WO1998011263A1 - Verfahren zum abtrennen von zinn sowie erforderlichenfalls von kupfer aus schrottschmelzen, insbesondere weissblechschmelzen oder metallischen schmelzen - Google Patents

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WO1998011263A1
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    • C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
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    • C22B7/00—Working up raw materials other than ores, e.g. scrap, to produce non-ferrous metals and compounds thereof; Methods of a general interest or applied to the winning of more than two metals
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    • Y02P10/20—Recycling

Definitions

  • the invention relates to a method for separating tin and, if necessary, copper from scrap melts, in particular tinplate melts or metallic melts, such as are formed in the course of the processing of waste or combustion residues containing metal oxide
  • a method for processing waste or metal oxide-containing metal combustion residues has already been disclosed in EP 707 083, in which a reduction was subsequently carried out after at least partial oxidation of the melt to slag with the separation of a metal bath.
  • a reduction was subsequently carried out after at least partial oxidation of the melt to slag with the separation of a metal bath.
  • copper is brought into the iron bath, with non-ferrous metals in the Can seep out in the form of raw bronze.
  • crude bronze had leached out at a temperature of approx. 1500 ° C.
  • a raw copper with an iron content of approximately 4% by weight was generally formed, although relatively high copper contents still remain in the iron bath.
  • the remaining iron alloy typically contains about 8% by weight copper.
  • WO 96/24696 has disclosed a process for producing pig iron or steel and cement clinker from slag, in which a ferrite slag is formed and is likewise reduced in a reduction reactor with the formation of an iron bath and in the sintering phase with the combustion of carbon .
  • the pig iron bath can subsequently be refreshed, whereby copper contents can remain in the steel, which are too high for a number of other uses.
  • Iron baths used specifically for refining slags, and in particular pig iron baths contain more or less high copper contents, depending on the history of the slags.
  • the tin content of steel is usually between 0.015 and 0.02% by weight in the steel. Extrapolation for scrap results in tin contents of 0.1% by weight and the presence of tin in such large amounts leads to a product which can only be used to a limited extent after the scrap melt. This applies all the more when tinplate melts are produced and it is therefore a simple and reliable method for separating tin of essential economic importance in order to arrive at economically usable melt products.
  • Scrap melting processes, and in particular tinplate melting, have so far generally resulted in a product with limited use, which is not suitable for a number of applications is more appropriate.
  • a tin content of more than 500 ppm leads to significantly reduced strength and deformation properties of the product, so that a simple and safe method for separating tin can significantly improve the value of the melt product.
  • the invention now aims to reduce the tin content and, if necessary, the copper content of metallic melts or of scrap melts in a particularly simple manner, whereby to solve this problem it is proposed that the C content of the melt be 3 to 4.2% by weight. % is set and that hot wind, oxygen or oxygen-enriched air is locally blown onto partial areas of the surface of the melt pool, SnO being discharged from the zone formed between the carbon-rich bath and the iron oxides formed by inflation using a redox gradient via the gas phase.
  • a reduction potential is set, as is typical for pig iron. Due to the fact that hot wind or oxygen is locally blown onto partial areas of the surface of the molten bath, a redox gradient is formed between a locally formed iron oxide phase and the iron carbon of the bath, which enables the selective oxidation of tin to divalent tin and in this way due to The high vapor pressure of SnO causes SnO to constantly evaporate from the equilibrium in the phase of the redox gradient between the iron oxide phase and the iron carbon.
  • Iron oxide is thus continuously separated off, the areas over which such separation of tin oxide succeeds in the divalent stage being limited to a spherical cap surrounding the iron oxide phase with a pronounced redox gradient.
  • the correspondingly high carbon content of the melt is necessary, with this zone between iron oxide phase and iron carbon in addition to SnO Arsenic as a trivalent oxide (AS2O3) can also be removed via the gas phase.
  • a complete separation of tin is usually possible with blowing times of less than 20 minutes, with the advantage that it can be removed together with volatile SnO A s-III oxides.
  • the procedure according to the invention is advantageously such that the C content of the bath during the local inflation of oxygen to 3 to 4.2% by weight by blowing in carbon or is held by carbon carriers.
  • the oxygen or air lance is directed towards a focal spot, which ensures the formation of the transition zone with the redox gradient to the surrounding iron carbon.
  • the setting and maintenance of the corresponding carbon content ensures the corresponding redox gradient over the entire blowing time and thus the reliable separation of evaporating SnO from the transition zone, the metallic tin being able to be oxidized selectively and quantitatively to SnO.
  • the process according to the invention is advantageously carried out in such a way that oxygen is introduced via an inflation lance and carbon is introduced through the bottom nozzles of a converter, the procedure advantageously being that the zone with the redox gradient is maintained until the tin content has dropped below 500 ppm becomes.
  • the high carbon content leads to the formation of the two phases, which enables a substantial depletion of copper if necessary.
  • Further equally undesirable copper can subsequently advantageously be removed in such a way that, after tin has been separated off, Cu is separated off by introducing sulfur into the molten metal.
  • the melting temperature is in particular in the case of tinplate melts and a carbon content of approximately 4.2% by weight at approximately 1350 ° C.
  • iron II and iron in particular become III-oxides are formed, which subsequently form the required zone with a redox gradient with the carbon content of the iron in the vicinity of the firing spot of the lances, which in turn ensures the safe oxidation of metallic tin to SnO and thus the separation via the Ensure gas phase.
  • the process is of course economically viable if cheap coal qualities, such as, for example, high-sulfur pet coke, a carbon-containing residue from petroleum distillation with about 7% by weight sulfur are used for melting, and in particular for melting, scrap becomes.
