DE3612114A1 - Verfahren und vorrichtung zur abtrennung von fluechtigen und nichtfluechtigen metallen - Google Patents

Verfahren und vorrichtung zur abtrennung von fluechtigen und nichtfluechtigen metallen

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Description

Die Erfindung betrifft ein Verfahren und eine Vorrichtung zum gleichzeitigen Abtrennen von flüchtigen und nichtflüchtigen Metallen wie Zink, Blei und Kupfer, die in Abfallprodukten enthalten sind, die bei der Her­ stellung von Zink, Messing und Stahl und bei minderwertigen Zinkerzen anfallen.
Bei der Herstellung von herkömmlich verwendetem Zink, Kupfer, Messing und Stahl entstehen Abfallprodukte, die Mischungen von Metallen und Metalloxiden und andere nichtmetallische Bestandteile enthalten.
Diese Abfallprodukte fallen manchmal in Form von Schaum oder Asche beim Schmelzen und Feinen von Metallen an. Egal in welcher Form stellen diese Abfallprodukte ein Umweltrisiko dar und machen besondere Beseitigungen erforderlich, weil viele von ihnen laugungsfähig sind und ins Grundwasser eindringen können. Daher können diese Abfallprodukte zur Beseitigung nicht einfach abgekippt werden.
Andererseits enthalten diese Abfallprodukte im allgemeinen Metalle, die von wirtschaftlichem Wert sind, vorausgesetzt sie können wirtschaftlich abge­ trennt werden.
Es sind zahlreiche Trennverfahren zur Gewinnung von Metallen aus Abfallprodukten bekannt, aber diese erfordern grundsätzlich mehrstufige Verfahren, die relativ teuer in bezug auf den Wert des gewonnenen Metalles sind.
Darüber hinaus erfordert die Gewinnung von Zink aus minderwertigen Zinkerzen, die nach dem Rösten und Kalzinieren im wesentlichen Zinkoxid enthalten, einen hohen Prozentsatz an Zink enthaltendem Material zur wirtschaftlichen Gewinnung von Zink aus diesen Erzen.
Diese Erze erfordern normalerweise eine beträchtliche Anzahl an Konzentrationsstufen, um den Zinkgehalt aufzubereiten. Komplexe Zinkerze wie Zinksilikat und Zink-Eisenkomplexe bewirken eine wesentlich schwierigere Gewinnung, und sie wurden daher für gewöhnliche für herkömmliche Verfahren als Zinkerze verworfen.
Diese Erze können für die vorliegende Erfindung mit nur minimaler Vorbereitung als Ausgangsmaterialien benutzt werden.
Die Erfindung betrifft somit ein wirtschaftliches und relativ einfaches Verfahren bzw. eine Vorrichtung zur Gewinnung und Abtrennung von bestimmten Metallen, insbesondere Zink und Kupfer aus Abfallprodukten, sowie von minderwertigen und bestimmten komplexen Zinkerzen, die auf Standardprozesse nicht ansprechen und auch von Materialien, die normalerweise von geringem Wert sind, und dieses Verfahren überführt gleichzeitig Materialien, die toxisch oder gefährlich sind, in solche Materialien, die nicht toxisch und kommerziell nutzbare Rückstände sind.
Die Erfindung ist besonders zweckmäßig für die gleich­ zeitige Erzeugung von handelsüblichen Zinkprodukten, handelsüblich nutzbaren Kupferlegierungen und nichtgiftigen, handelsüblichen Schlackenrückständen.
Der Erfindung liegt die Aufgabe zugrunde, ein Verfahren zu schaffen, zum Umwandeln von metallischen Abfallprodukten, die in Form von Staub oder feinen Teilchen vorliegen können, wobei dieses Material in dieser Form als kontinuierliche Charge in den unteren Reaktor eingeführt wird, wo es der Hitze eines Plasmagenerators ausgesetzt wird.
Die Erfindung soll auch eine wirtschaftliche Alternative zum Lagern oder Abkippen von toxischen Abfallprodukten bieten, die brauchbare Metalle wie Blei und Zink enthalten, zur Gewinnung von Zink, Blei, Kupfer und dgl. aus oxidierten Metallabfallprodukten aus Zink-, Kupfer- oder Messingerzeugungsverfahren.
Mit der Erfindung soll auch eine vertikale Aufwärtsbe­ wegung der Dämpfe flüchtiger Metalle geschaffen werden, so daß die Bleidämpfe expandieren und kondensieren in einer oberen Rückflußkammer und dann abwärts tropfen durch den mit Kohlenstoff gefüllten Schacht. Hierdurch wird der Fluß des Dampfes und die Kondensation verein­ facht und abgekürzt. Außerdem wird durch den Durchgang durch den mit Kohlenstoff gefüllten Schacht eine zusätzliche Reduktion und Wäsche erreicht.
Im einzelnen enthält die Vorrichtung einen vertikal angeordneten Schacht, an dem am unteren Ende eine ver­ größerte Reaktionskammer und am oberen Ende eine ver­ größerte Rückflußkammer angeschlossen ist.
Pulverige Mischungen von Metallen und metallischen Oxiden und dgl. werden zusammen mit Koks oder einem anderen geeigneten kohlenstoffhaltigen Material und Luft oder Sauerstoff kontinuierlich in die untere Reak­ tionskammer eingeführt.
Dort wird das Material der intensiven Hitze eines Lichtbogenplasmabrenners ausgesetzt, der einen Plasma­ lichtbogen sowie Hitze infolge des Elektronenflusses zwischen dem Plasmabrenner und der Anode erzeugt. Diese intensive Hitze und die reduzierenden Gase, die durch den eingeführten pulverisierten Kohlenstoff und die Luft gebildet werden, sind für die Reduktionsreaktion verantwortlich, die gleichzeitig mit dem Schmelzen der nicht flüchtigen Materialien wie Kupfer, Eisen, Edelmetallen usw. stattfindet und der Verdampfung der flüchtigen Metalle wie Zink und Blei.
