schlacke enthielt 2,6 % Zn und 0,06 % Pb, d. h. 140 kg Zink und 19 kg Blei wurden pro Tonne
Schlacke zurückgewonnen. Der verwendete Kohlenstaub enthielt Kohle und Wasserstoff in einem Gewichtsverhältnis von 6 : 1 und,
da der Wasserstoffgehalt des Kohlenstaubes nicht an der Reduktion teilnimmt und da der gesamte Kohlenstoff Kohlenmonoxid
im Abgas bilden muß, ist das Volumenverhältnis CO:H2 = 1.
Das im Plasmabrenner erhitzte Gas besitzt einen Energiegehalt von 5,5 kWh/Nm , was etwa 100 Mcal/kmol Gas äquivalent ist.
Außerdem wird das Zirkulationsgas zum Einblasen des Kohlenstaubes verwendet und eine Menge von 20 % des heißen Trägergases
wird für diesen Zweck benötigt.
Die Austritte der Schlacke bilden 75 % des Gewichtes der eintretenden
Schlacke. Da die austretende Schlacke etwas wärmer ist als die eintretende, wird der Einfachheit halber mit der
gleichen Enthalpie für gleiche Schlacken gerechnet.
Nach einer empirischen Zahl aus dem herkömmlichen "slag-fuming"
wird der Wärmeverlust durch die wassergekühlten Ofenwände mit 500 Mcal/t-Schlacke während einer Zeitspanne von 2 Stunden
geschätzt, und da die Behandlungszeit bei dem erfindungsgemäßen Verfahren etwa 1 h beträgt, werden die Wärmeverluste mit
250 Mcal/t Schlacke eingesetzt.
Als Berechnungsgrundlage wurden 1000 kg Schlacke eingesetzt.
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Zink, 140 kg 119
Blei, 19 kg 3
2,1 | kmol | Zinkdampf | Energie |
0,1 | Il | Bleidampf | Wärme |
2,2 | Il | CO | |
2,2 | Il | H2 | |
X | Il | Trägergas, | |
0,2 | Il | Trägergas, | |
80
21 20 9,3 X
1 ,9 X
248 + 11,2 X
248 + 11,2 X + 250 = 100 X
X = 5,6 kmol, entsprechend 125,4 Nm
Volumen des Abgases: 13,3 kmol.
2,1/13,3 = 15,8 % Zn im Gas zum Kondensator
Der Energiebedarf betrug 560 Mcal/t Schlacke, entsprechend
400 Mcal/t Zink oder 4650 kWh/t Zink als Metall. Bei einem thermischen Wirkungsgrad von 85 % im Plasmabrenner beträgt
der Verbrauch an elektrischer Energie 5470 kWh/t Zink. Es muß jedoch darauf hingewiesen werden, daß nach der Kondensation
des Zinks das Abgas einen beträchtlichen Wärmegehalt besitzt.
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Zvim Vergleich kann darauf hingewiesen werden, daß bei dem herkömmlichen
"slag-fuming" der Energieverbrauch etwa 14 000 Meal
oder etwa 16 000 kWh/t Zink als Zinkoxid beträgt, wobei es
sich bei dieser Energie um reine Wärmeenergie handelt. Für die elektrolytische Erzeugung von metallischem Zink aus derartigen
Oxiden werden zusätzlich etwa 4000 kWh/t Zink in Form von elektrischer Energie benötigt.
Es darf darauf hingewiesen werden, daß durch Zufuhr der Energie in Form von plasmaerhitztem Gas die optimale Temperatur für
die Reduktion gewählt werden kann. Da außerdem ein höherer Teildruck für das CO-Gas verwendet wird - verglichen mit dem
"slag-fuming" - wird die Reduktion selbst dann erleichtert, wenn der Zinkgehalt in der Schlacke niedrig ist, so daß das
Verfahren schneller abläuft.
Außerdem, wenn der Zinkgehalt in der Schlacke sinkt, schlägt sich dies lediglich in einer langsamen Abnahme des Zinkgehaltes
im zu kondensierenden Gas nieder. Dies bedeutet, daß ein kontinuierlicher Betrieb vorteilhaft ist, da die metallreiche
Schlacke zugesetzt wird, wenn die verarmte Schlacke abgezogen wird, so daß der Kondensator unter konstanten Bedingungen
arbeitet, was zur Erzielung einer guten Ausbeute in diesem Teilprozeß erforderlich ist.
