DD204268A5

DD204268A5 - Verfahren zur rueckgewinnung von metalloxiden oder silikatgebundenen metallen aus fluessiger schlacke

Info

Publication number: DD204268A5
Application number: DD82244192A
Authority: DD
Inventors: Sune Eriksson; Gotthard Bjoerling
Original assignee: Skf Steel Eng Ab
Priority date: 1982-04-07
Filing date: 1982-10-21
Publication date: 1983-11-23
Also published as: AU549755B2; FR2524905A1; DE3234311C2; ES8308591A1; JPS634613B2; PL239082A1; CS273308B2; AU9006082A; GB2118578A; US4588436A; BE894677A; FI823475A0; CA1200702A; PT75754B; IT1152931B; JPS58177421A; GB2118578B; DE3234311A1; PL139606B1; MX156918A

Abstract

Bei einem Verfahren zur Rueckgewinnung von Metalloxiden oder silikatgebundenen Metallen aus fluessiger Schlacke in metallischer oder sulfidischer Form durch Reduktion mit kohlehaltigem Reduktionsmittel wird die zur Einhaltung der Temperatur und zur Durchfuehrung der Reduktion und Sulfidisierung erforderliche Waermeenergie dadurch erzeugt, dass vorgewaermtes Gas durch einen Plasmagenerator unter die Oberflaeche des Schlackenbades eingeblasen wird. Der Dampf fluechtiger Metalle wird in an sich bekannter Weise in einem Kondensator kondensiert und die nichtfluessigen Metalle und Sulfide, die dabei entstehen, werden in Form von Schmelzperlen gesammelt, welche aus der Schlacke ausgeschieden werden.

Description

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Anwendungsgebiet der Erfindang

Die Erfindung betrifft ein Verfahren zur Rückgewinnung von Metalloxiden oder silikatgebundenen Metallen aus flüssiger Schlacke in metallischer oder sulfidischer Form durch Reduktion mit kohlehaltigem Reduktionsmittel.

Charakteristik der bekannten technischen Lösungen -

In der Nichteisen-Metallurgie wird ein Verfahren angewendet, welches als "slag-fuming" bekannt ist, um Zink und andere stark flüchtige Metalle in Form von Oxiden aus flüssigen Schlacken zurückzugewinnen, welche von anderen Verfahren herstammen. Dieses Verfahren wird im allgemeinen in der Weise durchgeführt, daß die flüssige Schlacke partienweise in einem Ofen behandelt wird, dessen Wandungen normalerweise wassergekühlte Rohre aufweisen. Bei der Behandlung wird Kohlenstaub durch eine Anzahl von Rohrleitungen in den unteren Teil des Ofens zusammen mit Luft in stochiometrischer Mindermenge eingeblasen. Diese Luft wird als Primärluft bezeichnet und verbrennt einen Teil des Kohlenstaubs zu Kohlenmonoxid und liefert somit die Wärmeenergie, welche für die meisten endothermischen Reduktionsprozesse benötigt wird. Selbst die bedeutenden Wärmeverluste durch die Ofenwandungen werden auf diese Weise gedeckt.

Der Rest des Kohlengehaltes im Kohlenstaub sowie Kohlenmonoxid und V/asserstoffgas aus der Kohle reduzieren dann alle Oxide flüchtiger Metalle wie beispielsweise Zink, Blei, Zinn und Vi'ismuth, die in der Schlacke vorhängen sind, wobei diese Metalle Metalldampf bilden, welcher die Gasblasen begleitet, die durch die Primärluft und die Reaktionen erzeugt werden,

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und zwar bis zur Oberfläche des Schlackenbades. Die Gasblasen enthalten Stickstoff, die beiden Oxide von Kohlenstoff, Wasserstoff und Wasserdampf sowie Dämpfe der erwähnten Metalle. Der Teildruck für diese Metalle ist jedoch extrem niedrig, und da der Teildruck für Kohlendioxid und Wasserdampf beträchtlich ist, ist es unmöglich, den Zinkdampf zu flüssigem Metall zu kondensieren, da eine Reoxydierung nicht verhindert werden kann. Für die anderen Metalle ist der Teildruck gewöhnlich viel zu niedrig, um eine Kondensation zu erlauben. In der Praxis handelt es sich bei Zink um das in den größten Mengen vorkommende Metall sowie um das Metall, weiches wirtschaftlich rückgewinnungswürdig ist.