Das geschmolzene Metall fließt aufgrund der Schwere zum Boden der unteren Reaktionskammer und erzeugt dort einen Puddel oder ein Bad aus geschmolzenem Metall. Die in der Reaktionskammer erzeugte Schlacke bildet darauf eine Schicht. Währenddessen steigt der flüchtige Metalldampf nach oben durch den vertikalen Schacht in die Rückfluß- oder Kondensationskammer.
Der Schacht ist mit einer Mischung aus metallischen Teilchen gefüllt, die wenig oder keine Oxide enthalten, gemischt mit Kohlenstoffmaterial wie Koks, so daß die Dämpfe einer Reduktionsreaktion und einem Wascheffekt ausgesetzt werden, während sie durch den Schacht hindurchströmen. Die Füllung des Schachtes wird dadurch erreicht, daß das die Füllung bildende Material oben in die Rückflußkammer eingegeben wird, von wo aus es in den oberen Teil des Schachtes tropft. Die Rückfluß­ kammer ist normalerweise abgedichtet, um den Austritt von Druck oder den Eintritt von Luft zu verhindern.
Die periodischen Passagen des Materials durch die Rückflußkammer in den oberen Teil des Schachtes absorbieren die aufsteigende Wärme und kontrollieren den Temperaturbereich innerhalb dieser Kammer. Auch der Druck in der Kammer wird in einem Bereich kontrolliert.
Dadurch, daß die Hitze und der Druck in der Rückflußkammer in einem vorgeschriebenen Bereich gehalten werden, kondensiert das Blei, nicht aber das Zink, und die Bleidämpfe setzen sich an den Bleikeimen an und bilden Tropfen, die zurück nach unten durch den Schacht in das Bad in der Reaktionskammer tropfen. Die sich abwärts bewegenden Bleitropfen nehmen auf­ steigendes freies Blei mit, daß durch den sich aufwärts bewegenden Dampf mitgetragen wird.
Der Zinkdampf, wie auch die anderen metallischen Dämpfe wie Kadmium und möglicherweise geringe Mengen an Bleidampf, der nicht kondensiert ist, werden aus der oberen Kammer durch einen Auslaß abgesogen, wobei diese über ihre Länge geführt werden können, um die Dampftem­ peratur zu senken. Die Dämpfe gelangen dann in einen herkömmlichen Kondensator mit einer Temperatur kurz über der Kondensationstemperatur. Dort werden die Dämpfe in brauchbaren, handelsüblichen Zink kondensiert, der kleine Mengen an Blei, Kadmium und dgl. enthält. Dieses Produkt kann so genutzt werden oder es kann eine weitere Reinigung folgen, um die Reinheit des Zinks zu erhöhen oder die darin enthaltenen anderen Metalle zu gewinnen.
Durch geeignete Kontrolle der Menge an Kupfer enthaltendes Material, die in den Reaktor chargiert wird, und zwar durch die pulverisierte Charge in den unteren Reaktor oder durch Einschluß des metallischen Materials, das in den oberen Bereich des Reaktors eingefüllt wird, kann eine handelsübliche Kupferlegierung in dem Bad in der unteren Reaktorkammer erzeugt werden. Das Bad kann periodisch abgestochen werden, um das geschmolzene Metall zu entfernen, das entweder als handelsübliches Material oder alternativ weiter gereinigt oder legiert verwendet werden kann. Schließlich können Edelmetalle, die nicht flüchtig sind und die in das Bad fließen, durch bekannte Verfahren abgetrennt werden.
Die Schlacke, die sich während der Reaktion bildet, ist ungiftig und kann daher abgestochen und zur Erstarrung gebracht werden, und es kann beispielsweise als Füllmaterial verwendet werden. Auch besteht die Möglichkeit, es ohne besondere Lagerbedingungen abzukippen, wie dies bei der Handhabung oder Lagerung von gefährlichen Abfällen notwendig wäre.
Das Verfahren nutzt eine sehr hohe Temperatur, d.h. die intensive Hitze, die der Plasmabrenner erzeugt, unter­ stützt von der Wärme aus der chemischen Reaktion und dem Elektronenfluß.
Zu diesem Zweck können ein oder mehrere Plasmabrenner in der Reaktionskammer benutzt werden und eine oder mehrere Anoden sind in dem Boden der Kammer so angeordnet, daß die Anode von dem Kupferbad bedeckt ist. Auf diese Weise geht der Elektronenfluß durch das geschmolzene Kupfer, das einen relativ geringen Wider­ stand gegen den Elektrodendurchtritt besitzt und unterstützt die Hitzeerzeugung durch den Elektronenfluß. Dieser Typ des Plasmaerzeugers erzeugt daher Hitze mit sehr hohem Wirkungsgrad.
Die intensive Hitze in einer vollständig reduzierenden Atmosphäre bewirkt die Reduktion, das Schmelzen und die Verdampfung gleichzeitig.
Das erfindungsgemäße Verfahren kann auch für andere Metallverbindungen angewandt werden, z,B. Metallchloride usw. Das Verfahren ist - wie angegeben - auch geeignet für die Verarbeitung von minderwertigen Zinkerzen, die 40% oder weniger Zink, insbesondere in Form von Zink­ silikaten und anderen Komplexen enthalten.
Die Erfindung soll nachfolgend anhand der Zeichnungen erläutert werden. Dabei zeigt:
Fig. 1 einen schematischen Querschnitt des Reaktors und der externen Kondensationsvorrichtung und
Fig. 2 einen schematischen Querschnitt in Richtung des Pfeiles 2-2 in Fig. 1.
Der Reaktor 10 weist einen vertikalen Schacht 11 auf, dessen unteres Ende sich in eine untere Reaktionskammer 12 öffnet. Das obere Ende des Schachtes geht in eine obere Rückflußkammer 13 über.
