TWI398528B - 包含銅與其他有價金屬之殘留物之回收 - Google Patents

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Description

包含銅與其他有價金屬之殘留物之回收
本發明係關於一種用於回收包含銅及其他有價金屬,特別係鎳、鉬、鈷等之殘留物之方法。
發明背景
銅(Cu)價及合金金屬,特別係如鎳(Ni)、鈷(Co)及鉬(Mo)之價值增加已使煉銅廠發展卸料前用於處理熔渣之補充步驟。
此係因為由一濃縮物熔煉銅之方法一方面一般產生經精煉之鑌銅,且另一方面產生主要由矽石、鐵氧化物及其他”不可還原”氧化物(氧化鋁、鎂、石灰)組成之熔渣或爐渣類似脈石。此熔渣包含低含量之銅及其他可還原金屬,如鉬、鎳、鈷等,其迄今僅可藉物理方法,即極精細研磨熔渣並藉由浮懸法分離包含銅之各相或藉於電爐中之熔渣還原處理部分回收。
事實上,煉銅廠總是留下並卸下仍含有0.5至2%銅及含量約0.5%之Mo、Ni或Co之低等級部分,其中Mo、Ni或Co之含量係隨濃縮物之礦物性質而變。
源自冶煉廠之熔渣的典型分析係呈現於下表1中:
藉由主要為Pb及Zn之揮發性金屬揮發(“發煙”)之萃取步驟後,可由冶金加工鉛獲得可比較組成(亦包含Cu)之熔渣。
此熔渣之組成係概述於下表2中:
此外,銅之電化學熔煉(陽極爐)產生具有下列(指示)組成(表3)之已知為銅-鐵熔渣之熔渣:
在已知回收方法中,回收步驟係在處理或純化(“熔渣淨化”)爐中完成,最新型之爐係一SAF爐(“潛弧爐”)爐類型之電爐,其中熔渣之加熱事實上不是藉由電弧發生,而是藉由電流傳導(焦耳效應)進行;這是此爐有時已知為”耐熔渣”爐之故。
此類爐之技術及操作係描述於刊物”COPPER 2003-COBRE 2003”之文章”銅熔渣淨化之目前狀況及新趨勢”中。
在工業實施中,這些爐處理數類熔煉副產品,但主要為呈液體並包含5至10%Cu(主要為氧化物Cu2 O及硫化物Cu2 S)之轉化器熔渣和小比例之”銅廢料”(其係冷的,因此為固體並包含30至40%Cu)。其他主要化合物為鐵(如氧化物FeO及Fe3 O4 )及矽石SiO2
該操作係在約1250℃之溫度下完成並包括利用經由添加碳至熔渣中本身所形成之氣態CO或金屬鐵還原Cu氧化物。
所得產物係包含50至70%銅及因此可比較比例之鐵之Cu-Fe-S硫渣和上述組成之殘留熔渣(“煉銅廠熔渣”)。
基於下列2個原因,此結果無法令人滿意:-一方面,鑌銅係經鐵及硫極度稀釋,及-另一方面,最終熔渣仍包含顯著量之Cu、Mo及Zn,因此其未被回收。
MINTEK所發表標題為”利用DC-電弧爐技術由熔渣回收鈷、鎳及銅”之刊物呈現在各種直流試驗性電弧爐(60kW、150kW、1-3MW)上進行試驗的結果,其中該等試驗包括熔化源自反射爐包含1至3%Cu、0至4%Ni、0至1%Co之熔渣。
該等試驗係在1300至1600℃之溫度下進行並利用碳作為主要還原劑完成還原。
所獲得之合金包含40%至80%Fe且由該等試驗獲得之 主要發現如下:-鈷及銅比鎳更不易回收,-Cu及Co之回收率主要隨所倒金屬中鐵之比例及操作時間而變,其中約2小時之時間可最小化熔渣中Cu、Ni及Co之殘留含量,且-對於金屬中50%之鐵含量,所觀察到之殘留含量係約0.5%Cu及0.1%之Ni及Co,這些數字係源自Ni及Cu之初始含量為5至10倍高者,其確定可以最佳產率回收Ni。