  • the resulting high sulfur input can be used directly to reduce the copper content.
  • the procedure is advantageously that of melting with sulfur-containing carbon carriers copper stone formed at temperatures above 1400 ° C, in particular about 1500 ° C, is withdrawn from the iron bath.
  • the procedure is advantageously such that sulfur is introduced or applied in at least a stoichiometric amount based on Cu, whereupon the liquid Cu2 ⁇ - (copper stone) phase formed is drawn off.
  • the process according to the invention is therefore advantageously carried out in such a way that the iron-rich melts are saturated with carbon or are used as a pig iron bath, whereupon in a first process step a phase separation into an iron-rich phase containing Cu in amounts of 0.5 to 2% by weight and a phase Cu-rich phase containing residual iron less than 10% by weight takes place, whereupon the iron-rich phase is mixed with sulfur and the floating Cu2S phase is drawn off.
  • the sulfur can be introduced in a particularly simple manner in the form of sulfur vapor.
  • the process according to the invention is advantageously carried out in such a way that S in the form of S- Steam is introduced in a stoichiometric amount based on Cu, preferably S-steam is used in an amount exceeding the stoichiometric amount based on Cu by a factor of 1.5 to 2.5.
  • the desulfurization of the iron or steel bath after tapping the copper sulfide phase can be carried out in a simple manner so that CaC2 and / or MgO is used to desulfurize the metal bath.
  • clinker, pozzolana slag or a waste incineration slag with a basicity (CaO / SiO 2) between 1.3 and 1.7 is advantageously used for desulfurization, such a procedure having the advantage that the clinker or the pozzolana slag Integrates sulfur from the pig iron bath into the clinker structure practically quantitatively.
  • Such a procedure is advantageous in terms of cement technology, since it can reduce the amount of gypsum added during cement production.
  • the sulfur can be introduced in a particularly simple manner via under-bath nozzles.
  • a temperature level of around 1500 ° C is sufficient at the beginning for the desulfurization of pig iron.
  • Carbon reduces the solubility of liquid copper in molten pig iron, which means that a two-phase melt can be formed with a correspondingly high carbon content.
  • an iron-rich phase with approximately 1% by weight of copper and a copper-rich phase with approximately 6% by weight of iron can be formed, the two phases being easily separated from one another by decanting at approximately 1500 ° C.
  • Pig iron fractions as can be used in the course of the present invention, typically contain Cu contents between 0.1 and 8% by weight.
  • the copper-rich fraction withdrawn can be given to a primary copper smelter with a contribution margin.
  • the iron-rich fraction can then be decoupled by sulfur, whereby iron-containing copper sulfide can be floated onto the pig iron bath and drawn off. In principle, this copper sulfide can also be sold to a primary smelter with a low contribution margin.
  • the pig iron left behind generally has a relatively high sulfur content of the order of a few percent by weight.
  • a typical sulfur content here is around 2% by weight.
  • Desulphurization is achieved in a conventional manner under basic and reducing conditions, for example with calcium carbide or magnesium, after which the steel can then be refined. If clinker or pozzolana slags are used for the desulfurization of the pig iron bath, sulfur contents of less than 60 ppm can be easily achieved in the pig iron.
  • Devices such as rinsed pans and RH or DH processes can be used for the sulfurization process in secondary metallurgy.
  • Sulfur vapor can be introduced in a simple manner via under-bath nozzles.
  • clinker phases or liquid pozzolana slags or a waste incineration slag with a basicity (CaO / Si ⁇ 2) between 1.3 and 1.7 in addition to desulfurization of the pig iron bath, an improvement in the cement technology properties is achieved at the same time, since the sulfur binding in the clinker, as mentioned above, has a number of advantages.
  • copper stone Because of the sulfur introduced via pet coke, a so-called “copper stone” was formed, in which nickel and iron were dissolved in addition to copper.
  • the copper stone is a thin, complex sulfide composed of Fe, Cu, Ni and traces of other metals ("sulfide pictures"). The metals Zn, Pb and some phosphorus go into the gas phase.
  • the copper stone was removed from the iron bath at approx. 1500 ° C.
  • the pig iron left behind still had a Cu content of approx. 500 ppm.
  • the slag was desulphurized to approx. 1000 ppm S in an iron bath using a slag obtained from waste incineration (CaO / Si ⁇ 2 between 1.3 and 1.7).
  • the desulfurized iron bath was "tinned" by means of a hot wind jet (1100 ° C). About 30 to 90 - ⁇ hot air was required per ton of pig iron. The de-tinning process was completed in 10-20 minutes. The final tin content of the pig iron thus obtained was less than 200 ppm.
  • the crude iron melt had a bath temperature of 1450 to 1550 ° C, the final carbon content being about 1.5%.
  • Hot air was used to freshen up to a carbon content of 0.5%.
  • the "final freshening" was done with technically pure oxygen in the LD or OBM process in order to obtain the lowest possible final nitrogen contents in the crude steel.

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Abstract

In einem Verfahren zum Abtrennen von Zinn sowie erforderlichenfalls von Kupfer aus Schrottschmelzen, insbesondere Weißblechschmelzen oder metallischen Schmelzen, wie sie im Zuge der Aufarbeitung von Müll bzw. metalloxidhaltigen Verbrennungsrückständen gebildet werden, wird der C-Gehalt der Schmelze auf 3 bis 4,2 Gew.-% eingestellt und Heißwind, Sauerstoff oder mit Sauerstoff angereicherte Luft lokal auf Teilbereiche der Oberfläche des Schmelzbades aufgeblasen, wobei SnO aus der zwischen dem kohlenstoffreichem Bad und den durch Aufblasen gebildeten Eisenoxiden ausgebildeten Zone mit einem Redox-Gradienten über die Gasphase ausgetragen werden.