Der Atmosphäre über dem Schlackenbad wird Sekundärluft in derartigen Mengen zugeführt, daß eine vollständige Verbrennung des Kohlenmonoxids und des Wasserstoffgases gewährleistet ist, zusammen mit Metalldämpfen, welche im Abgas eine Suspension feiner Teilchen bilden. Eine Wärmemenge wird freigegeben, welche im wesentlichen der Verbrennungswärme im zugeführten Kohlenstaub gleichwertig ist, und diese Wärme wird im allgemeinen in einem Abhitzekessel für die Dampferzeugung zurückgewonnen. Wenn auch die gesamte Einrichtung als Dampferzeuger angesehen werden kann, in welchem die Reduktion der Metalloxide, nur zur Wärmeübertragung beiträgt, muß doch festgestellt werden, daß diese Einrichtung als Dampferzeuger einen beträchtlich geringeren Wärmewirkungsgrad besitzt als herkömmliche Einrichtungen·

Der "slag-fuming^M-Prozeß wird gewöhnlich chargenweise durchgeführt, wobei eine Charge so lange behandelt wird_s bis der Wert der zurückgewonnenen Oxide zuzüglich des Wertes des erhaltenen Dampfes den Kosten des Kohlenstaubs zuzüglich weiterer Kosten entspricht. Gegen Ende einer Behandlung steigt

&, τ τ ι υ c y

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der spezifische Kohl eve rbrauch pro Tonne Zink extrem schnell an. Wenn die Behandlung kontinuierlich erfolgen würde, wäre es erforderlich, mit einem geringen Zinkgehalt in der Schlacke zu arbeiten, wobei der spezifische Kohleverbrauch etwa doppelt so hoch wie durchschnittlich ist. Der Durchschnitt wert beträgt etwa 2 t Kohlenstaub/t Zink.

Wenn auch in vielen Fällen das vorgenannte Verfahren in wirtschaftlicher Hinsicht durchaus zufriedenstellende Ergebnisse zeitigt, hat es den wesentlichen Nachteil, daß das erhaltene Oxidgemisch, d. h. das hinter dem Abhitzekessel ausgefilterte Produkt, das Zink und andere Metalle in Form von Oxiden enthält, eine relativ geringwertige Form von Metallkonzentrat, welches einer weiteren Reduktion unterworfen werden muß_s um den vollen Wert der Metalle zu extrahieren. Außerdem ist für die Wirtschaftlichkeit des Verfahrens die weitere Verwendung des erhaltenen Dampfes erforderlich.

Ziel der Erfindung

Ziel der Erfindung ist es, die schlechte Wirtschaftlichkeit des genannten Verfahrens zu überwinden,

Darlegung des Wesens, der Erfindung

Die Erfindung hat sich die Aufgabe gestellt, ein Verfahren anzugeben, mittels welchem der Metallgehalt in der Schlacke angereichert werden kann, um Metalle oder Sulfide zurückzugewinnen.

Diese Aufgabe löst die Erfindung nach einem Verfahren der eingangs genannten Art im wesentlichen dadurch, daß die zur

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Einhaltung der Temperatur und zur Durchführung der Reduktion und Sulfidisierung erforderliche Wärmeenergie dadurch erzeugt wird, daß in einem Plasmabrenner vorgewärmtes Gas unter die Oberfläche des Schlackenbades eingeblasen wird, daß anschließend der Dampf flüchtiger Metalle in an sich bekannter Weise in einem Kondensator kondensiert wird und die entstandenen nichtflüchtigen Metalle und Sulfide in Form von Schmelzperlen aufgefangen werden, welche man aus der Schlacke auescheiden läßt* Das kohlehaltige Reduktionsmittel wird vorteilhaft gleichzeitig mit dem plasmaerhitzten Gas in die Schlacke eingeblasen. Es kann auch ein festes kohlehaltiges Reduktionsmittel auf die Oberfläche des Schlackenbades gebracht werden.

Es kann zweckmäßig sein, daß ein schwefelhaltiges SuIfidisierungsmittel gleichzeitig mit dem plasmaerhitzten Gas in die Schlacke eingeblasen wird, oder daß ein festes oder flüssiges Sulfidisierungsmittel auf die Oberfläche des Schlackenbades eingebracht wird.

Die Schlackenbehandlung wird kontinuierlich durchgeführt, und während der Behandlung der flüssigen Schlacke wird weiteres Sauerstoff enthaltendes Material eingebracht und einer gleichen Behandlung unterzogen·

Die Erfindung beruht auf dem gleichen Prinzip, welches vorstehend für die Reduktion selbst beschrieben wurde, durch Reaktion von festem Kohlenstoff oder Kohlenmonoxid mit in der Schlacke gelösten Metalloxiden, unterscheidet sich jedoch völlig im Hinblick auf die Wärmezufuhr. Eine gewisse Menge des Abgases wird zurückgeführt und stark überhitzt, indem es durch einen Plasmabrenner hindurchgeleitet wird, in welchem eine elektrische Entladung erfolgt, wodurch das Gas einen Energiegehalt von etwa 5»5 kWh/Nm beispielsweise erhält.