Die obere Kammer 13 besitzt eine Zuführungsöffnung 14, über der eine Haube 15 angeordnet ist. Die Haube weist eine umgekehrte Glocke oder einen stumpf konischen Verschluß 16 auf, der in und gegen einen Sitz 17 abge­ dichtet liegt. Dieser Verschluß kann relativ zu dem Sitz durch einen geeigneten Hebemechanismus angehoben werden, der schematisch durch das Seil 18, den Ring 19, angedeutet ist, das um die Rolle 20 nahe dem oberen Teil der Haube geführt ist. Das Seil ist nach außen durch die Haube geführt und dort mit einem geeigneten Motor verbunden, um die zum Anheben notwendige Kraft zu liefern.
Die Haube wird mit der Charge 21, die in die Haube durch eine Schütte 22, die üblicherweise durch einen Verschluß 23 verschlossen ist, eingefüllt.
Am oberen Ende des Schachtes ist ein geeigneter Gasver­ schluß 24 vorgesehen.
Wie durch die Pfeile 25 angedeutet, fällt nach dem Öffnen der Öffnung 16 die Charge durch die obere Öffnung 14 der Kammer. Durch die Kammer gelangt die Charge in den oberen Teil des Schachtes 11. Damit wird der Schacht periodisch mit dem Material 26 von oben gefüllt.
Dieses Material setzt sich zusammen aus metallischem Material, wie Zink, Kupfer und anderen Materialien und Koks oder einem äquivalenten kohlenstoffhaltigen Material.
In der unteren Reaktionskammer 12 wird eine intensive konzentrierte Hitze durch einen oder mehrere Lichtbogen­ plasmaerzeuger, die Brenner 30 aufweisen, die sich durch die Wand erstrecken, aber mit der Innenwand der Reaktionskammer abschließen, erzeugt.
Die Zeichnungen zeigen schematisch die Verwendung von zwei Brennern, aber es kann auch zweckmäßig sein, noch mehrere, abhängig von der Größe und Ausbildung der Anlage, Brenner zu benutzen.
Wie sich aus der Fig. 2 ergibt, ist es vorteilhaft der Reaktionskammer eine längliche, ovale Form zu geben, auch wenn sie, ähnlich dem Schacht, rund sein könnte. Der Reaktionskammerboden 31 ist vorzugsweise mit einer zentralen Anode 32 versehen, die bei 33 geerdet ist. Die Plasmabrenner erzeugen eine Plasmawolke oder -umhüllung 34, die eine konzentrierte, intensive Hitze erzeugt etwa in einer Größenordnung von 6650-8315°C.
Der Lichtbogenplasmaerzeuger ist weiterhin dadurch gekennzeichnet, daß er einen Elektronenfluß 35 erzeugt, der zur - in diesem Fall - Bodenanode fließt und der zusätzlich zur Plasmahitze Hitze erzeugt. Der Elektronenfluß, der durch die gestrichelten Linien 35 in Fig. 1 angedeutet ist, geht durch die Reaktionskammer und bewirkt dort eine Temperatur von etwa 1621°C.
Beim Plasmabrenner handelt es sich um eine kommerziell erhaltbare Einheit. Beispielsweise kann es sich um einen 2-3 Megawatt Brenner handeln. Selbstverständlich können auch andere Einheiten benutzt werden.
Beispiele für Brenner dieser Art - wenn auch nicht in allen Details, wie die herkömmlich erhältlichen Brenner - sind in den US-Patenten 36 73 375, 38 18 174 beschrie­ ben.
Die Reaktionskammer 12 wird kontinuierlich mit einer pulverisierten Mischung von metallischen Oxiden, Metallen und Koks oder einem äquivalenten kohlenstoff­ haltigen Material beschickt. Das Material kann als feines, staubähnliches Abfallprodukt erhalten werden, z.B. als Abfallprodukt aus der Stahlerzeugung in Elektrolichtbogenöfen.
Es kann auch die Form von kleinen Teilchen haben, so in der Größe von 0,147 mm oder weniger, wie es sich als Abfallprodukt aus der Zink-, Kupfer- oder Messingher­ stellung ergibt, wobei es durch Filtrierung des Abgases aufgefangen wird. Alternativ kann das Material auch aus größeren Teilchen bestehen, die - für das vorliegende Verfahren - gebrochen oder pulverisiert werden müssen. Wenn eine Pulverisierung notwendig ist, so können hierfür herkömmliche Einrichtungen benutzt werden. Die besondere Größe des pulverisierten Materials ist nicht kritisch, aber sie sollte vorzugsweise unter 0,147 mm liegen.
Die Charge wird durch ein Zuführungsrohr 38 - wie mit dem Pfeil 39 angedeutet - in die Reaktionskammer eingeführt. Zusätzlich wird Luft oder Sauerstoff mittels eines geeigneten Gebläses oder einer Sauerstoffquelle durch das Rohr 40 eingeblasen, wie dies der Pfeil 41 zeigt, und zwar in das Zuführungsrohr 38.
Es kann auch eine kleine Wassermenge in der Größenordnung von weniger als 5% zugesetzt werden, wenn das zugeführte Material trocken ist.
In der Reaktionskammer bewirkt die intensive Hitze eine Reduktionsreaktion, die die Oxide reduziert. Die Hitze dissoziiert ebenso das Wasser, und zwar dann, wenn es als Wasser oder als Feuchtigkeit vorhanden ist, so daß Wasserstoff und Kohlenmonoxid entsteht zum Fördern der Reduktionsreaktion. Gleichzeitig schmelzen die nicht flüchtigen Metalle, die mit der kontinuierlich einge­ brachten pulverisierten Charge in die Reaktionskammer eingeführt werden, sowie die Materialien, die oben in den Schacht eingeführt werden und die in die Reaktions­ kammer nach unten wandern und bilden den Puddel oder das Bad 45 auf dem Boden 31 der Reaktionskammer 12. Diese nicht flüchtigen Metalle schließen Kupfer, Eisen, Zinn sowie Edelmetalle wie Gold, Silber oder Platin und dgl. ein.
Da das Verfahren besonders darauf ausgelegt ist, handelsüblich nutzbare Kupferlegierungen oder Messing herzustellen, ist es vorteilhaft, eine bestimmte Menge Kupfer in das System einzuführen, so daß das Bad vorwiegend aus Kupfer besteht mit den nicht flüchtigen Metallen als Verunreinigungen oder Zusätze. Im Fall von Verunreinigungen, wie Edelmetallen, kann eine weitere Bearbeitung der Schmelze erfolgen, um diese zu gewinnen. Im Fall der Benutzung als Zusatz kann die Kupferle­ gierung als handelsübliches Kupfer oder Messing verwendet werden.