該研究進一步引用
藉由注入氧濃縮Cu及Co合金之可能性,可將Fe含量降低至25%及藉由施用”溫和攪拌”改善有價元素之回收率的可能性,對此無提供任何數字。
作者解釋電漿電弧加熱可獲得比耐熔渣爐(上述者)更好之回收率,因為熔渣之化學組成可獨立於耐熔渣特性(其需要較高Fe含量)地調整;然而,該組成限於相對於DC型電漿電弧爐之SAF型的AC(交流)電爐變化體。
最後,其提及已證明石灰(CaO)之添加加速還原動力學並可在僅1小時操作之後獲得良好回收率之先前技術。
MINTEK於1994年申請一基於此在DC(直流)電弧爐中利用碳進行還原之原理的專利。
應注意有許多舊專利(1972年至1988年)提出在極明確之條件下利用電爐進行之Cu”冶煉爐”熔渣還原方法:1972年專利(DE 2122169,Vereinigte Deutsche Metallwerke),其係利用CaS微粒及極特定溫度條件(>1700℃),1976年專利(GB 1458269,Kennecott Copper),其係利用硫化鐵作為還原劑在1200-1300℃下或以含碳還原劑隨強力機械攪拌導入以最終形成硫渣,及1988年專利(US 4737186,Outokumpu),其係關於利用碳粉,但在極薄金屬浴(厚度小於20釐米)上還原Pb、Cu及/或Ni熔渣,其包括SAF-型之操作模式(耐熔渣)。
因此,迄今所提解決方法中無一者可在可使用之原料性質及所回收金屬之產率上或在方法本身之技術及經濟態樣上令人滿意地回收有價金屬。
發明標的
本專利目的係提出一種可處理這些不同類型之熔渣以萃取至少部分其中所含呈高度回收形式之有價金屬,例如Cu、Ni、Mo、Co、Zn、Pb之有效方法。
根據本發明,此目的係藉由根據申請專利範圍第1項之回收有價非鐵金屬之方法達到。
為達上述目的,本發明因此提出一種在包含複數個電極、裝有耐火爐床並包含銅金屬殘液且經含有至少一熔化還原階段A之流動熔渣所覆蓋之交流型電漿電弧爐中由包含氧化態大於或等於零之非鐵金屬的冶金殘留物回收這些非鐵金屬,特別係銅、鎳及鈷之方法,其包括下列要素: A1將含有非鐵金屬之冶金殘留物裝在電漿電弧爐中所含之金屬殘液上,A2使該冶金殘留物在流動熔渣中熔渣/銅浴界面處熔化,A3將至少該等非鐵金屬還原成氧化態為零(如金屬)並A4藉由注入惰性氣體,較佳係氮氣及/或氬氣強力攪拌銅金屬殘液以避免形成硬皮,加速還原反應並使銅可混溶之非鐵金屬載入銅金屬殘液中。
基於數種原因,特佳係結合使用銅浴及交流型電漿電弧爐。
首先,此回收方法可在明確操作條件下組合使用目前情況所用之標準設備項目(電爐、進料裝置、浴攪拌器)。
此外,此組合可使用冶金殘留物,其最常為在熔煉期間及精煉期間所獲得源自所有類型之冶金製程以及(例如)在加工或切削金屬及合金期間可能源自任何其他適當來源之熔渣、爐渣或粉塵,其可包含大量不同有價非鐵金屬,如(例如)Ni、Co、Mo、Zn、Pb、As、Al等,即使起初含量較低。
另一方面,不像耐熔渣方法,本發明方法基本上對將決定熔渣組成之所用冶金殘留物的組成不敏感。此容許處理在冶金殘留物來源及性質方面具有極大彈性。具體言之,由回收的觀點來看,不感興趣之其他化合物的存在性,如(例如)矽、鎂、鈣等對本發明方法之操作無負面影響。