Die Erfindung ist jedoch nicht auf die hier beschriebenen Ausführungen beschränkt. Gemäß einer anderen Ausführung kann
das Reduktionsmittel in Form von Koks od. dgl. von oben her auf die Oberfläche des Schlackenbades gebracht werden. In dem
KIVCET-Ofen wird Wärme durch Elektroden zugeführt, welche in
das Schlackenbad eingetaucht werden und keinerlei Turbulenz verursachen. Das Entzinken ist daher sehr unvollständig. Erfindungsgemäß
wird durch das Einblasen des heißen Gases eine äußerst kräftige Turbulenz erzeugt, wie dies für eine hohe
Zinkausbeute erforderlich ist. Wenn die Schlacke Schwefel enthält, kann armer Kupferstein ausgeschieden werden, und
wenn nicht, kann Schwefel enthaltendes Material in die Schlacke eingeblasen werden, um armen Kupferstein zu erhalten.
Nach einem weiteren Durchführungsbeispiel kann Oxid enthaltendes Material in die Schlacke zusammen mit dem Kohlenstaub
geblasen werden, wie beispielsweise erstarrte Schlacke oder Oxidkonzentrat, um die Anlage für unterschiedliche Rohprodukte
verwenden zu können. Dieses Oxid enthaltende Material kann auch von oben her dem Schlackenbad zugeführt werden. Sulfid
enthaltende Zusätze können auch auf diese Weise behandelt werden. Naturgemäß muß die Zufuhr an Energie und Reduktionsmittel
eingestellt werden, um eine gleichwertige Behandlung dieser Stoffe und der Schlacke zu ermöglichen.
Nach einem weiteren Ausführungsbeispiel der Erfindung können Metalle oder Sulfide, welche nicht leicht flüchtig werden,
aus der Schlacke reduziert werden. Diese werden dann in feinen Tropfen in der Schlacke aufgefangen und können entweder im
tatsächlichen Reduktionsofen oder in einem Vorherd ausgeschieden werden, welchen die Schlacke nach dem Abstich durchläuft.
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Ein Anwendungsgebiet der Erfindung ist die Behandlung von kobaltreichen Konverterschlacken aus der Kupfer- und Nickelindustrie.
Während des Schmelzens von armem Kupferstein wird Kobalt im armen Kupferstein ebenso wie Kupfer und Nickel angehäuft,
da jedoch Kobalt eine wesentlich größere Affinität zu Sauerstoff als Kupfer und Nickel hat, verwandelt sich, wenn
der Kupferstein in den Konzentration-Kupferstein geblasen wird, eine beträchtliche Kobaltmenge in Schlacke mit dem Eisen.
Normalerweise wird die umgewandelte Schlacke einer gewissen Reduktion in einem elektrischen Lichtbogenofen unterworfen,
wobei sie mit Koks behandelt wird, der an der Oberfläche liegt. Die Turbulenz ist jedoch unzureichend, um nur eine annähernd
vollständige Rückgewinnung des Kobaltgehaltes in dem durch getrennte Metalle und den Schwefelgehalt der Schlacke gebildeten
armen Kupferstein zu erreichen.
Wenn statt dessen eine spezifische Menge kohlenstoffhaltigen
Reduktionsmittels zusammen mit einer gleichen spezifischen Menge sulfidischen Materials eingeblasen wird, während gleichzeitig
Wärme in Form von plasmaerhitztem Abgas zugeführt wird, kann infolge der kräftigen Turbulenz im Schlackenbad das Ausmaß
der Reduktion ausgeglichen werden, so daß nicht zu viel Eisen herausreduziert wird, was zu einem zu geringwertigen Kobalt-Kupfer-Stein
führen würde. Der Schwefelgehalt des Steins kann auch auf diese Weise bestimmt werden und damit auch die Rückgewinnung
von Kobalt aus Konverterschlacke optimiert werden.
Ein weiteres Anwendungsgebiet der Erfindung ist die Behandlung von Schlacken, die beim autogenen Schmelzen von Kupferkonzen-
ΟΔΟHO I I
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trat, d. h. ohne Zusatz von Brennstoff, anfallen. Diese Schlacken enthalten so viel Kupfer, daß sie nicht als endgültige
Schlacken angesehen werden können, so daß sie entweder durch langsame Verfestigung, Schleifen und Flotations-Anreicherung
oder durch Lichtreduktion und Sulfidisierung in einem Lichtbogenofen behandelt werden. Das erste Verfahren ist
kostenaufwendig, doch das zweite ist nicht besonders effektiv, da die Turbulenz unzureichend ist, um ein Gleichgewicht zu
erreichen. Bessere Resultate werden durch Einsatz des erfindungsgemäßen Verfahrens erreicht, indem Reduktions- und
SuIfidierungsmittel eingeblasen werden und Energie durch plasmaerhitztes Abgas zugeführt wird. Da diese Schlackenart
oftmals Zink enthält, erlaubt dieses Verfahren auch die Rückgewinnung von Zink in flüssiger Form.