In der Reaktionskammer wird zusätzlich eine geschmolzene Schlackenschicht 46 auf dem Bad erzeugt, die das Bad schützt. Vorzugsweise ist die Schlacke so beschaffen, daß sie Zink abstößt, so daß das Zink nicht in die Schlacke gelangt.
Die flüchtigen Metalle wie Zink, Blei und Kadmium, die zunächst in metallischer Form vorliegen oder reduziert werden, verdampfen. Wie erwähnt, hat die Schlacke die Neigung Zinkoxide abzustoßen und am Eintritt in die Schlacke zu hindern. Beispielsweise neigen Eisenoxid und Ferrioxid in der Schlacke dazu Zinkoxid abzustoßen.
Die Reaktionskammer ist mit einem herkömmlichen Abstich oder einer normalerweise verschlossenen Öffnung 47 versehen, um das geschmolzene Metall periodisch abzuziehen. Es kann auch eine Schlackenöffnung 48 vorgesehen sein, um die Schlacke ebenfalls periodisch oder auch kontinuierlich abzuziehen. In der Zwischenzeit steigen die Dämpfe (mit Pfeilen 50 angedeutet) der flüchtigen Metalle durch die Füllung 26 in dem Schacht 11 nach oben und treten in die obere Rückflußkammer 13 ein. Diese Dämpfe, die schwere Bleidämpfe enthalten, expandieren und werden in der Temperatur in der vergrößerten Kammer reduziert.
Ein Teil der schweren Bleidämpfe bildet jedoch eine Wolke oder einen Überzug 51 über dem oberen Teil des offenen Schachtes, wodurch die Füllung abgedeckt wird und der Überzug als Filter wirkt.
Die Temperatur und der Druck in der oberen Rückfluß­ kammer werden in einem Bereich reguliert, der ausreichend ist die Bleidämpfe zu kondensieren und zu metallischen Bleitropfen zu ballen, die - Regen gleich - nach unten in den Schacht tropfen.
Die Temperatur- und Druckkombination wird jedoch auf einem Wert gehalten, der für die Kondensation des Zinks ausreichend ist. Daher fällt - wie mit den Pfeilen 52 angedeutet - das kondensierte Blei nach unten, während die Zinkdämpfe - bezeichnet mit den Pfeilen 54 - nach oben strömen und nach außen durch einen oder mehrere Auslässe 55. Diese Auslässe werden durch Vorkühler 56, die als Kondensor wirken, gekühlt und sie können beispielsweise wassergekühlte Windungen aufweisen.
Die Zinkdämpfe werden bis nahe zum Kondensationspunkt abgekühlt und gelangen dann in einen herkömmlichen Kondensator 57, beispielsweise vom Spritztyp.
Dort kondensiert das Zink zu einem Bad 58, das periodisch durch einen Abstich 59 abgezogen werden kann.
Die Badtemperatur wird im Kondensator auf etwa 550°C gehalten, und zwar durch wassergekühlte Rohre in dem Behälter.
Mit dem Zinkdampf kann eine kleine Menge Bleidampf oder kondensiertes Blei, sowie auch andere Dämpfe wie Kadmium und dgl. mitgerissen werden. Wenn diese konden­ sieren und ein metallisches Zinkoxid bilden, dann ist dieses Bad rein genug, um als handelsübliches Zink benutzt zu werden.
So kann es beispielsweise "Prime Western Zink" bilden mit 98,5% Zink und einer kleinen Menge an Blei, z.B. 0,5% und Kadmium usw.
Gase und nicht kondensierte Dämpfe, wie Zinkchloride treten aus dem Kondensator durch einen Gasauslaß 60 aus und werden durch ein geeignetes Wärmetauschersystem 61 auf eine Temperatur abgekühlt, die etwas höher als die Kondensationstemperatur vom Zinkchlorid liegt, und sie gelangen dann durch eine Leitung 62 in einen herkömmlichen Zinkchloridkondensator, wo die Metall­ chloride (hauptsächlich Zink) in dem Gasstrom kondensiert und aus dem System abgezogen werden.
Das verbleibende Gas, das den Chloridkondensator verläßt, wird für eine anschließende Benutzung als Brenngas vorbereitet, und zwar hauptsächlich zum Trocknen des zuzuführenden Materials oder für andere Zwecke. Diese Gase bestehen hauptsächlich aus Kohlen­ monoxid, Wasserstoff und Stickstoff.
Auf eine weitere Beschränkung der Behandlungssysteme und des Chloridkondensators kann hier verzichtet werden, da es sich um gebräuchliche und allgemein erhältliche Anlagen handelt.
Während des Betriebes, der kontinuierlich in der Reaktionskammer ist, nehmen die aufsteigenden Dämpfe Wärme mit in die Rückflußkammer 13. Der Druck wird im Schacht relativ niedrig gehalten beispielsweise bei 0,0028 bis 0,0035 kg/mm2, um die Aufwärtsströmung des erhitzten Dampfes zu ermöglichen. Die Wärme in der Rückflußkammer wird in beträchtlichem Umfang durch die Mengen und die zeitlichen Folgen der in die Kammer eingebrachten Chargen reguliert. Dies bedeutet, daß dann, wenn die Charge relativ kühl ist, sie Wärme absorbiert und dadurch die Kammer kühlt. Eine Überhitzung wird somit vermieden bis zu einem Punkt, bei dem Blei nicht kondensieren kann. Weiterhin wird der Kammerdruck auf einem geeigneten Wert gehalten, und zwar durch Steuerung des Abzuges von Zinkdampf zum Kondensator und durch Verhinderung des Eindringens von Luft in die Kammer oder den unkontrollierten Austritt von unter Druck stehendem Dampf aus der Kammer durch die Art des Verschlusses und der benutzten Glocke zum periodischen chargieren des Materials in den oberen Bereich der Kammer.