應了解可用於此一方法之冶金殘留物可為冷的並因此 係固體,但亦可裝入熱的或甚至係熔融殘留物,例如直接源自冶金製程,如在煉銅廠之情況者。
在本發明之較佳具體表現中,還原係在石灰(氧化鈣,CaO)的存在下進行。此係因為石灰加速還原反應之動力學並可在較短處理時間後獲得良好回收率。
較佳係將冶金殘留物及視情況選用之石灰裝入電爐中電漿電弧爐之電極之間。或者,可經由電弧爐頂中之開口裝入冶金殘留物及石灰。然後,此裝有滑道之開口係位於近電極環周圍處,此滑道傾斜而使材料流下時穿過電極之間進入金屬殘液中。
將冶金殘留物及石灰同時或交替地裝入電爐中,較佳係藉由重力進行。
必要時,當然亦可在階段A及/或C期間加入補充熔渣形成劑。
強力攪拌金屬殘液使金屬殘液及熔渣可達到均勻溫度;持續更新與金屬殘液接觸之熔渣層以使其保持過熱及高流動性且可吸收有價非鐵金屬而不使後者固化,然後形成不可破裂硬皮。此係因為在殘留物撞擊在熔渣上時,其直接被爐介質所消化並因激烈攪拌而極快速地熔化。
強力攪拌此金屬殘液可藉由注入中性或惰性氣體(氮氣及/或氬氣)使其以較佳為40公升/分鐘.公噸(浴中每分鐘及每公噸液體金屬之公升數)至150公升/分鐘.公噸(浴中每分鐘及每公噸液體金屬之公升數)穿過電弧爐爐床的方式進行。攪拌氣體之流率特佳係50至100公升/分鐘.公噸(浴中 每分鐘及每公噸液體金屬之公升數)。當然,這些流率必須視金屬殘液深度以及注入點的數目和位置而調整。這些較高攪拌氣體流率與電弧爐之一般習慣無關。更確切地,攪拌氣體在慣用製鋼方法中電弧爐裏之流率係在0.1至5公升/分鐘.公噸之範圍內並僅欲均勻化金屬殘液並調整冶金結果及溫度。
為確保攪拌之最佳有效性,金屬殘液必須具有特定最低深度,較佳係至少0.3米深。必須小心確保注入攪拌氣體使其穿過爐床並非僅簡單打穿金屬浴形成一孔而無使其處於激烈運動狀態下。當然,此最低深度可視電弧爐之組態及氣體注入構件的位置而變,其中該等氣體注入構件較佳係多孔磚或者風嘴。
還原較佳係在碳,較佳係無煙煤的存在下進行以確保有價金屬完全還原,即使冶金殘留物中有金屬還原劑存在。為此,將碳注入銅浴中以確保該浴中有足夠碳含量。根據本發明方法之另一優勢係特定非鐵化合物在階段A期間揮發並藉由煙霧帶走。因此,在本發明較佳具體表現中,該方法另外提供揮發性重金屬,特別係鋅及鉛之回收,其中煙霧在階段A及(若適用)階段B期間所帶走之揮發性重金屬化合物係藉由分離器,例如藉由過濾器回收。
一具體表現提供在至少一熔化還原階段之後的沉降階段B,其包括適度攪拌B1以促進金屬滴由熔渣沉降至金屬殘液中之以最佳化銅浴中金屬滴由熔渣之萃取。
步驟B1中此金屬殘液之適度攪拌係藉由注入惰性氣體 使其以2公升/分鐘.公噸至20公升/分鐘.公噸之流率,較佳係以3公升/分鐘.公噸至10公升/分鐘.公噸之流率穿過電弧爐爐床的方式進行。
因為階段A及視情況選用之階段B可重複且該爐之有效體積有限,較佳係自該爐移除一部分,較佳係大部分耗乏有價金屬之熔渣以便導入新的冶金殘留物進料。該方法較佳提供自該爐移除至少一部分熔渣,其係在藉由適度攪拌方式進行沉降階段之後進行。
