NO177435B - Fremgangsmåte og anordning for behandling av sinkslig - Google Patents

Description

Den foreliggende oppfinnelse angår en fremgangsmåte

for behandling av sinkslig for utvinning av sink. Oppfinnelsen angår spesielt en fremgangsmåte som omfatter et smeltetrinn og et fumingtrinn som følger efter smeltetrinnet.

I smeltetrinnet oxyderes og smeltes sinkslig under til-

førsel av luft under oxygenholdig gass, hvorved svoveldi-

oxyd avgår og dannet sinkoxyd forslagges. I fuming-trinnet reduseres den i smeltetrinnet dannede slagg under til-

førsel av reduserende middel, så som kull eller hydrocarboner, hvorved en reduserende gass som inneholder bl.a.

CO, C02 og metallisk sink, avgår. Slagg avtappes fra fumingtrinnet.

Oppfinnelsen angår også en anordning for å behandle sinkslig idet anordningen omfatter en smelteovn og en slaggbehandlingsovn som er anordnet ved smelteovnen. En mellomvegg skiller smelteovnens og slaggbehandlingsovnens gass-

rom fra hverandre, og en annen mellomvegg skiller slaggsjiktene fra hverandre.

Idag produseres nesten all sink hydrometallurgisk,

dvs. ved elektrolyse, eller pyrometallurgisk i henhold til den såkalte ISP (Imperial Smelting Process)-

prosessen.

Ifølge den elektrolytiske metode som vanligvis anvendes for sinkkonsentrat med høye innhold av sink, blir sinkoxydet utlutet direkte fra røstet sinkslig. Sinkopp-løsningen renses, og sink utvinnes fra den rensede opp-løsning ved hjelp av elektrolyse, hvorved metallisk sink utfelles elektrolytisk. For å oppnå et godt utbytte av sink bør også jernet utlutes og siden utfelles, som regel som jarositt eller gøtitt. Jarositten utgjør et stort avfallsproblem. Dels dannes den i store mengder og må deponeres, og dels kan den inneholde Zn og eventuelt Cd som i det minste i større mengder anses som giftige. Det er derved blitt stadig vanskeligere å få tillatelse til å deponere denne. Forskjellige måter for å omvandle jarositten til en miljøvennlig deponerbar form er blitt undersøkt. I den forbindelse er forskjellige hydro-metallurgiske metoder blitt foreslått. Blant annet er ut-lutningsprosesser blitt undersøkt som resulterer i fin-kornig jernoxyd. Det er imidlertid vanskelig å finne en egnet anvendelse for det finkornige jernoxyd. Også smelte-prosesser for fremstilling av et deponerbart sluttprodukt er blitt foreslått. Tørking og smelting av jarositt ville imidlertid kreve betydelige mengder varme.

I henhold til den pyrometallurgiske ISP prosess kan sink utvinnes også fra slig med forholdsvis lave sinkinnhold. Prosessen er en to-trinnsprosess hvorved sinkslig først behandles i et sintrings- eller røstetrinn for utdriving av SO2 og oxydasjon av Zn til ZnO. I et annet separat trinn smeltes det sinkoxydholdige produkt i en smelteovn. Koks anvendes ved smelteprosessen både som brensel og som reduksjonsmiddel. Metallisk sink avgår sammen med reduksjonsgassene fra smelteovnen og tas hånd om vanligvis i en såkalt "splash"- eller sprutkondensator. Sinken fra ISP prosessen er ikke av samme høye kvalitet som den som fås fra elektrolyseprosessen.

Det er også, for eksempel i internasjonal patent-søknad WO 87/03010, blitt foreslått å utvinne sink ved direkte oxyderende smelting av sinkslig til metallisk sink. Ifølge den foreslåtte fremgangsmåte finner smelting, oxydasjon og reduksjon sted i en todelt ovn, hvorved en smelteovn og en fumingovn er blitt sammenføyd til en enhet. Ovnen er ved hjelp av en vertikal mellomvegg som deler ovnens øvre del i to deler, delt i en smelteovnsdel med oxyderende sone og en fumingdel med reduserende sone. Mellomveggen i ovnen er anordnet slik at transport av slagg mellom sonene kan skje under mellomveggen. Sinkslig og oxyderende gass innmates ved hjelp av lanser i smelteovnen eller den oxyderende sone for forslagging av sink til sinkoxyd og utdriving av SO2•

Den sinkoxydholdige slagg ledes under mellomveggen fra den oxyderende sone til fumingovnen for reduksjon av slaggen. I den reduserende sone innblåses reduksjonsmiddel via lanser, hvorved sinkoxyd reduseres til metallisk sink

som avgår fra ovnen sammen med avgassene.