Andere Abdichtungen für die Chargierung können eben­ falls benutzt werden, solange das Eindringen von Luft und das Austreten von unter Druck stehendem Gas minimiert ist, um den Betriebsdruck und den Temperatur­ bereich, der für die Rückflußkammer benötigt wird, aufrechtzuerhalten.
Das metallische Blei, das im Schacht abwärts fließt, neigt dazu Blei aufzunehmen, das mit dem Dampf nach oben mitgetragen wird. Zusätzlich hält die Füllung innerhalb des Schachtes, die hauptsächlich aus Kohlen­ stoff besteht, die reduzierende Atmosphäre aufrecht, so daß die aufsteigenden Dämpfe nicht reoxidiert werden. Die Hitze im Dampf, die durch die Plasmabrenner erzeugt worden ist, bewirkt zusammen mit den reduzierenden Gasen die Reduktionsreaktion im Schacht.
Während die Größe und der Durchsatz der Einrichtung verändert werden kann unter Berücksichtigung der bekannten Zusammenhänge, soll nachfolgend ein Beispiel der Anlage gegeben werden:
Der Schacht kann annähernd einen Innendurchmesser von 1,5 m, eine Höhe von 3-3,6 m haben. Der Innendurch­ messer der oberen Kammer beträgt etwa 3 m im Durch­ messer. Die Gesamthöhe des Reaktors beträgt 16,5 m einschließlich der Zuführungshaube auf dem oberen Teil. Der elliptisch größere Durchmesser des unteren Reaktors kann bei etwa 3 bis 3,6 m liegen, wobei der kürzere Durchmesser etwa 1,5 m beträgt.
Die obere Charge sollte weitgehend frei von Oxiden sein, d.h. vorzugsweise weniger als 5% Oxide aufweisen, um die Bildung von überschüssigem Kohlen­ dioxid zu verhindern, das aus der Reduktion der Zinkoxide durch das Kohlenmonoxid resultiert. Dieses Kohlendioxid kann in ausreichenden Mengen die aufstei­ genden Zinkdämpfe reoxidieren.
Die vorstehend beschriebene Anlage erzeugt etwa 3 tonnen pro Stunde handelsübliches Zink im Kondensator, etwa 6 Tonnen Schlacke pro Stunde und etwa eine halbe Tonne Kupferlegierungen pro Stunde. Hierfür werden als Chargierung etwa 240 kg Zinkmetall pro Stunde und annähernd 720 kg Koks pro Stunde benötigt. In den unteren Reaktor werden etwa 5850 kg Metalloxide mit 40% oder mehr Zink und annähernd 720 kg feine Kohlenstoffteilchen, wie Koks, eingeblasen. Vorzugs­ weise ist darin maximal 5% Wasser enthalten. 1620 kg Luft werden pro Stunde eingeblasen, um den Sauerstoff für die anfängliche Bildung der Reduktionsgase bereit­ zustellen.
Wie vorstehend erwähnt, wird das Wasser in H2 und O aufgespalten, wobei der Wasserstoff als Reduktionsgas dient und der Sauerstoff von Kohlenstoff aufgenommen wird, so daß sich Kohlenmonoxid bildet, das als Reduktionsmedium benutzt wird. Aus diesem Grund ist eine kleine Menge Wasser für das Verfahren wünschenswert.
Die Temperatur in der Rückflußkammer wird vorzugsweise etwa im Bereich von 997°C gehalten, wobei Blei kondensiert oder sich zusammenballt, nicht aber Zink. Der Druck und die Temperatur in der oberen Kammer werden auf einem Punkt gehalten, der höher ist als der Taupunkt von Zink, aber in dem Bereich der Kondensation von Blei liegt, um zu vermeiden, daß Zink weiterhin in Dampfform vorliegt.
Die metallischen Dämpfe verlassen den Schacht mit etwa 1180°C und der Zinkdampf und das Gas treten aus der Rückflußkammer mit etwa 1010°C aus. Beim Durchgang durch den Vorkondensator wird die Temperatur des Dampfes und des Gases auf etwa 880°C gesenkt und tritt dann in den Zinksprüh-Kondensator ein, wo der Dampf und das Gas ausreichend abgekühlt werden, so daß Zink kon­ densiert und das Zink auf einer Temperatur von etwa 550°C im Kondensator durch wassergekühlte Schlangen gehalten wird.
Das Gas aus dem Kondensator, das während der Reduk­ tionsreaktion gebildet wird, enthält hauptsächlich Kohlenmonoxid, Stickstoff und Wasserstoff. Durch Durchleiten dieses durch den Chlorideliminator - ein herkömmliches Teil der Anlage - werden die kleinen Anteile an Zinkchlorid kondensiert und so entfernt, wobei Wasserstoff und Kohlenmonoxid als Brennstoff­ quelle für die Vortrocknung des zuzuführenden Materials und des Kokses oder für andere Zwecke benutzt werden können.
Auf einer prozentualen Kalkulationsbasis kann ein Beispiel für die Arbeitsweise des Systems gegeben werden, wobei Zinkschaumschlacke (40% Zink, 30% SiO2, 1% Chloride), Lichtbogenofenstaub (18% Zink, 38% CaO, 26% FeO), Walzenschlacke (70% Fe) und gemahlener Koks (85-90% C getrocknet und gemahlen auf ca. unter 6,7 mm) eingesetzt werden.
Das entstehende Produkt ist ein Zinkmetall, das etwas Blei enthält (0,3-0,5 Pb), eine Kupfer-Blei-Legierung und eine nicht giftige Schlacke (mit 50% SiO2, 20% FeO und 30% CaO).
An Energie werden etwa 0,75 KWH pro 0,45 kg erzeugtes Zink benötigt. An Kohlenstoff werden etwa 0,24 kg je 0,45 kg Zink benötigt, und es werden etwa 0,45 kg Schlacke je 0,45 kg Zink erzeugt. Der Luftbedarf lag bei etwa 0,22 kg je 0,45 kg erzeugtes Zink.