該銅浴係特別有利於回收特定數目已還原至氧化態為零之非鐵金屬,即如金屬,特別係如鎳及鈷以及其他金屬,如鉬。若希望這些非鐵金屬獲得良好回收率,然而不易避免還原特定量之鐵,其因此亦將進入銅浴中。
然而,因為鐵在銅浴中之存在性一般係非所需的,因此一較佳具體表現另外提出由銅浴消除鐵及視情況存在之氧化性比鐵高之金屬,該方法另外包括至少一後續氧化階段C,該階段包括藉將氧注入銅浴中並由下方施用或保持強力攪拌而氧化鐵及銅浴中氧化性比鐵高之金屬,特別係矽、錳或鋁。
此具體表現之特別優勢因此係純化銅浴以獲得實質上不含鐵,但另外特別包含鎳及鈷之銅。此銅合金可為特定銅應用感興趣之原料。
所用冶金殘留物應包含鉬,因為後者與銅之混溶性低於(例如)鎳或鈷,本發明提出該方法之一特佳變化例,其容許選擇性回收鉬氧化物濃縮物。在此一情況下,氧化階段C 係在移除至少一部分熔渣B2之後以量達1.2至1.8倍氧化銅浴中所含之鐵及鉬之化學計量數量的氧量完成,而且煙霧中所帶走之氧化鉬係藉由分離器,例如藉由過濾器回收。此分離器較佳係分離階段A期間視情況所用者以回收Zn及Pb。所獲得之氧化鉬係相當濃且必要時可容易地藉由已知方式進一步純化。
因為在以過量氧化劑進行氧化階段期間,一部分銅必然被氧化並轉入熔渣中,較佳係在階段C之前移除一部分耗乏熔渣並將富含銅之熔渣再循環至一後續熔化還原階段A。
因此,較佳係在階段C完成時由該爐移出一部分銅浴並將熔渣再循環至一後續熔化還原階段A。
另一方面,鑑於鉬在銅中之較低混溶性,視起始冶金殘留物中之Mo含量而定,例如在較佳與階段B組合之各階段A之後,較佳係更頻繁地進行氧化階段C。
階段A、階段B及階段C期間所用之處理溫度一般係1300至1600℃,但較佳係1400至1500℃。
總而言之,由於一如上述之方法,可回收不同來源含有非鐵金屬之冶金殘留物。依其最簡單的形式,此方法可獲得含有Ni及Co和(若適用)Mo及低鐵含量之Cu金屬合金。在此情況下,揮發性金屬部分,特別係Zn、Pb、As、Bi、Sb等與任何可能存在之貴金屬(例如Ag、In、Ge等)較佳係在過濾器中以粉塵形式回收。
該方法較佳係包括藉由適度攪拌銅浴以可將金屬滴回 收至該浴中之沉降階段。
在一更佳方法中,氧化階段不只可由銅合金中除去鐵並可藉由過濾煙霧回收鉬。
本發明之其他特殊特性及特徵將由下以實例方式提供之部分較佳具體表現之細節描述揭露。
較佳具體實例敘述
基本上,所提之解決方法包括高溫冶金法,其係在AC(交流)型電漿電弧爐中藉由注入惰性氣體(氮氣或氬氣)強力混合之銅浴上進行。
A.熔化還原階段
-裝入待處理熔渣(及其他可能殘留物)並藉由加熱及強力攪拌調整與銅浴接觸之溫度(若為冷進料,則至熔化);-還原步驟可使整個元素Cu、Mo、Ni及Co事實上由熔渣載入金屬中;在此還原步驟結束時,倒入有價元素大幅耗乏之熔渣,因此說明若以小比例存在,Cu、Ni、Co以及Mo之極佳產率。
B.沉降階段
-階段A之後,較佳係接著進行一段時間之沉降以使金屬滴藉由施用比階段A更多適度攪拌而回到銅浴中,
C.氧化階段
-氧化階段使可消除存在於Cu-Ni(或Co)合金中之鐵;在此氧化階段結束時,倒入一部分依此方式純化鐵之金屬 浴,但仍保留足夠金屬殘液以開始處理新的熔渣進料。
這3個階段係在近1400至1500℃之溫度及階段A及C之強力攪拌程度(每分鐘及每公噸金屬浴之40至150公升氮氣)下進行,該條件使其可進行熱交換並在每階段以約10至20分鐘之短時間反應。