Description

Verfahren zum Abtrennen von Zinn sowie erforderlichenfalls von Kupfer aus Schrottschmelzen, insbesondere Weißblechschmelzen oder metallischen Schmelzen
Die Erfindung bezieht sich auf ein Verfahren zum Abtrennen von Zinn sowie erforderlichenfalls von Kupfer aus Schrottschmelzen, insbesondere Weißblechschmelzen oder metallischen Schmelzen, wie sie im Zuge der Aufarbeitung von Müll bzw. metalloxidhaltigen Verbrennungsrückständen gebildet werden
Im Zuge der Aufarbeitung von Müll bzw. von metalloxidhaltigen Verbrennungsrückständen oder Schlacken sind bereits Reinigungsverfahren vorgeschlagen worden, bei welchen die Schlacken unter Ausbildung eines Eisenbades oder unter Einsatz eines Eisenbades gereinigt werden. Derartige, als Roheisenbad anfallende Schmelzen enthalten je nach Zusammensetzung der Ausgangsschlacken mehr oder weniger große Kupferanteile. Kupfer im Roheisen, und insbesondere im Stahl, stellt aber ein metallurgisches Problem dar. Kupfer stört bei der Herstellung von Flachprodukten, wie beispielsweise Tiefziehblechen . Stahlwerke verarbeiten zumeist nur Stahlqualitäten, die einen Kupfergehalt von kleiner als 0,1 % aufweisen müssen. Für Langprodukte, beispielsweise Träger, Baustähle oder Schienen sind zwar geringfügig höhere Kupfergehalte zulässig. Auch hier ist die Obergrenze bei dem Kupfergehalt jedoch zumeist kleiner als 0,4 Gew.%. Kupfer wird auch in Stahlherstellungsprozessen durch Schrott zugeführt, und die Kupfermenge im Stahl steigt mit der steigenden Schrottrecylingquote .
Aus der- EP 707 083 ist bereits ein Verfahren zum Aufarbeiten von Müll oder von metalloxidhaltigen Metallverbrennungs- rückständen bekannt geworden, bei welchem nach zumindest teilweiser Oxidation der Schmelze zu Schlacke unter Abscheidung eines Metallbades nachfolgend eine Reduktion vorgenommen wurde. Im Zuge der Reduktion, wie sie beispielsweise durch Einblasen von Kohlenmonoxid/Kohlendioxid erfolgen kann, wird Kupfer in das Eisenbad gebracht, wobei Buntmetalle in der Folge in Form von Rohbronze ausseigern können. Nach dem Ausseigern von Rohbronze bei einer Temperatur von ca 1500° C wurde in der Regel ein Rohkupfer mit einem Eisengehalt etwa 4 Gew.% gebildet, wobei jedoch weiterhin relativ hohe Kupfergehalte im Eisenbad verbleiben. Die verbleibende Eisenlegierung enthält hierbei typischerweise etwa 8 Gew.% Kupfer.
Aus der WO 96/24696 ist ein Verfahren zur Herstellung von Roheisen oder Stahl- und Zementklinker aus Schlacken bekannt ge- worden, bei welchem eine Ferritschlacke gebildet wird und gleichfalls in einem Reduktionsreaktor unter Ausbildung eines Eisenbades und in der Sinterphase unter Verbrennung von Kohlenstoff reduziert wird. Ebenso wie bei dem erstgenannten Verfahren kann das Roheisenbad in der Folge gefrischt werden, wo- bei im Stahl Kupfergehalte verbleiben können, welche für eine Reihe von weiteren Verwendungen zu hoch sind. Auch spezifisch für die Veredelung von Schlacken eingesetzte Eisenbäder, und insbesondere Roheisenbäder, enthalten je nach Vorgeschichte der Schlacken mehr oder minder hohe Kupfergehalte.
Ein weiteres Problem derartiger metallischer Schmelzen liegt in deren hohem Zinngehalt.
Der Zinngehalt von Stahl beträgt üblicherweise zwischen 0,015 und 0,02 Gew.% im Stahl. Durch Hochrechnung auf Schrott ergeben sich aber Zinngehalte von 0,1 Gew.% und die Anwesenheit von Zinn in derartig hohen Mengen führt zu einem nur beschränkt verwertbarem Produkt im Anschluß an die Schrottschmelze. Dies gilt umsomehr, wenn Weißblechschmelzen herge- stellt werden und es ist daher ein einfaches und zuverlässiges Verfahren zum Abtrennen von Zinn von wesentlicher wirtschaftlicher Bedeutung, um zu wirtschaftlich verwertbaren Schmelzprodukten zu gelangen.
Schrottschmelzverfahren und insbesondere Weißblechschmelzen führen bisher in aller Regel zu einem nur beschränkt einsä z- fähigen Produkt, welches für eine Reihe von Anwendungen nicht mehr geeignet ist. Ein Zinngehalt über 500 ppm führt zu deutlich verminderten Festigkeits- und Verformungseigenschaften des Produktes, sodaß ein einfaches und sicheres Verfahren zum Abtrennen von Zinn hier den Wert des Schmelzproduktes wesent- lieh verbessern kann.
Die Erfindung zielt nun darauf ab, in besonders einfacher Weise den Zinngehalt sowie erforderlichenfalls den Kupfergehalt von metallischen Schmelzen bzw. von Schrottεchmelzen zu reduzieren, wobei zur Lösung dieser Aufgabe vorgeschlagen wird, daß der C-Gehalt der Schmelze auf 3 bis 4,2 Gew.% eingestellt wird und daß Heißwind, Sauerstoff oder mit Sauerstoff angereicherte Luft lokal auf Teilbereiche der Oberfläche des Schmelzbades aufgeblasen wird, wobei SnO aus der zwischen dem kohlenstoffreichem Bad und den durch Aufblasen gebildeten Eisenoxiden ausgebildeten Zone mit einem Redox-Gradienten über die Gasphase ausgetragen werden.