I US patent nr. 4741770 vises også en fremgangsmåte for utvinning av sink fra jernholdig sinkslig i en ovn som er inndelt i en smelteovnsdel med en oxyderende sone og en fumingdel med reduserende sone. Sinkslig forslagges til sinkoxyd i den oxyderende sone og ledes derefter til den reduserende sone. I reduksjonssonen reduseres ZnO

til Zn som får avgå sammen med avgassene. Avgassene og slaggen i reduksjonssonen blir tilført varmeenergi ved at en del av de gasser som oppstår i reduksjonsonen, forbrennes umiddelbart ovenfor slaggoverflaten. En jernholdig slagg tappes ut fra reduksjonssonen. y

Ifølge fremgangsmåten som er beskrevet i US patentet, kan en del av den avtappede slagg fra fumingdelen ledes til et ekstra reduksjonstrinn i hvilket en del av jernet i slaggen reduseres. Det reduserte jern tilbakeføres til fumingdelen og bidrar der til reduksjon av ZnO til Zn. Slaggen fra det ekstra reduksjonstrinn kan siden ledes videre til smelteovnen for der å lette forslaggingen av den jernholdige sinkslig.

De ovenfor angitte prosesser krever forholdsvis mye energi til tross for direkte sirkulasjon av smeltet slagg fra smelteovn til fumingovn, til tross for utnyttelse av i sligen forekommende jern for reduksjon av ZnO og til tross for resirkulasjon av slagg fra det ekstra jernreduk-sjonstrinn til smelteovnen.

Ved utvinning av sink fra sinkrike konsentrater oppstår problemer ved forslaggingen da sinkslagg ikke kan inneholde mer enn 25% sink uten at dens viskositet blir for høy. Tilsetning av ytterligere slaggkomponenter for å holde sinkkonsentrasjonen nede, for å oppfange maksimal mengde av sinkoxydet i slaggen, krever ytterligere energi for oppvarming og smelting av slaggkomponentene.

Formålet med den foreliggende oppfinnelse er å tilveiebringe en fremgangsmåte for utvinning av sink fra sinkslig ved hvilken behovet for reduserende middel og brensel, såsom kull eller hydrocarboner, er betydelig mindre enn ved de ovennevnte tidligere kjente fremgangsmåter.

Det tas ved den foreliggende oppfinnelse også sikte

på å tilveiebringe en fremgangsmåte ved hjelp av hvilken en lettere deponerbar slagg erholdes.

Dessuten tas det ved den foreliggende oppfinnelse

sikte på å tilveiebringe en enkel og kompakt anordning for utvinning av sink fra sinkslig.

Oppfinnelsen angår således en fremgangsmåte for behandling av sinkslig for utvinning av sink, ifølge krav l's ingress, og fremgangsmåten er særpreget ved at slaggen som er blitt dannet i smeltetrinnet reduseres i to på hverandre føl-gende fumingtrinn, slik at

- slagg fra smeltetrinnet reduseres i et første fumingtrinn til et sinkinnhold på mellom 5 og 15%, - en del av den avtappede reduserte slagg fra det første fumingtrinn tilbakeføres til smeltetrinnet, og - en annen del av den tappede reduserte slagg ledes videre til et annet fumingtrinn i hvilket slaggen reduseres til et sinkinnhold < 5%. Oppfinnelsen angår også en anordning for behandling av sinkslig, ifølge krav 13's ingress, og anordningen er særpreget ved at - slaggbehandlingsovnen er ved hjelp av en fra ovnens tak nedadrettet mellomvegg delt i en innløpsdel og en egentlig fumingdel, idet mellomveggen er anordnet slik at innløpsdelens og fumingdelens øvre gassrom og øvre slaggsjikt er adskilt fra hverandre og at en forbindelse mellom innløpsdelen og fumingdelen hovedsakelig dannes i ovnens nederste del, - et overløp er anordnet i mellomveggen mellom smelteovnen og innløpsdelen, slik at slagg kan strømme fra smelteovnen der slaggnivået er høyere, til innløpsdelen, og at - et annet overløp er anordnet i mellomveggen mellom den egentlige fumingdel og smelteovnen, slik at redusert slagg kan strømme til smelteovnen fra fumingdelen hvor slaggnivået er blitt øket til over smelteovnens slaggnivå ved hjelp av injisering av luft, kull eller eventuelt hydrocarboner via inntak i fumingdelen.