依序進行還原階段及氧化階段使其可回收大幅耗乏鐵之銅浴中之銅、鎳及鈷並揮發和回收其他有價金屬,其中該等有價金屬係藉由氧化階段A之已還原金屬蒸氣,例如Zn及Pb間接以細微氧化物顆粒形式或藉由過濾器或另一分離器,如旋風分離器等直接以階段C之氧化物顆粒,例如As、Mo等形式或收。
實例 實例1
根據本發明方法之第一變化例係說明於下述為處理冷進料之Cu-Fe-Ni熔渣所進行之試驗中。應了解煉銅廠熔渣之處理將係在類似條件進行並具類似結果。
此試驗係在AC電弧爐上以3MW之有效功率及10公噸之總容量進行並包括處理具有下列組成之冷且因此為固體之熔渣:
開始實際處理之前,將3公噸分析陳述於下表中之已回收銅裝入爐中:
銅進料係在藉由安置於爐床下方之3個攪拌元件攪拌並以150公升/分鐘或9牛頓立方米/小時之總流率供應之氮氣下熔化並調整至1450℃。
一旦溫度已達到1450℃,Cu-Fe-Ni熔渣以4公噸/小時之連續流率開始經由爐頂中之開口進料並在150公升/分鐘下保持攪拌。
依此方式裝入5公噸熔渣並在進料結束時加入500公 斤游離石灰CaO。
因此,在熔渣開始進料後之一個半小時獲得均勻熔渣並可開始進行還原階段。此係藉由注入無煙煤微粒使其以10公斤/分鐘之速率穿過浸漬在熔渣中之噴槍達10分鐘。
在此注射結束後十分鐘,氮氣攪拌之流率在10分鐘內降低至~15公升/分鐘以促進金屬滴自熔渣沉降。
在此階段,採集金屬及熔渣之樣品;這些樣品之分析揭露下列結果:
所獲得之熔渣量為4.80公噸;此係藉由保持大量存在並可精確測量之石灰平衡表所算得。
根據此分析,回收率如下:-Cu:96%-Ni:94% 估計金屬浴為3.48公噸。
應注意Si及Mn實際上已由金屬浴中消失,其意味其已參與Cu及Ni(和已載入金屬中之Fe)之還原。
此顯示還原亦可僅藉由Mn、Si或Al類型之金屬還原劑達到。這些金屬還原劑具有產率接近100%之優勢,因為不像碳,其容易溶於銅浴中並因此自然分散在整個浴液表面上;此外還原反應不形成氣態CO,其可避免因未受控制發泡而使熔渣溢流的風險。另一方面,金屬還原劑的成本遠高於碳。
然後,淨化此大量耗乏Cu及Ni之熔渣,而且該方法係以類似所述順序的方式進行之熔渣熔化階段及還原階段繼續進行;最終獲得增加~1.1%Ni之金屬浴並可重複該順序高達該爐容量所允許之次數,例如3次(該順序總共進行4次)以獲得5公噸之金屬。
一旦熔渣已經淨化,但小部分(例如500公斤)係保留在爐中並在倒入金屬之前,可進行氧化階段C以消除金屬浴中所含2%Fe。
對於此,持續進行強力攪拌(150公升/分鐘)並經由浸漬在金屬浴中之噴槍注入近1.2倍化學計量數量之氧。金屬之分析揭露依此方式已將Fe含量降低至0.05%以下,但可注意到熔渣之Cu含量已提高至6%。
一部分金屬,例如2公噸之Cu-Ni合金因此係經由用作虹吸管之斜槽裝置選擇性地倒入而使其可將富含銅之熔渣保留在爐中。
然後,可由殘留物金屬殘液開始繼續進行熔渣熔化還原階段(階段A);此熔渣中所含之銅將在還原階段期間回收。
此因此定義一用於Cu-Fe-Ni熔渣以產生極純Cu-Ni合金(不含鐵)並以接近95%之產率回收銅及鎳之處理方法。
實例2