Dadurch, daß der Kohlenstoffgehalt der Schmelze auf 3 bis 4,2 Gew.% eingestellt wird, wird ein Reduktionspotential eingestellt, wie es für Roheisen typisch ist. Dadurch, daß nun Heißwind bzw. Sauerstoff lokal auf Teilbereiche der Oberfläche des Schmelzbades aufgeblasen wird, wird zwischen einer lokal gebildeten Eisenoxidphase und dem Eisenkohlenstoff des Bades ein Redox-Gradient ausgebildet, welcher die selektive Oxidation von Zinn zu zweiwertigem Zinn ermöglicht und auf diese Weise aufgrund des hohen Dampfdruckes von SnO dazu führt, daß SnO konstant aus dem Gleichgewicht in der Phase des Redox-Gradienten zwischen der Eisenoxidphase und dem Eisenkohlenstoff verdampft. Es wird somit kontinuierlich Eisenoxid abgetrennt, wobei sich die Bereiche, über welche eine derartige Abtrennung von Zinnoxid in der zweiwertigen Stufe gelingt, auf eine die Eisenoxidphase umgebende Kalotte mit einem ausgeprägten Redox-Gradient beschränken. Um diesen Redox-Gradient aufrechtzuerhalten, ist der entsprechend hohe Kohlensto fgehalt der Schmelze erforderlich, wobei aus dieser Zone zwischen Eisenoxidphase und Eisenkohlenstoff neben SnO auch Arsen als dreiwertiges Oxid (AS2O3 ) über die Gasphase abgezogen werden kann. Eine vollständige Abtrennung von Zinn gelingt hiebei in aller Regel mit Blaszeiten von unter 20 Minuten, wobei mit Vorteil gemeinsam mit flüchtigen SnO As- III-Oxide abgezogen werden können.
Bei Verwendung von Heißwind oder mit Sauerstoff angereicherter Luft muß allerdings sichergestellt werden, daß keine unerwünschte Aufstickung des Bades erfolgt. Dies gelingt gemäß ei- ner bevorzugten Weiterbildung der Erfindung dadurch, daß Heißwind bis zum Abbrennen des Kohlenstoffgehaltes auf > 0,5 Gew.% aufgeblasen wird, worauf mit Sauerstoff oder mit Sauerstoff angereicherter Luft weitergefrischt wird.
Um den Redox-Gradient für die sichere Ausbildung des SnO zu gewährleisten, wird erfindungsgemäß mit Vorteil so vorgegangen, daß der C-Gehalt des Bades während des lokalen Auf- blasens von Sauerstoff auf 3 bis 4,2 Gew.% durch Einblasen von Kohlenstoff oder von Kohlenstoffträgem gehalten wird. Die Sauerstoff- bzw. Luftlanze wird hiebei auf einen Brennfleck gerichtet, welcher die Ausbildung der den Redox-Gradienten aufweisenden Übergangszone zum umgebenden Eisenkohlenstoff gewährleistet. Die Einstellung und das Aufrechterhalten des entsprechenden Kohlenstoffgehaltes gewährleistet über die gesamte Blaszeit den entsprechenden Redox-Gradienten und damit die sichere Abtrennung von verdampfendem SnO aus der Übergangszone, wobei das metallisch vorliegende Zinn selektiv und quantitativ zu SnO oxidiert werden kann.
Das Verfahren wird erfindungsgemäß mit Vorteil so durchgeführt, daß Sauerstoff über eine Aufblaslanze und Kohlenstoff über Bodendüsen eines Konverters eingebracht wird, wobei mit Vorteil so vorgegangen wird, daß die Zone mit dem Redox-Gradienten bis zur Abreicherung des Zinn-Gehaltes von unter 500 ppm aufrechterhalten wird. Aufgrund der Einstellung der Schmelze auf einen hohen Kohlenstoffgehalt, welcher nahe dem Sättigungsgehalt an Kohlenstoff in Eisen liegen kann, gelingt bereits zuvor bei Vorliegen eines hohen Kupfergehaltes eine Phasentrennung, wobei mit Vor- teil so vorgegangen wird, daß vor dem Abdampfen des SnO Cu durch Phasentrennung einer mit Kohlenstoff gesättigten Schmelze abgetrennt wird, worauf die gebildete eisenreiche Phase der Zinn-Abtrennung unterworfen wird. Der hohe Kohlenstoffgehalt führt zur Ausbildung der beiden Phasen, welche eine wesentliche Abreicherung an Kupfer im Bedarfsfalle ermöglicht. Weiteres ebenso unerwünschtes Kupfer kann in der Folge mit Vorteil so entfernt werden, daß nach dem Abtrennen von Zinn eine Abtrennung von Cu durch Einbringen von Schwefel in die Metallschmelze vorgenommen wird.
Die Schmelztemperatur liegt insbesondere bei Weißblechschmelzen und einem Kohlenstoffgehalt von etwa 4,2 Gew.% bei etwa 1350° C. Im Bereich des Auftreffens des Blasstrahles der Sauerstofflanze bzw. der mit Sauerstoff angereicherten Luft wer- den vor allem Eisen-II- und auch Eisen-III-Oxide ausgebildet, welche in der Folge mit dem Kohlenstoffgehalt des Eisens in der Umgebung des Brennspots der Lanzen die erforderliche Zone mit einem Redox-Gradienten ausbilden, welche wiederum die sichere Oxidation von metallischem Zinn zu SnO und damit die Ab- trennung über die Gasphase gewährleisten.