Sinksligen eller sinksulfidkonsentratet kan oxyderes og smeltes i en flash-ovn, syklonovn eller en eller annen ovn som er egnet for smelting av malmkonsentrat. Den smeltede sinkoxydholdige slagg kan ledes direkte i: kontinuerlig prosess til en slaggbehandlingsovn for reduksjon av sinken til metallisk sink, hvorved slaggen kan transporteres med støpeøser fra smelteovnen til slaggbehandlingsovnen. Prosessen kan også utføres satsvis.

Det ved utvinning av sink fra sinkrike konsentrater oppstående problem med for høy slaggviskositet ved høye sinkinnhold kan ifølge oppfinnelsen unngås ved resirkulasjon av sinkfattig slagg fra slaggbehandlingsovnen til smeltetrinnet. Den sinkfattige slagg minsker sinkkonsentrasjonen for slaggen i smeltetrinnet, hvorved slaggen bibeholder sin viskositet. Tilsetning av ferdig smeltet varm slagg krever ingen ekstra energi for oppvarming eller smelting. Slagg kan tilbakeføres i en slik mengde at en såkalt metningsgrense for sink i slagg oppnås. Metningsgrensen begrenses av slaggens viskositet. Et sinkinnhold på ca. 25% utgjør metningsgrense for et flertall sinkkonsentrater. Slagg fra slaggbehandlingsovnen kan transporteres kontinuerlig til smelteovnen eller f.eks. med smelteøse.

Fumingen, dvs. reduksjonen, av Zn fra slaggen kan gjennomføres i en normal fumingovn, i en elektroovn, i en ovn med lanser eller en eller annen annen ovnstype som er egnet for en reduksjonsprosess.

Sinken tas ut fra slaggbehandlingsovnen som flyktig metallisk sink sammen med avgassene. Sinken kan oxyderes til ZnO og fraskilles elektrolytisk i en elektrolyseprosess eller kondenseres direkte fra avgassene i en "splash"-kondensator.

Ifølge oppfinnelsen kan behovet for reduksjonsmiddel og brensel for sinkprosessen minskes betydelig ved å ut-føre sinkoxydreduksjonen i to trinn. I det første trinn reduseres slaggen til et sinkinnhold av 5-15%, fortrinnsvis til ca. 10%. Reduksjon ned til 5-10% sink går meget hurtig og er lett å gjennomføre, og dessuten er behovet for reduksjonsmiddel betydelig mindre ved høye sinkinnhold

enn ved sinkinnhold under 5%.

En del av slaggen fra det første reduksjonstrinn resirkuleres til smelteovnen, og bare en del, f.eks, 25-50%, av slaggen føres videre til et annet reduksjonstrinn for i dette å reduseres til et sinkinnhold < <5>%. Slaggmengden i det annet reduksjonstrinn er betydelig mindre enn i det første reduksjonstrinn. Slaggmengden i det annet reduksjonstrinn er en funksjon av sligens Fe- eller SiC^-innhold. Da bare en liten slaggmengde reduseres til lavt sinkinnhold, blir behovet for reduksjonsmiddel betydelig mindre enn dersom hele slaggmengden fra det første reduksjonstrinn var blitt redusert til lavt sinkinnhold. Fra det annet reduksjonstrinn fås en utad nøytral silikatslagg, dvs. en slagg som ikke reagerer lett og som dermed er lett deponerbar og som kan utnyttes for forskjellige formål.

For å unngå transport i støpeøse foreslås ifølge en fordelaktig utførelsesform av oppfinnelsen en sammenbygning av smelteovnen med slaggbehandlingsovnen. Slaggbehandlingsovnen konstrueres slik at en kontinuerlig tilbakeføring av slagg fra fumingdelen til smelteovnen kan oppnås like godt som transport av slagg fra smelteovnen til slaggbehandlingsovnens innløpsdel.