Claims (11)

1. Verfahren zum gleichzeitigen Abtrennen von nicht flüchtigen und flüchtigen Metallen wie Zink, Kupfer und Blei aus einem Abfallprodukt aus der Zink-, Messing­ oder Stahlerzeugung und aus minderwertigen Zinkerzen gekennzeichnet durch folgende Schritte:
  • a) Versehen eines Reaktors mit einem vertikalen beidseitig offenen Schacht, der übergeht in eine untere vergrößerte Reaktionskammer, mit einem Boden und einer vergrößerten oberen Kammer;
  • b) Kontinuierliches Einführen von fein pulverisiertem metallischem Material, das einschließt metallisches Zink oder metallische Zinkoxide, Blei und kupferhaltige Materialien und kohlenstoffhaltiges Material (wie Koks) und Sauerstoff enthaltendes Gas (wie Luft) in die untere Reaktionskammer;
  • c) periodisches Zuführen von Stücken metallischen Materials einschließlich zinkhaltigen Materials, das nur einen geringen, wenn überhaupt, Oxidgehalt aufweist und kohlenstoffhaltigem Material (wie Koks) durch die obe­ re Kammer in das obere offene Ende des Schachtes zur Füllung des Schachtes und zur Aufrechterhaltung der Füllung im Schacht;
  • d) Anlegen eines ausreichenden, intensiven Plasmas und elektrisch erzeugter Hitzeenergie zusammen mit redu­ zierenden Gasen in der unteren Kammer zum Reduzieren und Verdampfen der metallischen Oxide und zum Schmelzen der nicht flüchtigen Metalle, so daß sie in Richtung zum Boden der unteren Kammer fließen und dort ein Bad bilden und zum Verdampfen der flüchtigen Metalle sowie zur Bildung einer Schlackenschicht, die sich über dem Bad sammelt;
  • e) Strömenlassen der flüchtigen Metalle nach oben durch den Schacht und durch die Füllung in die obere Kammer, um ein Waschen der steigenden Dämpfe durch das fallende, kondensierte (und zusammengeballte ) Blei und ein Einfangen jeglicher Makroteilchen, die von den Gasen und Dämpfen mitgenommen wurden, in dem (Koks) gefüllten Schacht zu ermöglichen;
  • f) Aufrechthalten der Temperatur und des Druckes in der oberen Rückflußkammer in einem Bereich, bei der die Bleidämpfe in metallisches Blei kondensieren, die aber zu hoch sind, um Zink zu kondensieren, und dann durch die Schwere durch den Schacht nach unten auf den Boden der unteren Kammer auf das Bad fließen;
  • g) kontinuierliches Abziehen des Zinks und der Zinkchloriddämpfe und aller anderen nicht kondensierten Dämpfe aus der oberen Kammer und kondensieren dieser Dämpfe außerhalb des Reaktors zur getrennten Bildung von handelsüblichem metallischem Zink und eines Zinkchlorid­ produktes;
  • h) periodisches Abstechen der unteren Kammer zur Entfer­ nung des Bades darin und Abziehen der Schlacke aus der unteren Kammer.
2. Verfahren nach Anspruch 1, dadurch gekennzeichnet, daß die Hitze in der unteren Kammer durch einen Licht­ bogenplasmaerzeuger erreicht wird, der eine Anode im Boden der unteren Kammer abgewandt vom Plasmabrenner aufweist, so daß die Hitze einen Elektronenfluß vom Brenner durch das Metallbad erzeugt.
3. Verfahren nach Anspruch 3, dadurch gekennzeichnet, daß eine vorbestimmte Menge an Wasser in die untere Kammer injiziert wird, so daß das Wasser dissoziiert und die Bestandteile reagieren und das Reduzieren der Metalloxide unterstützen, die in die untere Kammer eingeführt werden.
4. Verfahren nach Anspruch 1, dadurch gekennzeichnet, daß das metallische Blei, das durch die Schachtfüllung nach unten fließt, die aufsteigenden Dämpfe wäscht und das darin enthaltene Blei aufnimmt.
5. Verfahren nach Anspruch 1, dadurch gekennzeichnet, daß Bleidampf über dem oberen Ende der Schachtfüllung aufrechterhalten wird, um eine Filtrierung zu bewirken.
6. Verfahren zur gleichzeitigen Herstellung von handelsüblichem Zink und Kupferlegierungen, sowie nicht giftiger, nutzbarer Schlacke aus Abfallprodukten von Messing und Stahlprozessen oder dgl., wobei die Abfall­ produkte metallische Mischungen und metallische Oxide und dgl. von flüchtigen und nicht flüchtigen Metallen, die vorwiegend Zink und Kupfer enthalten, enthalten, gekennzeichnet durch folgende Schritte:
  • a) Versehen eines vertikal angeordneten Reaktors mit einer geschlossenen unteren Kammer, einer geschlossenen oberen Kammer und einem vertikal länglichen, diese verbindenden Schacht, der sich vertikal zwischen Öffnungen in jeder Kammer erstreckt;
  • b) Füllen des Schachtes mit einer Mischung aus metallischem Material, das im wesentlichen Zink enthält und in geringen Mengen, wenn überhaupt, metallische Oxide und mit einem kohlenstoffhaltigen Material (wie Koks), wobei die Füllung im Schacht dadurch aufrechter­ halten bleibt, daß periodisch Füllmaterial in die obere Kammer eingeführt wird, so daß es in den Schacht fällt und daß ein Luftstrom in die Kammer während der Füllung ermöglicht wird;
  • c) Zuführen eines fein pulverisierten metallischen und nicht metallischen Materials mit einem hohen Zinkgehalt, das Kupfer und Blei enthält und kohlen­ stoffhaltigem Material (wie Koks) in die untere Kammer zusammen mit einem Sauerstoff enthaltendem Gas (wie Luft);
  • d) Anlegen einer intensiven Hitze mit reduzierenden Gasen in der unteren Kammer, ausreichend zur Reduktion der Oxide, zum Schmelzen des Kupfers und anderer nicht flüchtiger Metalle und Verdampfen von Zink, Blei und anderen flüchtigen Metallen;
  • e) Bilden eines Metallbades (Puddel) aus geschmolzenem Kupfer und anderer nicht flüchtiger Metalle auf dem Boden der unteren Kammer zur Erzeugung einer Kupferlegierung und zur gleichzeitigen Bildung einer geschmolzenen Schlackenschicht auf dem Metallbad;
  • f) periodisches Abziehen der Kupferlegierungen von dem Metallbad in dem Reaktor und der Schlacke;
  • g) Führen der reduzierenden Gase und Dämpfe durch den Schacht nach oben, wobei eine Wäsche dieser erfolgt, und zur Aufrechterhaltung der Reduktionsreaktion;
  • h) Halten der oberen Kammer auf einer Temperatur und einem Druck ausreichend zur Kondensierung des Bleidampfes nicht aber des Zinkdampfes;
  • i) Kondensieren des Bleidampfes, so daß das geschmolzene Blei zurück in den Schacht und zum Bad fließt, wobei es durch die Dämpfe mitgerissenes Blei aufnimmt und
  • j) Entfernen des nicht kondensierten Dampfes, haupt­ sächlich aus Zink, aus der oberen Kammer und Kondensieren außerhalb des Reaktors zur Erzeugung handelsüblichen metallischen Zinks (mit geringem Anteil an Blei und möglichen anderen metallischen Beimengungen).