Eine wirtschaftliche Führung des Verfahrens gelingt naturgemäß dann, wenn für das Schmelzen, und insbesondere für das Aufschmelzen von Schrott, billige Kohlequalitäten, wie beispiels- weise hochschwefelhaltiger Pet-Koks, ein kohlenstoffhaltiger Rückstand aus der Erdöldestillation mit ca. 7 Gew.% Schwefelgehalt, eingesetzt wird. Das daraus resultierende hohe Schwefeleinbringen kann unmittelbar zur Verringerung des Kupfer- gehaltes verwendet werden. Um mit Kupfer belastete Schmelzen wirkungsvoll zu entkupfern, wird mit Vorteil so vorgegangen, daß der beim Schmelzen mit schwefelhaltigen Kohlenstoffträgern gebildete Kupferstein bei Temperaturen von über 1400° C, insbesondere etwa 1500° C, vom Eisenbad abgezogen wird.
Bei Verwendung hochwertiger Kohle oder zu geringem Schwefel- einbringen wird mit Vorteil so vorgegangen, daß Schwefel in bezogen auf Cu wenigstens stöchiometrischer Menge ein- oder aufgebracht wird, worauf die gebildete flüssige Cu2≤- (Kupferstein) Phase abgezogen wird.
Dadurch, daß in oder auf das Bad Schwefel ein- oder aufgebracht wird, wird Kupferstein gebildet und kann abgezogen werden. Die im Zuge des Aufbringens oder Einbringens von Schwefel eingebrachte Schwefelmenge in das Roheisen oder die Stahlschmelze kann in der Folge durch konventionelles Entschwefeln wiederum entfernt werden, wobei sich insbesondere bei der Herstellung von puzzolanischen Schlacken oder Klinkern hier zusätzlich synergistische Effekte erzielen lassen.
Wie bereits in der EP 707 083 beschrieben, gelingt es, im Fal- le von kohlenstoffreichen Roheisenschmelzen in einer ersten Stufe eine Phasentrennung vorzunehmen. Mit Rücksicht auf die in der eisenreichen und kupferarmen Phase verbleibenden Kupfermengen ist es in diesen Fällen ausreichend, die eisenreiche Phase mit Schwefel zu versetzen, um auf diese Weise das Ge- samteinbringen von Schwefel zu reduzieren. Mit Vorteil wird daher das erfindungsgemäße Verfahren so durchgeführt, daß die eisenreichen Schmelzen mit Kohlenstoff gesättigt oder als Roheisenbad eingesetzt werden, worauf in einer ersten Verfahrensstufe eine Phasentrennung in eine eisenreiche und Cu in Mengen von 0,5 bis 2 Gew.% enthaltende Phase und eine Cu-rei- che, Resteisen geringer als 10 Gew.% enthaltende Phase erfolgt, worauf die eisenreiche Phase mit Schwefel versetzt wird und die aufschwimmende Cu2S-Phase abgezogen wird.
Das Schwefeleinbringen kann in besonders einfacher Weise in Form von Schwefeldampf erfolgen. Mit Vorteil wird das erfindungsgemäße Verfahren so durchgeführt, daß S in Form von S- Dampf in einer überstöchiometrischen Menge bezogen auf Cu eingebracht wird, wobei vorzugsweise S-Dampf in einer die stö- chiometrische Menge bezogen auf Cu um einen Faktor 1,5 bis 2,5 übersteigenden Menge eingesetzt wird.
Das Entschwefeln des Eisen- oder Stahlbades nach dem Abstich der Kupfersulfid-Phase kann in einfacher Weise so vorgenommen werden, daß CaC2 und/oder MgO zum Entschwefeln des Metallbadeε eingesetzt wird. Mit Vorteil wird jedoch zur Entschwefelung Klinker, puzzolanische Schlacke oder eine Müllverbrennungs- schlacke mit einer Basizität (CaO/Siθ2) zwischen 1,3 und 1,7 eingesetzt, wobei eine derartige Vorgangsweise den Vorteil hat, daß der Klinker bzw. die puzzolanische Schlacke den Schwefel aus dem Roheisenbad praktisch quantitativ in das Klinkergefüge einbindet. Eine derartige Vorgangsweise ist zementtechnologisch von Vorteil, da der Gipszusatz bei der Zementhersteilung dadurch reduziert werden kann.
In besonders einfacher Weise kann der Schwefel über Unterbad- düsen eingebracht werden.
Die Zugabe von elementarem Schwefel zu Stahl, welche, wie eingangs erwähnt, bevorzugt wenigstens stöchiometrisch bezogen auf den Cu-Gehalt des Stahls erfolgen soll, führt zur Ausbildung von Cu2S-Tröpfchen. Derartige Kupfersteintröpfchen flotieren, da sie leichter als die Stahlschmelze sind, auf die Oberfläche der Stahlfläche auf. Kupferstein kann somit in flüssiger Form leicht abgezogen werden, wobei der im flüssigen Stahl verbleibende, restliche flüssige Kupferstein sich im erstarrten Stahl als Mikroinhomogeni ät ausscheidet. Derartige Mikroinhomogenitäten zeigen in der Folge beim Tiefziehen keine negativen Effekte und bilden auch keine elektrochemischen Lokalelemente, sodaß die Stahlkorrosion verringert wird. Beim Entschwefeln von Stahl ist es allerdings erforderlich, Te pe- raturen in der Größenordnung von 1650° C aufrechtzuerhalten, wohingegen nach einem Aufkohlen bzw. nach einem Eisatz von Roheisen ein entsprechend niedereres Temperaturniveau gewählt werden kann. Für die Entschwefelung von Roheisen ist ein Temperaturniveau von etwa 1500° C zu Beginn ausreichend. Kohlenstoff setzt die Löslichkeit des flüssigen Kupfers im flüssigen Roheisen herab, wodurch bereits eine zweiphasige Schmel- ze bei entsprechend hohem Kohlenstoffgehalt gebildet werden kann. Bei entsprechend hohem Kohlenstoffgehalt kann eine eisenreiche Phase mit etwa 1 Gew.% Kupfer und eine kupferreiche Phase mit etwa 6 Gew.% Eisen gebildet werden, wobei durch Dekantieren bei ca. 1500° C die beiden Phasen leicht voneinander getrennt werden können. Roheisenfraktionen, wie sie im Zuge der vorliegenden Erfindung zum Einsatz gelangen können, enthalten typischerweise Cu-Gehalte zwischen 0,1 und 8 Gew.%.