Det har vist seg at ifølge oppfinnelsen fås en miljø-vennlig prosess som også byr på energimessige fordeler. Dersom oppfinnelsen tillempes for en prosess med elektrolytisk sinkutvinning, forenkles prosessen ved at det sure utlutings-trinn og jernutfellingstrinnet elimineres, mens jernet forblir i slaggen. Som en ytterligere fordel fås ved den foreliggende fremgangsmåte en utad nøytral lett deponerbar slagg. Sammenlignet med ISP-prosessen fås ifølge oppfinnelsen en fremgangsmåte for utvinning av sink med mindre kull- eller hydrocarbonforbruk. Ved fremgangsmåten ifølge oppfinnelsen kan også sinkrike konsentrater utnyttes uten tilsetning av store mengder slaggdannende komponenter.

Oppfinnelsen er beskrevet nedenfor under henvisning til de vedføyede figurer i hvilken Fig. 1 viser et prinsippskjerna for en fremgangsmåte ifølge oppfinnelsen, Fig. 2 viser et tverrsnitt gjennom en kombinert smelte- og slaggbehandlingsovn sett ovenifra,

Fig. 3 viser et snitt A-A av ovnen ifølge Fig. 2,

Fig. 4 viser et snitt B-B av ovnen ifølge Fig. 2, og

Fig. 5 viser et snitt C-C av ovnen ifølge Fig. 2.

På Fig. 1 er 10 smelteovnen i hvilken sinkkonsentrat, som innmates via et innløp 12,smeltes og forslagges ved hjelp av luft eller annen oxygenholdig gass som innmates via et inntak 14. Avgasser som inneholder svoveldioxyd, avgår fra smelteovnen via et utløp 16. En del ZnO og eventuelt PbO vil avgå sammen med avgassene. Mengden av ZnO og eventuelt PbO i avgassen beror på sinkkonsentratet og luft-mengden. Slagg, som dannes i smelteovnen, ledes via en kanal 18 til en slaggbehandlings- eller fumingovn 20. I fumingovnen reduseres slaggen ved hjelp av kull eller hydrocarboner som injiseres via dyser 22. Varmen i fumingovnen opprettholdes ved delvis forbrenning med luft eller oxygenholdig gass som også innmates via dysene 22. Sinkoxyd reduseres til metallisk sink som er flyktig ved fuming-temperaturen og avgår fra fumingovnen sammen med de reduserte gasser via et utløp 28. De avgående gasser består hovedsakelig av CO, C02/ eventuelt H2 og H20 dersom hydrocarboner er blitt anvendt ved reduksjonen.

Både Zn eller ZnO kan inngå i avgassene fra fuming-trinnet. Ved lavere temperaturer oxyderes sink til sinkoxyd. Ifølge prosessen som er skjematisk vist på Fig. 1, blir gassene og metallene i avgassene oxydert ved tilførsel av luft til avgassene i utløpet 28. Luften innmates via et inntak 26. De oxyderte avgasser ledes derefter til et varmegjenvinningsanlegg 30. ZnO ledes videre til elektrolytisk Zn-utvinning.

Dersom sinken skal tas ut som metallisk sink, til-streber man å holde avgassenes temperatur så høy at reak-sjonslikevekten begunstiger Zn fremfor ZnO. Avgassene som inneholder metallisk sink føres derefter hurtig via et kort utløp til en "splash"-kondensator for kondensasjon av sink-dampene.

I enkelte tilfeller er det ønskelig å ta ut sink som sinkoxyd, og man lar da sinken oxyderes i eller efter fumingovnen. Sinkoxydet kan siden ledes til en elektrolyseprosess for utfelling av sinken.

Sinkoxyd som fås fra gasstrømmen er meget egnet som materiale for utlutning i en elektrolyseprosess. Sinkoxydet kan i dette tilfelle utlutes ved nøytral utlutning og krever ikke sur utlutning, såsom tradisjonell sinkutvinning ved elektrolyse. Utlutningsresten er helt nøytral. Avhengig av utgangskonsentratet kan utlutningsresten for en stor del bestå av PbSO^ som er egnet for videre foredling. Ved fremgangsmåten ifølge oppfinnelsen unngås jarosittdannelse ved utlutningen da jernoxydet forblir i slaggen i fumingovnen.