7. Verfahren nach Anspruch 6, dadurch gekennzeichnet, daß die Hitze durch einen Lichtbogenplasmaerzeuger erzeugt wird, der wenigstens einen Plasmabrenner aufweist, der einen Plasmabogen und einen Elektronenfluß zu einer Anode bewirkt, die abgewandt von dem Brenner im Boden der unteren Kammern angeordnet ist, so daß der Elektronenfluß durch das Bad hindurchgeht und Hitze in der unteren Kammer erzeugt und wobei wenigstens ein Teil der Hitzeenergie durch den Schacht in die obere Kammer, diese erhitzend aufsteigt und wobei wenigstens teilweise die Temperatur in der oberen Kammer reguliert wird durch Regulierung der Zuführung der Füllung in die obere Kammer unter Benutzung der Hitzeabsorption durch die eingebrachte Füllung.
8. Reaktor zum gleichzeitigen Abtrennen von flüchtigen Metallen einschließlich Zink und Blei und nicht flüchtigen Metallen einschließlich Kupfer aus Materialien, die diese Metalle oder Metalloxide und dgl. enthalten gekennzeichnet durch:
einen an den Enden offenen, im wesentlichen vertikalen Schacht, dessen unteres Ende sich in eine vergrößerte Reaktionskammer öffnet, die einen Boden hat und dessen oberes Ende in den Boden einer vergrößerten,
geschlossenen oberen Kammer übergeht;
einen Lichtbogenplasmaerzeuger in der Reaktionskammer zur Erzeugung eines Plasmalichtbogens und eines Hitze erzeugenden Elektronenflusses;
Mittel zum Zuführen einer fein pulverisierten Mischung von Metallen, die in Form von metallischen Oxiden sein können und die Zink, Blei und Kupfer enthalten und eines kohlenstoffhaltigen Materials wie Koks in die vom Plasmaerzeuger erhitzte Reaktionskammer zusammen mit Sauerstoff enthaltendem Gas wie Luft zur Bewirkung einer Reduktionsreaktion, wobei die nicht flüchtigen Metalle schmelzen und ein Bad auf dem Boden bilden und eine geschmolzene Schicht Schlacke auf dem Bad und wobei die flüchtigen Metalle verdampfen und die Dämpfe durch den Schacht nach oben in die obere Kammer strömen;
Mittel zum Füllen des Schachtes mit einer Mischung von Teilchen (Stücken) von metallhaltigen Materialien und von kohlenstoffhaltigem Material wie Koks, so daß die Dämpfe durch die Füllung nach oben strömen;
wobei die obere Kammer durch die aus der Reaktionskammer aufsteigende Hitzeenergie erwärmt wird und die auf einer Temperatur und auf einem Druck gehalten wird, ausreichend zum Bewirken der Kondensation der Bleidämpfe, aber nicht ausreichend zur Kondensation der Zinkdämpfe, wobei das geschmolzene Blei in der oberen Kammer kondensiert und aufgrund der Schwere zurück durch den Schacht in das Bad fließt;
und ferner durch einen Auslaß, der mit der oberen Kammer verbunden ist und einen Kondensator außerhalb des Reaktors zur Aufnahme der unkondensierten Dämpfe aus der oberen Kammer und zur Kondensierung dieser in geschmolzenes Metall;
und durch einen Abstich an der unteren Kammer zum periodischen Abziehen des Metalles vom Bad und der Schlacke von der Schlackenschicht.
9. Reaktor nach Anspruch 8 gekennzeichnet durch Mittel zum Füllen des Schachtes mit einer Haube über einer Öffnung im oberen Teil der oberen Kammer und einem Verschluß, der normalerweise die Öffnung verschließt, der aber selektiv geöffnet werden kann, um die Füllung von der Haube in die Kammer und von dort in das obere Ende des Schachtes einzubringen, wobei der Verschluß so ausgebildet ist, daß ein wesentlicher Verlust an Druck aus oder ein Eintritt von Luft in die obere Kammer verhindert wird, wenn der Verschluß geöffnet wird, um die Füllung in die obere Kammer einzubringen.
10. Reaktor nach Anspruch 9, dadurch gekennzeichnet, daß der Verschluß in Form eines nach unten und innen konischen Verschlußorgans ausgebidlet ist und dichtend auf einem entsprechend geformten ringförmigen Sitz in der Haube aufliegt, zur Bildung der Haubenöffnung und zum Abdichten der Öffnung, wobei eine ringförmige Charge der Füllung gebildet wird, die in die obere Kammer fließt, wenn der Verschluß in die obere Position angehoben wird und dabei den Austritt von unter Druck stehendem Dampf oder den Eintritt von Luft in die obere Kammer verhindert.