Die abgezogene kupferreiche Fraktion kann mit einem Deckungs- beitrag an eine Primär-Kupferhütte abgegeben werden. Die eisenreiche Fraktion kann in der Folge durch Schwefeln entkup- fert werden, wobei eisenhaltiges Kupfersulfid auf das Roheisenbad flotiert und abgezogen werden kann. Auch dieses Kupfersulfid kann prinzipiell an eine Primärhütte mit geringem Deckungsbeitrag abgegeben werden.
Das zurückgebliebene Roheisen weist m der Regel einen relativ hohen Schwefelgehalt in der Größenordnung von einigen Gewichtsprozenten auf. Ein typischer Schwefelgehalt liegt hier bei etwa 2 Gew.%. Ein Entschwefeln gelingt hier m konventioneller Weise unter basischen und reduzierenden Bedingungen beispielsweise mit Kalziumkarbid oder Magnesium, worauf anschließend ein Frischen zu Stahl erfolgen kann. Wenn für die Entschwefelung des Roheisenbades Klinker oder puzzolanische Schlacken eingesetzt werden, lassen sich ohne weiteres Schwefelgehalte von kleiner als 60 ppm im Roheisen erzielen.
Für den Schwefelungsprozeß können in der Sekundärmetallurgie übliche Einrichtungen wie gespülte Pfannen sowie RH- oder DH- Verfahren eingesetzt werden. Das Einleiten von Schwefeldampf kann in einfacher Weise über Unterbaddüsen erfolgen. Insbesondere unter Verwendung von Klinkerphasen bzw. flüssigen puzzolanischen Schlacken oder eine Müllverbrennungsschlacke mit einer Basizität (CaO/Siθ2) zwischen 1,3 und 1,7 wird neben einer Entschwefelung des Roheisenbades gleichzeitig auch eine Verbesserung der zementtechnologischen Eigenschaften erzielt, da die Schwefelbindung im Klinker, wie oben erwähnt, mit einer Reihe von Vorteilen verbunden ist.
Die Erfindung wird nachfolgend anhand eines Ausführungsbei- spieles näher erläutert.
In einem KS-Konverter (bodenblasender Konverter aus der "OBM- Familie" ) wurde Stahlschrott unter ständigem Boden-Einblasen von billigem hochschwefelhaltigen Pet-Koks (kohlenstoffhaltigem Rückstand aus der Erdöldestillation mit ca. 7 % Schwefelgehalt) eingeschmolzen. Die Ausgangs-Analyse des Stahlschrottes (Müll-Schrott, Weißblechdosen) ergab die folgenden Werte:
Stahlschrott
Element Anteil (%)
P 0,13 s 0,18
Cu 1,82
Cr 0,18
Ni 0,08
Sn 0,15
Pb 0,12
Zn 0,34
Fe Rest
Es wurde eine Eisenschmelze bei ca. 1350° erhalten, die an Kohlenstoff weitestgehend gesättigt war (ca. 3,2 % C) .
Aufgrund des über den mittels Pet-Koks eingebrachten Schwefels bildete sich ein sogenannter "Kupferstein", in dem neben Kupfer noch Nickel und Eisen gelöst war. Der Kupferstein ist ein dünnflüssiges, komplex zusammengesetztes Sulfid aus Fe, Cu, Ni und Spuren weiterer Metalle ("Sulfid-Bildern"). Die Metalle Zn, Pb sowie etwas Phosphor gehen in die Gasphase.
Der Kupferstein wurde bei ca. 1500° C vom Eisenbad abgezogen. Das zurückgebliebene Roheisen wies noch einen Cu-Gehalt von ca. 500 ppm auf.
Nun wurde mittels einer aus einer MüllVerbrennung gewonnenen Schlacke (CaO/Siθ2 zwischen 1,3 und 1,7) auf ca. 1000 ppm S im Eisenbad entschwefelt.
Anschließend wurde das so entschwefelte Eisenbad mittels eines Heißwindstrahls (1100° C) "entzinnt" . Dabei wurden pro t Roheisen ca. 30 bis 90 -^ Heißluft benötigt. Der Entzinnungs- vorgang war in 10 - 20 Minuten abgeschlossen. Der End-Zinnge- halt des so erhaltenen Roheisens lag unter 200 ppm. Die Roh- eisenschmelze wies eine Badtemperatur von 1450 bis 1550° C auf, wobei der Endkohlenstoffgehalt bei ca. 1,5 % lag.
Mittels Heißluft wurde bis zu einem Kohlenstoffgehalt von 0,5 % gefrischt. Das "Endfrischen" erofolgte mit technisch reinem Sauerstoff im LD- oder OBM-Verfahren, um möglichst niedrige Endstickstoff-Gehalte im Rohstahl zu erhalten.