Slaggen i fumingovnen reduseres i ovnen nærmest til en fayalittslagg med et sinkinnhold av 5-15%. Ifølge skjemaet vist på Fig. 1 resirkuleres en del av den reduserte slagg av fumingovnen til smelteovnen via en kanal 32. Den resirkulerte slagg bidrar til å øke slaggvolumet i smelteovnen, hvilket letter smelting og forslagging av sinkkonsentrat. Ved forslagging av slig med høyt sinkinnhold som skulle gi slagg med > 25% sink, bidrar resirkulasjonen fordelaktig til å minske sinkkonsentrasjonen i slaggen i smelteovnen.

En tilbakeføring av slagg fra fumingtrinnet til smeltetrinnet medfører altså en forenkling av selve smelteprosessen. Slaggen som tilbakeføres behøver ikke være slik som tidligere foreslått fullstendig sinkfri, men kan inneholde f.eks. 10% sink. Dette betyr på sin side at en fuming til denne sinkkonsentrasjon i reduksjonstrinnet krever vesentlig mye mindre reduksjonsmiddel enn ved tradisjonell fuming til ca. 1% sink.

En annen del av den reduserte slagg føres fra fumingovnen via en kanal 34 til et annet reduksjonstrinn 40. I

det annet reduksjonstrinn reduseres slaggen til et sinkinnhold < 5%, fortrinnsvis < 2%, og tas derefter ut som nøytral silikatslagg. Avgassene fra det annet reduksjonstrinn 40 kan behandles på samme måte som avgassene fra det første reduksjonstrinn. Avgassene kan behandles hver for seg eller sammen.

Dersom det ved en tradisjonell fumingprosess går med 1,5-2 kg kull/kg Zn ved reduksjon til ca. 1% sink i slaggen, kan man med en fumingprosess ifølge oppfinnelsen komme ned til ca. 0,5 kg kull/kg Zn.

Kobber og edelmetaller som er kommet til fumingovnen gjennom uforbrente sulfider fra primærinnmatingen til smelteovnen eller gjennom tilsetning av sulfider til selve fumingprosessen, gjenfinnes i en skjærstein som kan tappes fra fumingovnens bunn via et uttak 42 i fumingovnen 40 eller via et uttak 36 fra fumingovnen 20.

På Fig. 2-5 er skjematisk en del av en fordelaktig kombinert ovn for smelting og fuming av sinkslig ifølge oppfinnelsen vist. På Fig. 2 som viser ovnen ovenifra, be-tegner 10 smelteovnsdelen og 2 0 slaggbehandlingsovnen. Smelteovnens og slaggbehandlingsovnens gassrom er adskilte fra hverandre ved hjelp av en mellomvegg 15. Mellomveggen 15 strekker seg ned i selve slaggsjiktet i smelteovnen, som vist på Fig. 3 og 4. En spalte 17 under mellomveggen i slaggsjiktet utgjør en forbindelse mellom ovnene. Slaggsjiktene i smelteovnen og slaggbehandlingsovnen er adskilte ved hjelp av en annen mellomvegg 19.

Slaggbehandlingsovnen er ved hjelp av en tredje mellomvegg 21 delt i en innløpsdel 23 og en fumingdel 25. Slaggnivået a i smelteovnen er høyere enn slaggnivået b i innløps-delen 23, hvorved et avsnitt 19' i mellomveggen 19 danner et overløp for slagg fra smelteovnen til innløpsdelen.

Mellomveggen 21 i slaggbehandlingsovnen skiller gass-rommene og en stor del av slaggsjiktene i innløpsdelen og fumingdelen fra hverandre. En spalte 27 under mellomveggen 21 utgjør en forbindelse mellom slaggsjiktene i de ulike deler.