可將上述用於銅浴上之操作模式施用在與銅高度混溶之鎳及鈷的回收上。在Cu-Mo熔渣之情況下,鉬係與銅極微混溶的,提出一藉由氧化及揮發分離Mo之處理變化例,其中氧化係視熔渣中鉬之含量所需,例如在各還原步驟之後進行。
對具有下表所陳述之組成且在1200℃下以液體形式獲得之熔渣所進行的試驗係描述於下:
處理係在有效功率為3MW且總容量為10公噸之AC電弧爐中進行:裝入液體熔渣之前,熔化3公噸具有下列組成之銅金屬殘液:
此熔化係以150公升/分鐘之攪拌氮氣穿過爐床底部之流率進行。
一旦已將此銅浴調整至1450℃,將5公噸上面所定義之熔渣隨攪拌以150公升/分鐘經由爐中側槽裝入;在熔渣進料結束時,加入500公斤游離石灰CaO。
一旦已在1450℃下獲得均勻金屬+熔渣浴,可藉由注入無煙煤微粒使其以5公斤/分鐘之速率穿過浸漬在熔渣中之噴槍達15分鐘以開始進行還原階段。
注射結束時,氮氣攪拌之流率在15分鐘內降低至~15公升/分鐘以促進金屬滴自熔渣沉降。
隨此”溫和”攪拌沉降15分鐘之後,採集金屬及熔渣之 樣品,其產生下列結果:
物質平衡表顯示獲得近3.1公噸富含Mo之銅及近5公噸之熔渣。元素Cu及Mo之平衡表揭露Cu及Mo之回收率極接近90%。
此外,應注意Si及Mn已自金屬中消失,其明顯促成Cu及Mo(和已載入金屬中之Fe)氧化物之還原;同樣地,實際上由金屬及熔渣消失之鋅如所希望般係在粉塵中以氧化物形式回收。在熔渣製程階段期間所選擇性回收之粉塵的分析揭露近75%ZnO,即~60%Zn。
若以連續批次之液體熔渣重覆此熔渣處理方法,將自此熔渣持續回收銅,但將遇到Mo在Cu中之極有限混溶性的問題。
因此,似乎較佳係在移至下一次熔渣進料之前先分離Mo。
鉬氧化劑具高揮發性(MoO3 在1150℃下揮發)之特徵係用於此目的並使用下列程序:-儘可能徹底淨化耗乏Mo及Cu之熔渣(以便保持近500公斤之殘留熔渣)-在重複的2分鐘注射階段中以5牛頓立方米/分鐘之流率注入氧使其穿過浸漬在金屬浴中之耐火爐床並在各步驟採集樣品。
在此氧化階段期間所釋放之粉塵係被選擇性地回收於新過濾袋中。
應注意為了萃取Mo,首先必須氧化實際上所有金屬中之鐵(減至0.05%Fe);一旦已注入30牛頓立方米之氧,即1.5倍用於氧化Fe及Mo之化學計量數量之氧,Mo之含量降低至0.07%。所得熔渣之分析揭露其銅含量已提高至近10%,其主要解釋過量之氧穿過。
所釋放之Mo氧化物確實回收在專門過濾袋中,其中Mo含量近50%,即近80%MoO3 氧化物。
在此選擇性Mo萃取階段之後,藉由裝入新一批5公噸之Cu-Mo熔渣於所得金屬浴中以將Cu及Mo回收至金屬浴中並在氧化階段中由其分離出Mo。
因此,此試驗說明一種以下列產率自熔渣回收Cu及Mo之方法:Cu90%回收至銅浴中 Mo近80%以MoO3 氧化物粉末回收。

Claims (17)

  1. 一種在包含複數個電極、包含銅金屬殘液且經含有至少一熔化還原階段A之流動熔渣所覆蓋之交流型電漿電弧爐中由包含氧化態大於或等於零之非鐵金屬之冶金殘留物回收這些非鐵金屬,特別係銅、鎳及鈷之方法,其包括下列要素:A1將含有非鐵金屬之冶金殘留物裝在電漿電弧爐中所含之金屬殘液上,A2使該冶金殘留物在流動熔渣中熔渣/金屬浴界面處熔化,A3將至少該等非鐵金屬還原成氧化態為零,並A4藉由注入惰性氣體,較佳係氮氣及/或氬氣強力攪拌銅金屬殘液以避免形成硬皮並加速還原反應並使銅可混溶之非鐵金屬載入銅金屬殘液中。