Claims

Patentansprüche :
1. Verfahren zum Abtrennen von Zinn sowie erforderlichenfalls von Kupfer aus Schrottschmelzen, insbesondere Weißblechschmel- zen oder metallischen Schmelzen, wie sie im Zuge der Aufarbeitung von Müll bzw. metalloxidhaltigen Verbrennungsrückständen gebildet werden, dadurch gekennzeichnet, daß der C-Gehalt der Schmelze auf 3 bis 4,2 Gew.% eingestellt wird und daß Heißwind, Sauerstoff oder mit Sauerstoff angereicherte Luft lokal auf Teilbereiche der Oberfläche des Schmelzbades aufgeblasen wird, wobei SnO aus der zwischen dem kohlenstoffreichem Bad und den durch Aufblasen gebildeten Eisenoxiden ausgebildeten Zone mit einem Redox-Gradienten über die Gasphase ausgetragen werden.
2. Verfahren nach Anspruch 2, dadurch gekennzeichnet, daß Heißwind bis zum Abbrennen des Kohlenstoffgehaltes auf > 0,5 Gew.% aufgeblasen wird, worauf mit Sauerstoff oder mit Sauerstoff angereicherter Luft weitergefrischt wird.
3. Verfahren nach Anspruch 1 oder 2, dadurch gekennzeichnet, daß gemeinsam mit flüchtigen SnO As-III-Oxide abgezogen werden .
4. Verfahren nach Anspruch 1, 2 oder 3, dadurch gekennzeichnet, daß der C-Gehalt des Bades während des lokalen Aufblasens auf 3 bis 4,2 Gew.% durch Einblasen von Kohlenstoff oder von Kohlenstoffträgem gehalten wird.
5. Verfahren nach einem der Ansprüche 1 bis 4, dadurch gekennzeichnet, daß Sauerstoff über eine Aufblaslanze und Kohlenstoff über Bodendüsen eines Konverters eingebracht wird.
6. Verfahren nach einem der Ansprüche 1 bis 5 , dadurch gekenn- zeichnet, daß die Zone mit dem Redox-Gradienten bis zur Abreicherung des Zinn-Gehaltes von unter 500 ppm aufrechterhalten wird.
7. Verfahren nach einem der Ansprüche 1 bis 6 , dadurch gekennzeichnet, daß vor dem Abdampfen des SnO Cu durch Phasentrennung einer mit Kohlenstoff gesättigten Schmelze abgetrennt wird, worauf die gebildete eisenreiche Phase der Zinn- Abtrennung unterworfen wird.
8. Verfahren nach einem der Ansprüche 1 bis 7 , dadurch gekennzeichnet, daß vor oder nach dem Abtrennen von Zinn eine Ab- trennung von Cu durch Einbringen von Schwefel in die Metallschmelze vorgenommen wird.
9. Verfahren nach einem der Ansprüche 1 bis 8 , dadurch gekennzeichnet, daß der Schrott unter Einsatz von schwefelhaltiger Kohle oder Koks wie z.B. Pet-Koks geschmolzen wird.
10. Verfahren nach Anspruch 9, dadurch gekennzeichnet, daß der beim Schmelzen mit schwefelhaltigen Kohlenstoffträgem gebildete Kupferstein bei Temperaturen von über 1400° C, insbeson- dere etwa 1500° C, vom Eisenbad abgezogen wird.
11. Verfahren nach einem der Ansprüche 8, 9 oder 10, dadurch gekennzeichnet, daß Schwefel in bezogen auf Cu wenigstens stö- chiometrischer Menge ein- oder aufgebracht wird, worauf die gebildete flüssige CU2S- {Kupferstein) Phase abgezogen wird.
12. Verfahren nach einem der Ansprüche 1 bis 11, dadurch gekennzeichnet, daß die eisenreichen Schmelzen mit Kohlenstoff gesättigt oder als Roheisenbad eingesetzt werden, worauf in einer ersten Verfahrensstufe eine Phasentrennung in eine eisenreiche und Cu in Mengen von 0,5 bis 2 Gew.% enthaltende Phase und eine Cu-reiche, Resteisen geringer als 10 Gew.% enthaltende Phase erfolgt, worauf die eisenreiche Phase mit Schwefel versetzt wird und die aufschwimmende Cu2S-Phase abgezogen wird.
13. Verfahren nach nach einem der Ansprüche 8 bis 12, dadurch gekennzeichnet, daß S in Form von S-Dampf in einer über- stöchiometrischen Menge bezogen auf Cu eingebracht wird.
14. Verfahren nach nach einem der Ansprüche 8 bis 13 , dadurch gekennzeichnet, daß S-Dampf in einer die stöchiometrische Menge bezogen auf Cu um einen Faktor 1,5 bis 2,5 übersteigenden Menge eingesetzt wird.
15. Verfahren nach nach einem der Ansprüche 1 bis 14, dadurch gekennzeichnet, daß das nach dem Abstich der Cu2~S-Phase verbleibende Roheisenbad entschwefelt wird.
16. Verfahren nach Anspruch 15, dadurch gekennzeichnet, daß CaC2 und/oder MgO zum Entschwefeln des Metallbades eingesetzt wird.
17. Verfahren nach Anspruch 15 oder 16, dadurch gekennzeichnet , daß zur Entschwefelung des Metallbades nach dem Abtrennen des Cu2S Klinker, puzzolanische Schlacken oder eine Müllver- brennungsschlacke mit einer Basizität (CaO/Siθ2) zwischen 1,3 und 1,7 eingesetzt werden.
18. Verfahren nach einem der Ansprüche 8 bis 17, dadurch ge- kennzeichnet, daß der Schwefel über Unterbaddüsen eingebracht wird.