Findelt kull eller hydrocarboner for reduksjon av slaggen injiseres i fumingdelen via dyser 22. Luft eller annen oxygenholdig gass blir også injisert via dysene 22. Injiseringen av gasser øker slaggnivået c i fumingdelen

slik at det blir høyere enn slaggnivået a i smelteovnen. Mellomveggen 19 vil derfor i et avsnitt 19'' mellom fumingdelen og smelteovnen funksjonere som et overløp for slagg

fra fumingovnen til smelteovnen. Forskjellene i slagg-

nivå mellom på den ene side smelteovnen og innløpsdelen og på den annen side fumingovnen og smelteovnen muliggjør en kontinuerlig transport av slagg mellom ovnene.

Eksempel

I et anlegg av den type som er beskrevet på Fig. 1, utvinnes sink fra en sinkslig som inneholder 53% Zn, 10% Fe og 1-2% Si02.

Sinkslig oxyderes og forslagges i en smelteovn til

en slagg som inneholder ca. 25% sink. Den erholdte slagg ledes til et første reduksjonstrinn, hvorved slaggen reduseres til en sinkkonsentrasjon av ca. 10%. En stor del av den reduserte slagg resirkuleres til smelteovnen.

Ved smelting av ett tonn slig forslagges ca. 45% av sinken. Den smeltede slagg med ca. 450 kg sink transporteres til det første reduksjonstrinn. I det første reduksjonstrinn reduseres slaggen til 10% sinkkonsentrasjon, med ca.

450 kg Zn pr. tonn slig. 10% av sinken, dvs.ca. 45 kg, forblir i slaggen og ledes til det annet reduksjonstrinn for reduksjon til ca. 1% Zn i slaggen.

Bare ca. 145 kg sink pr. tonn slig kan forslagges

da maksimumskonsentrasjonen av sink i slagg er ca. 25%.

Ved reduksjon til 10% sinkinnhold avdrives ca. 100 kg sink. For reduksjon av 450 kg sink pr. tonn slig kreves derfor

en ca. firefoldig sirkulasjon av slagg fra reduksjonstrinnet til smelteovnen, hvorved 4 x 100 kg sink kan avdrives i det første trinn. Den resterende 10% sinkoxyd i slaggen fra det første reduksjonstrinn reduseres i et annet reduksjonstrinn til ca. 1% sink. Ved eksemplet anvendes et reduksjonsmiddel av hvilket forbruket er 1,3-1,5 kg/kg Zn ved reduksjon i ett eneste trinn til sinkkonsentrasjoner av 1-2%. Forbruket av reduksjonsmiddel pr. kg Zn ligger ved reduksjon til sinkkonsentrasjoner > 10% på et betydelig lavere nivå av 0,3-0,4 kg reduksjonsmiddel pr. kg Zn.

I det ovenfor angitte eksempel blir da forbruket

Claims (13)

1. Fremgangsmåte for behandling av sinkslig for utvinning av sink, omfattende - et smeltetrinn i hvilket sinkslig oxyderes og smeltes under tilførsel av luft eller oxygenholdig gass, slik at svoveldioxyd avgår og dannet sinkoxyd forslagges, - et fumingtrinn som følger efter smeltetrinnet og i hvilket den i smeltetrinnet dannede slagg reduseres under tilførsel av reduksjonsmiddel, såsom kull eller hydrocarboner, slik at en reduserende gass inneholdende blant annet carbon-monoxyd, carbondioxyd og metallisk sink avgår, - slagg tappes fra fumingtrinnet, og - en del av den i fumingtrinnet avtappede slagg resirkuleres direkte til smeltetrinnet for å fange opp sinkoxydet i slaggen i smeltetrinnet, karakterisert ved at den i smeltetrinnet dannede slagg reduseres i to på hverandre følgende fumingtrinn, slik at - slagg fra smeltetrinnet reduseres i et første fumingtrinn til et sinkinnhold på mellom 5 og 15%, - en del av den tappede reduserte slagg fra det første fumingtrinn tilbakeføres til smeltetrinnet, og - en annen del av den tappede reduserte slagg ledes videre til et annet fumingtrinn i hvilket slaggen reduseres til et sinkinnhold < 5%.

2. Fremgangsmåte ifølge krav 1/ karakterisert ved at slagg reduseres i det første fumingtrinn til et sinkinnhold > 10%.

3. Fremgangsmåte ifølge krav 1/ karakterisert ved at redusert slagg fra det første fumingtrinn tilføres til smeltetrinnet i en slik mengde at slaggen forblir av egnet konsistens, og med fordel tilføres slagg i en slik mengde at sinkinnholdet ikke overskrider 25%.