  2. 根據申請專利範圍第1項之方法,其中還原A3係在碳,較佳係無煙煤之存在下進行。
  3. 根據申請專利範圍第2項之方法,其中還原A3係在生石灰CaO之存在下進行。
  4. 根據申請專利範圍第1項之方法,其特徵在於強力攪拌金屬殘液A4可藉由注入惰性氣體使其以40公升/分鐘.公噸至150公升/分鐘.公噸之流率,較佳係以50公升/分鐘.公噸至100公升/分鐘.公噸之流率穿過電弧爐爐床的方式進行。
  5. 根據申請專利範圍第3項之方法,其特徵在於強力攪 拌金屬殘液A4可藉由注入惰性氣體使其以40公升/分鐘.公噸至150公升/分鐘.公噸之流率,較佳係以50公升/分鐘.公噸至100公升/分鐘.公噸之流率穿過電弧爐爐床的方式進行。
  6. 根據申請專利範圍第1、2或4項之方法,其特徵在於至少一熔化還原階段之後另外包括沉降階段B,其包括適度攪拌B1以促進金屬滴由熔渣沉降至金屬殘液中,視情況接著自該爐移去至少一部分熔渣B2。
  7. 根據申請專利範圍第5項之方法,其特徵在於至少一熔化還原階段之後另外包括沉降階段B,其包括適度攪拌B1以促進金屬滴由熔渣沉降至金屬殘液中,視情況接著自該爐移去至少一部分熔渣B2。
  8. 根據申請專利範圍第7項之方法,其特徵在於步驟B1中適度攪拌金屬殘液係藉由注入惰性氣體使其以2公升/分鐘.公噸至20公升/分鐘.公噸之流率,較佳係以3公升/分鐘.公噸至10公升/分鐘.公噸之流率穿過電弧爐爐床的方式進行。
  9. 根據申請專利範圍第1或7項之方法,其另外容許回收揮發性重金屬,特別係鋅及鉛,其特徵在於在階段A及(若適用)階段B期間煙霧中所帶走之揮發性重金屬化合物係藉由分離器回收。
  10. 根據申請專利範圍第1或7項之方法,其另外容許由銅浴消除鐵及視情況存在之氧化性遠比鐵高之金屬,其特徵在於其另外包括至少一後續氧化階段C,該階段包括藉 將氧注入銅浴中並保持由下方強力攪拌而氧化鐵及銅浴中氧化性遠比鐵高之金屬,特別係矽、錳或鋁。
  11. 根據申請專利範圍第10項之方法,其另外容許回收呈氧化形式,特別係鉬氧化物之揮發性非鐵金屬,其特徵在於在氧化階段C期間煙霧中所帶走呈氧化形式之揮發性非鐵金屬化合物係藉由分離器回收。
  12. 根據申請專利範圍第11項之方法,其容許選擇性回收鉬氧化物濃縮物,其特徵在於氧化階段C係在移除至少一部分熔渣B2之後以量達1.2至1.8倍氧化銅浴中所含之鐵及鉬之化學計量數量的氧量進行,而且其中煙霧中所帶走之氧化鉬係藉由分離器回收。
  13. 根據申請專利範圍第11項之方法,其中由該爐移出一部分銅浴並將熔渣再循環至後續熔化還原階段A。
  14. 根據申請專利範圍第12項之方法,其中由該爐移出一部分銅浴並將熔渣再循環至後續熔化還原階段A。
  15. 根據申請專利範圍第1項之方法,其特徵在於處理溫度係1400至1500℃。
  16. 根據申請專利範圍第1項之方法,其特徵在於該等冶金殘留物係藉由重力裝入。
  17. 根據申請專利範圍第1項之方法,其特徵在於將該等冶金殘留物裝入位於電漿電弧爐之電極間之區域中。
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