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Families Citing this family (4)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US6478847B1 (en) 2001-08-31 2002-11-12 Mueller Industries, Inc. Copper scrap processing system
CN102102154A (zh) * 2010-12-22 2011-06-22 中南大学 一种锡的低温熔盐清洁冶金方法
CN107267782B (zh) * 2017-05-05 2019-02-01 中南大学 一种从高锡钨精矿中综合回收锡钨的方法
CN112575194B (zh) * 2020-11-25 2021-12-17 中南大学 一种用于强化废旧焊锡中锡氧化挥发的添加剂及其应用

Citations (11)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
GB1192510A (en) * 1968-11-12 1970-05-20 Meherwan Cavasji Irani Removal of Copper from Molten Iron and Steel
GB2021155A (en) * 1978-05-16 1979-11-28 British Steel Corp Removing Tin From Cast Iron
GB2039859A (en) * 1979-01-16 1980-08-20 Ryazan Z Proizv I Obrabot Tsve Recovery of Tin from Stanniferous Material
EP0077190A2 (de) * 1981-10-09 1983-04-20 Unisearch Limited Verfahren und Vorrichtung zur Verhüttung und zum Abrauchen von Zinnkonzentraten
SU1148872A1 (ru) * 1983-04-11 1985-04-07 Магнитогорский горно-металлургический институт им.Г.И.Носова Способ удалени меди из расплава чугуна и стали
JPH06299266A (ja) * 1993-04-12 1994-10-25 Nippon Steel Corp 錫を含む鉄鋼スクラップから錫を分離回収する方法
JPH07179923A (ja) * 1993-12-22 1995-07-18 Nippon Steel Corp 金属の溶解・精錬法
EP0707083A1 (de) * 1994-10-10 1996-04-17 "HOLDERBANK" Financière Glarus AG Verfahren zum Aufarbeiten von Müll oder von metalloxidhaltigen Müllverbrennungsrückständen sowie Vorrichtung zur Durchführung dieses Verfahrens
EP0714860A1 (de) * 1994-11-25 1996-06-05 Von Roll Umwelttechnik AG Verfahren zur Aufbereitung von festen Rückständen aus Müllverbrennungsanlagen, und Vorrichtung zur Durchführung des Verfahrens
WO1996024696A1 (de) * 1995-02-07 1996-08-15 'holderbank' Financiere Glarus Ag Verfahren zur herstellung von roheisen oder stahl und zementklinker aus schlacken
EP0801136A1 (de) * 1996-04-19 1997-10-15 "HOLDERBANK" Financière Glarus AG Verfahren zum Reduzieren von oxidischen Schlacken

Family Cites Families (2)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US5588982A (en) * 1995-05-01 1996-12-31 Alabama Power Company Process for producing foudry iron
US5902375A (en) * 1995-09-27 1999-05-11 Sumitomo Metal Industries, Ltd. Method of melting tinned iron scrap

Patent Citations (11)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
GB1192510A (en) * 1968-11-12 1970-05-20 Meherwan Cavasji Irani Removal of Copper from Molten Iron and Steel
GB2021155A (en) * 1978-05-16 1979-11-28 British Steel Corp Removing Tin From Cast Iron
GB2039859A (en) * 1979-01-16 1980-08-20 Ryazan Z Proizv I Obrabot Tsve Recovery of Tin from Stanniferous Material
EP0077190A2 (de) * 1981-10-09 1983-04-20 Unisearch Limited Verfahren und Vorrichtung zur Verhüttung und zum Abrauchen von Zinnkonzentraten
SU1148872A1 (ru) * 1983-04-11 1985-04-07 Магнитогорский горно-металлургический институт им.Г.И.Носова Способ удалени меди из расплава чугуна и стали
JPH06299266A (ja) * 1993-04-12 1994-10-25 Nippon Steel Corp 錫を含む鉄鋼スクラップから錫を分離回収する方法
JPH07179923A (ja) * 1993-12-22 1995-07-18 Nippon Steel Corp 金属の溶解・精錬法
EP0707083A1 (de) * 1994-10-10 1996-04-17 "HOLDERBANK" Financière Glarus AG Verfahren zum Aufarbeiten von Müll oder von metalloxidhaltigen Müllverbrennungsrückständen sowie Vorrichtung zur Durchführung dieses Verfahrens
EP0714860A1 (de) * 1994-11-25 1996-06-05 Von Roll Umwelttechnik AG Verfahren zur Aufbereitung von festen Rückständen aus Müllverbrennungsanlagen, und Vorrichtung zur Durchführung des Verfahrens
WO1996024696A1 (de) * 1995-02-07 1996-08-15 'holderbank' Financiere Glarus Ag Verfahren zur herstellung von roheisen oder stahl und zementklinker aus schlacken
EP0801136A1 (de) * 1996-04-19 1997-10-15 "HOLDERBANK" Financière Glarus AG Verfahren zum Reduzieren von oxidischen Schlacken

Non-Patent Citations (4)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Title
DATABASE WPI Section Ch Week 8542, Derwent World Patents Index; Class M24, AN 85-261905, XP002049542 *
PATENT ABSTRACTS OF JAPAN vol. 095, no. 001 28 February 1995 (1995-02-28) *
PATENT ABSTRACTS OF JAPAN vol. 095, no. 010 30 November 1995 (1995-11-30) *
T. DEBROY ET AL.: "Fuming of stannous oxide from silicate melts", METALLURGICAL TRANSACTIONS B, vol. 218, no. 3, June 1990 (1990-06-01), WARRENDALE, PA, USA, pages 449 - 454, XP000160259 *

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