Ein weiteres Beispiel einer geeigneten Anwendung der Erfindung ist die Behandlung von Edelmetalle enthaltendem Schwefelkies.
Nach dem Totrösten werden die Edelmetalle normalerweise mit Cyanid aus dem Silizium ausgewaschen. Sie können nach
Chlorieren-Rösten ausgewaschen werden, doch sind diese Verfahren,
welche eine Kombination von Pyrometallurgie und Hydrometallurgie darstellen, kompliziert und daher kostspielig.
Außerdem können auf diese Weise Platinmetalle nicht zurückgewonnen werden. Die vorgenannten Nachteile werden durch Einsatz
des erfindungsgemäßen Verfahrens überwunden. Das Röstmaterial wird in ein Schlackenbad geblasen, durch Zufuhr des
umlaufenden plasmaerhitzten Abgases warm gehalten, und zwar zusammen mit einem Bleioxid enthaltendem Material und ausreichend
kohlestoffhaltigem Reduktionsmittel für das gesamte her-
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auszureduzierende Blei und so viel an Eisen als dem Schwefelgehalt
der Charge entspricht. Dadurch wird eine Bleischmelze erhalten, welche die gesamten Edelmetalle absorbiert und außerdem
die gebildeten Metallsulfide löst. Wenn, was oftmals der Fall ist, die gerösteten Pyrite auch geringe Mengen anderer
Schwermetalle wie beispielsweise Kupfer und Zink enthalten, muß der Schwefelzusatz naturgemäß derart eingestellt werden,
daß diese Metalle ebenfalls Sulfide bilden können, welche sich entweder in der Bleischmelze lösen oder eine spezielle
Steinphase bilden.
Nach dem Abstich oder in Verbindung damit wird die Bleischmelze abgetrennt und erneut zur Behandlung verwendet, um die wertvollen
Metalle durch bekannte Verfahren zurückzugewinnen, bei denen das Blei desorbiert und in Bleioxid umgewandelt werden
muß. Dieses Bleioxid kann zweckmäßigerweise als das Material verwendet werden, welches Blei enthält und in das Schlackenbad
eingeblasen werden muß.
Der möglicherweise gebildete Kupferstein kann einen gewissen Gehalt an Edelmetallen insbesondere Gold haben, doch läßt sich
dies ohne weiteres durch Behandlung in bekannter Weise zurückgewinnen .
Nach überführung in einen zweiten Ofen gleicher Ausführung
kann die mit Eisen angereicherte Schlackenschmelze, die für die Herstellung von Roheisen erhalten wurde, durch Einblasen
eines Reduktionsmittels behandelt werden. Keines der eingangs
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erwähnten Verfahren erlaubt die Verwendung des Eisengehalts in den Pyriten, was daher ein weiterer großer Vorteil der Erfindung
ist.
Das erfindungsgemäße Einblasen des Oxidmaterials zusammen mit
einer spezifischen Menge an Reduktionsmittel bietet eine Reduktionsselektivität,
welche durch keine andere metallurgische Methode überboten wird. Dies ist besonders wichtig, wenn Röstgut
aus Mischkonzentraten behandelt wird, welche aus komplexem Sulfidmineral hergestellt werden und Sulfide von Zink, Kupfer
und Blei sowie selbst Eisen enthalten, wobei dieser letztgenannte Bestandteil eine Behandlung dieser Konzentrate in herkömmlichen
Metallbetrieben schwierig macht. Während der erfindungsgemäßen Behandlung in einem Schlackenbad kann die Reduktion
derart ausgeglichen werden, daß nur die gewünschte Menge an Eisen in der Steinphase, in welcher der Kupfer angehäuft ist,
herausreduziert wird und wobei der Schwefelgehalt der Charge ebenfalls auf die Zusammensetzung dieser Phase eingestellt
werden muß. Zink ist nahezu ständig als vorherrschendes Nichteisenmetall im Mischkonzentrat vorhanden und wird aus dem Abgas
in Form von flüssigem Zink kondensiert. Wenn auch der Kupfergehalt hoch ist, kann es ratsam sein, das Kupfer in einer eisenhaltigen
Form, die als Schwarzkupfer bekannt ist, zurückzugewinnen, anstatt in der Form von Kupferstein, da ein hoher
Schwefelgehalt in der Charge die Rückgewinnung von Zink in flüssiger Form komplizieren kann. Wenn andererseits der Kupfergehalt
gering ist, kann das Kupfer im Blei gelöst werden statt eine Steinphase zu bilden.