4. Fremgangsmåte ifølge krav 1, karakterisert ved at over halvparten av den reduserte slagg fra fumingtrinnet resirkuleres til smeltetrinnet.

5. Fremgangsmåte ifølge krav 1, karakterisert ved at slagg reduseres i det annet fumingtrinn til et sinkinnhold < 2%.

6. Fremgangsmåte ifølge krav 1, karakterisert ved at varm slagg fra det første fumingtrinn resirkuleres til smeltetrinnet.

7. Fremgangsmåte ifølge krav 6, karakterisert ved at slagg innmates kontinuerlig fra en smelteovn til en fumingovn og resirkuleres kontinuerlig fra fumingovnen til smelteovnen.

8. Fremgangsmåte ifølge krav 7, hvor behandlingen av sinkslig utføres i en smelteovn og en slaggbehandlingsovn, hvor smeltedelen ved hjelp av en mellomvegg er adskilt fra slaggbehandlingsdelen, karakterisert ved at - slaggoverflaten i smelteovnen holdes på minst det samme nivå som tilsvarende slaggoverflate i slaggbehandlingsovnens innløpsdel. - slagg ledes via et overløp fra smelteovnen til slaggbehandlingsovnens innløpsdel, hvorved innløpsdelen er adskilt fra den egentlige fumingdel ved hjelp av en mellomvegg, - slagg føres via en spalte under mellomveggen fra innløps-delen til den egentlige fumingdel, - sinkoxyd reduseres til sink i fumingdelen, - slaggoverflaten i den egentlige fumingdel forhøyes ved hjelp av injisering av den gass som fumingprosessen krever, til et høyere nivå en slaggoverflaten i smelteovnen, - en del av den reduserte slagg fra fumingdelen ledes via et annet overløp fra fumingdelen til smelteovnen, og - en annen del av det reduserte slagg ledes til et annet fumingtrinn.

9. Fremgangsmåte ifølge krav 1, karakterisert ved at i det første fumingtrinn dannet sink og reduserende gasser efterforbrennes for erholdelse av sinkoxyd.

10. Fremgangsmåte ifølge krav 9, karakterisert ved at efterforbrenningen finner sted i fumingovnen ovenfor slaggsjiktet, hvorved en del av den ved forbrenningen dannede varme kan tilgode-gjøres for fumingprosessen.

11. Fremgangsmåte ifølge krav 1, karakterisert ved at gasser fra fumingdelen føres til en "splash"- eller stenkkondensator for å ta vare på metallisk sink.

12. Fremgangsmåte ifølge krav 1, karakterisert ved at utad nøytral deponerbar silikatslagg tas ut fra det annet fumingtrinn.

13. Anordning for behandling av sinkslig, omfattende en smelteovn (10) og en ved smelteovnen anordnet slaggbehandlingsovn (20), hvorved en mellomvegg (15) skiller smelteovnens og slaggbehandlingsovnens gassrom fra hverandre og en annen mellomvegg (19) skiller slaggsjiktene fra hverandre , karakterisert ved at - slaggbehandlingsovnen (20) ved hjelp av en fra ovnens tak nedadrettet mellomvegg (21) er delt i en innløpsdel (23) og en egentlig fumingdel (25), idet mellomveggen (21) er anordnet slik at innløpsdelens og fumingdelens øvre gassrom og øvre slaggsjikt er skilt fra hverandre og at en forbindelse (27) mellom innløpsdelen og fumingdelen hovedsakelig dannes i ovnens nederste del, - et overløp er anordnet i mellomveggen (19') mellom smelteovnen og innløpsdelen, slik at slagg kan strømme fra smelteovnen der slaggnivået (a) er høyere enn slaggnivået (b) i innløpsdelen, til innløpsdelen, og at - et annet overløp er anordnet i mellomveggen (19'') mellom den egentlige fumingdel og smelteovnen, slik at redusert slagg kan strømme til smelteovnen fra fumingdelen hvor slaggnivået (c) er øket til over smelteovnens slaggnivå (a) ved hjelp av injisering av luft, kull eller eventuelt hydrocarboner via inntak (22) i fumingdelen.