11. Reaktor nach Anspruch 8, dadurch gekennzeichnet, daß der Plasmaerzeuger wenigstens einen Plasmabrenner enthält, der in einen Seitenabschnitt der Reaktionskammer eintritt, sowie eine Anode, die abge­ wandt von dem Brenner und in dem Boden der Reaktions­ kammer angeordnet ist, zur Erzeugung eines Hitze erzeugenden Elektronenflusses durch das geschmolzene Bad auf dem Boden.
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Families Citing this family (19)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US4877448A (en) * 1988-12-08 1989-10-31 Plasma Energy Corporation Process for recovery of free aluminum from aluminum dross or aluminum scrap using plasma energy
WO1992002648A1 (en) * 1990-07-27 1992-02-20 Mount Isa Mines Limited Method of extracting valuable metals from leach residues
AU650471B2 (en) * 1990-07-27 1994-06-23 Mount Isa Mines Limited Method of extracting valuable metals from leach residues
NO171798C (no) * 1990-12-06 1993-05-05 Elkem Technology Fremgangsmaate for behandling av sinkholdige biprodukter og avfallsmaterialer
US5354940A (en) * 1991-07-29 1994-10-11 Molten Metal Technology, Inc. Method for controlling chemical reaction in a molten metal bath
US5976488A (en) * 1992-07-02 1999-11-02 Phoenix Environmental, Ltd. Process of making a compound having a spinel structure
US5284503A (en) * 1992-11-10 1994-02-08 Exide Corporation Process for remediation of lead-contaminated soil and waste battery
DE19509285C2 (de) * 1995-03-15 1997-03-20 Gutehoffnungshuette Man Schmelzgefäßanlage
DE19841980C2 (de) * 1998-07-20 2002-12-05 M I M Huettenwerke Duisburg Gm IS-Schachtofenanlage und Verfahren zum Betreiben einer IS-Schachtofenanlage
US6266390B1 (en) * 1998-09-21 2001-07-24 Spectramet, Llc High speed materials sorting using x-ray fluorescence
AU3399401A (en) * 2000-02-10 2001-08-20 Nuclear Energy Corp Of South A Treatment of fluorocarbon feedstocks
DE10134286C1 (de) * 2001-08-03 2002-12-12 Ald Vacuum Techn Ag Vorrichtung zum Destillieren von Metallschmelzen
US7763820B1 (en) * 2003-01-27 2010-07-27 Spectramet, Llc Sorting pieces of material based on photonic emissions resulting from multiple sources of stimuli
US7669349B1 (en) * 2004-03-04 2010-03-02 TD*X Associates LP Method separating volatile components from feed material
AT502396B1 (de) * 2005-09-01 2007-03-15 Montanuniv Leoben Verfahren zum abtrennen von verunreinigungen aus einsatzstoffen
WO2013009630A1 (en) * 2011-07-08 2013-01-17 Metal Oxygen Separation Technologies, Inc. Apparatus and method for condensing metal vapor
SE543341C2 (en) * 2019-04-01 2020-12-08 Greeniron H2 Ab Method and device for producing direct reduced metal
SE543879C2 (en) * 2019-12-20 2021-09-14 Nordic Brass Gusum Ab Method for removing lead from brass
DE102020208774A1 (de) * 2020-07-14 2022-01-20 Sms Group Gmbh Verfahren zur Gewinnung von Nichteisenmetallen, insbesondere von Schwarz- und/oder Rohkupfer, aus organik-haltigen Schrotten

Citations (3)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
GB1301298A (de) * 1969-12-03 1972-12-29
US3996044A (en) * 1974-01-23 1976-12-07 Intercont Development Corporation Pty. Ltd. Electro-pyrolytic upright shaft type solid refuse disposal and conversion process
AT373628B (de) * 1980-06-10 1984-02-10 Skf Steel Eng Ab Rueckgewinnung von nichtfluechtigen metallen aus staubfoermigen substanzen

Family Cites Families (7)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
GB207767A (en) * 1922-09-12 1923-12-06 John William Harkom Improved method of and means for making wind allowance in aiming weapons
US3818174A (en) * 1972-11-09 1974-06-18 Technology Applic Services Cor Long arc column forming plasma generator
BE812429A (en) * 1974-03-18 1974-09-18 Recovering brass and zinc - fro metallurgical residues including zinc oxide contg. slag, by addn. of reducing carbon
US4214736A (en) * 1979-04-23 1980-07-29 Westinghouse Electric Corp. Arc heater melting system
US4209321A (en) * 1979-04-23 1980-06-24 Westinghouse Electric Corp. Method for melting machine chips
SE444956B (sv) * 1980-06-10 1986-05-20 Skf Steel Eng Ab Sett att ur metalloxidhaltiga material utvinna ingaende lettflyktiga metaller eller koncentrat av dessa
SE450582B (sv) * 1982-06-21 1987-07-06 Skf Steel Eng Ab Sett att rena en gasstrom innehallande zinkanga

Patent Citations (3)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
GB1301298A (de) * 1969-12-03 1972-12-29
US3996044A (en) * 1974-01-23 1976-12-07 Intercont Development Corporation Pty. Ltd. Electro-pyrolytic upright shaft type solid refuse disposal and conversion process
AT373628B (de) * 1980-06-10 1984-02-10 Skf Steel Eng Ab Rueckgewinnung von nichtfluechtigen metallen aus staubfoermigen substanzen

Non-Patent Citations (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Title
GB - Z: "E & MJ", April (1966), Vol. 167, No. 4, S. 100 - 101 *

Also Published As

Publication number Publication date
GB2175315A (en) 1986-11-26
BE904703A (nl) 1986-08-18
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US4606760A (en) 1986-08-19
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GB2175315B (en) 1989-12-28
GB8829113D0 (en) 1989-01-25
FR2581396B1 (fr) 1992-09-18
GB2210629A (en) 1989-06-14
IT8667247A1 (it) 1987-09-27
GB8606313D0 (en) 1986-04-23
GB2210629B (en) 1989-12-28
DE3612114C2 (de) 1995-09-21

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