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Bei niedrigem Bleigehalt sollte das Blei vorzugsweise in dem Kupferstein oder Schwarzkupfer gelöst werden. Wenn die Charge
Arsen und/oder Antimon enthält, kann es ratsam sein, den Schwefelgehalt niedrig zu halten, so daß diese Elemente in
eine Speise oder sonstwie gebunden werden können, da sie so flüchtig sind, daß sie den Zinkdampf begleiten und das flüssige
Zink verschmutzen würden.
Ein weiteres Beispiel einer Anwendung der Erfindung ist die Herstellung von hochwertigem Ferrochrom aus geringwertigem
Erz.
Das billigste Rohmaterial ist feinkörnig und hat ein Chrom/Eisen-Verhältnis
von etwa 1 : 8. Es muß gesintert oder pellitisiert werden, ergibt jedoch immer noch ein Ferrochrom, welches nur
etwa 50 % Cr nach der Reduktionsschmelze mit Koks enthält. Zwei plasmabeheizte Schlackenöfen der bereits beschriebenen Ausbildung
werden zur Durchführung des erfindungsgemäßen Verfahrens verwendet. Das feinkörnige Chromerz oder Konzentrat wird in den
ersten Ofen zusammen mit einem Schlackenbildner und einer unzureichenden Menge an kohlehaltigem Reduktionsmittel eingeblasen,
woraufhin so viel Eisen herausreduziert wird, daß die Schlacke ein Chrom/Eisen-Verhältnis von etwa 3 erreicht und ein annehmbares
Roheisen abgezapft werden kann. Diese Schlacke läßt man nun in den zweiten Ofen fließen, in welchem ausreichend Reduktionsmittel
verwendet wird, um das gesamte Eisen und den Hauptteil des Chroms reduzieren zu können, so daß ein hochwertiges
Ferrochrom mit etwa 70 % Cr erhalten wird. Dieses Verfahren hat l
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infolgedessen eine Reihe von Vorteilen, und zwar kann Rohmaterial mit schlechtem Chrom/Eisen-Verhältnis verwendet werden,
das Rohmaterial braucht nicht agglomerisiert zu werden, es kann jegliche Art eines kohlehaltigen Reduktionsmittels verwendet
werden und der Eisenüberschuß im Rohmaterial kann als Roheisen verwendet werden.
Claims (7)
1. Verfahren zur Rückgewinnung von Metalloxiden oder silikatgebundenen
Metallen aus flüssiger Schlacke in metallischer oder sulfidischer Form durch Reduktion mit kohlehaltigem Reduktionsmittel,
dadurch gekennzeichnet, daß die zur Einhaltung der Temperatur und zur Durchführung der Reduktion
und Sulfidisierung der erforderlichen Wärmeenergie durch Einblasen
Andrejewslci, Honke & Partner, Patentanwälte in Essen
von in einem Plasmabrenner vorgewärmtem Gas unter die Oberfläche
des Schlackenbades erzeugt wird, woraufhin der Dampf aus flüchtigen Metallen in an sich bekannter Weise in einem Konden-
: sator kondensiert wird, wobei die nichtflüssigen Metalle und
entstandenen Sulfide in Form von Schmelzperlen gesammelt werden, welche aus der Schlacke ausgeschieden werden.
2. Verfahren nach Anspruch 1, dadurch gekennzeichnet, daß ein kohlehaltiges Reduktionsmittel gleichzeitig mit dem plasmaerhitzten
Gas in die Schlacke eingeblasen wird.
3. Verfahren nach Anspruch 1, dadurch gekennzeichnet, daß ein festes kohlehaltiges Reduktionsmittel auf die Oberfläche des
Schlackenbades gebracht wird.
4. Verfahren nach Anspruch 1, dadurch gekennzeichnet, daß ein schwefelhaltiges Sulfidisierungsmittel gleichzeitig mit dem
plasmaerhitzten Gas in die Schlacke eingeblasen wird.
5. Verfahren nach Anspruch 1, dadurch gekennzeichnet, daß ein festes oder flüssiges SuIfidisierungsmittel auf die Oberfläche
des Schlackenbades eingebracht wird.
6. Verfahren nach den Ansprüchen 1 bis 5, dadurch gekennzeichnet, daß die Schlackenbehandlung kontinuierlich durchgeführt
wird.
7. Verfahren nach den Ansprüchen 1 bis 4, dadurch gekennzeichnet, daß während der Behandlung der flüssigen Schlacke weiteres
Sauerstoff enthaltendes Material eingebracht wird und einer :
gleichen Behandlung unterzogen wird.
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