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Das heiße Gas wird in die Schlacke durch ein wassergekühltes Rohr eingeblasen, und an der gleichen Stelle wird Kohlenstaub in die Schlacke eingeblasen, und zwar ebenfalls mit Hilfe des Zirkulationsgases. Dämpfe der zurückzugewinnenden flüchtigen Metalle werden in den Gasblasen in der für den "slag-fuming"-Prozeß beschriebenen Art aufgefangen, wobei der Unterschied erfindungsgemäß darin bestellt, daß die Gasmischung nicht über der Badoberfläche verbrannt wird, sondern verwendet wird, um die Metalle in einem Kondensator zu flüssigem Metall zu kondensieren. Nicht ohne weiteres verflüchtigte Metalle werden als Tropfen ausgeschieden, und man läßt sie sich absetzen»

Da keine Verbrennung von Kohlenstoff mit Sauerstoff aus der Luft erfolgt, wird der Kohlenstoff lediglich durch die Menge an reduzierbaren Oxiden, welche in der Schlacke vorkommen, verbraucht und in gewissem Ausmaße durch Kohlendioxid und Wasserdampf im Trägergas. Die Reduktions-Reaktionen verlaufen endothermisch, und die Geschwindigkeit, mit der die Reduktionen stattfinden, hängt daher nicht nur von der Zufuhr an Kohlenstaub ab, sondern auch von der durch das heiße Zirkulationsgas zugeführten Wärme, welche sowohl die benötigte Reaktionsenergie wie die Wärmeverluste durch die wassergekühlten Wandungen decken muß·

Die Reduktions-Reaktionen verlaufen etwas anders, wenn flüchtige Metalle wie Zink und Metalle wie Chrom, welche schwierig zu reduzieren sind, zurückgewonnen werden sollen oder wenn die Forderung dahin geht, nur nicht ohne weiteres verflüchtigte, relativ leicht reduzierte Metalle wie Eisen umd Blei zurückzugewinnen. Pur Zinkdampf verschiebt sich das Gleichgewicht der Reaktionen

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ZnO + CO s= Zn + C0_?

und

ZnO + H₂ = Zn + H₂O.

bei hohen Temperaturen, d. h. oberhalb von etwa 1000 ⁰C nach rechte j während es sich bei niedrigeren Temperaturen nach links verschiebt, was besagt, daß es schwierig ist, Zinkdampf in Gegenwart von Kohlendioxid und insbesondere von Wasserdampf zu kondensieren. In derartigen Fällen muß daher berechnet werden, daß nur der Kohlegehalt im Reduktionsmittel, beispielsweise Steinkohle, eine Reduktionswirkung besitzt, d. h„, daß die gesamte Reduktion von Zinkoxid entsprechend der allgemeinen Reaktionsformel

ZnO +C= Zn + CO

stattfindet. Kohlendioxid und Wasserdampf werden zu Kohlenmonoxid und Wasserstoffgas reduziert» Der Wasserstoffgehalt der Steinkohle findet sich als Wasserstoffgas im Abgas wieder. Aus diesem Grunde sollte vorzugsweise gasarme Kohle verwendet werden. Dies gilt für Metalle, welche schwierig zu re·» duzieren sind, welche zu Kohlendioxid und Wasserdampf oxydiert werden.

Wenn die Forderung lediglich darin besteht, leicht reduzierte Metalle zurückzugewinnen, ist eine gewisse Menge von Kohlendioxid und Wasserdampf im Abgas erlaubt. In diesem Fall kann gasreiche Kohle mit Vorteil verwendet werden.

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Ausführangsbeispiel

Die Erfindung wird nachstehend eingehender unter Bezugnahme auf ein durchgeführte Versuche erläuterndes Beispiel beschrieben.

In den Versuchen wurde eine Schlacke behandelt, welche 16 % Zn und 2 % Pb bei einer Temperatur von 1250 ⁰C enthielt« Die nach dem Versuch zurückbleibende Schlacke enthielt 2,6 % Zn und 0,06 % Pb, d. h., HO kg Zink und 19 kg Blei wurden pro Tonne Schlacke zurückgewonnen. Der verwendete Kohlenstaub enthielt Kohle und Wasserstoff in einem Gewichtsverhältnis von 6 ; 1 und, da der Tffasserstoffgehalt des Kohlenstaubes nicht an der Reduktion teilnimmt, und da der gesamte Kohlenstoff Kohlenmonoxid im Abgas bilden muß₉ ist das Volumen-Verhältnis CO : H₂ = 1.

Das im Plasmabrenner erhitzte Gas besitzt einen Ehergiegehalt von 5,5 kWh/Hm , was etwa 100 Mcal/kmol Gas äquivalent ist. Außerdem wird das Zirkulationsgas zum Einblasen dea Kohlenstaubes verwendet, und eine Menge von 20 % des heißen Trägergases wird für diesen Zweck benötigt.

Die Austritte der Schlacke bilden 75 % des Gewichtes der eintretenden Schlacke. Da die austretende Schlacke etwas wärmer ist als die eintretende, wird der Einfachheit halber mit der gleichen Enthalpie für gleiche Schlacken gerechnet»

Nach einer empirischen Zahl aus dem herkömmlichen "slag-fuming¹ wird der Wärmeverlust durch die wassergekühlten Ofenwände mit 500 Mcal/t-Schlacke während einer Zeitspanne von 2 Stunden geschätzt, und da die Behandlungszeit bei dem erfindungsge«

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mäßen Verfahren etwa 1 h beträgt, werden die Wärmeverluste mit 250 Mcal/t Schlacke eingesetzt.

Als Berechnungsgrundlage wurden 1000 kg Schlacke eingesetzt,

Energiebedarf für die Reduktion Meal

Zink, 140 kg Blei, 19 kg

Rest-Enthalpien bei 1250 ⁰G

2.1 kmol Zinkdampf 0,1 kmol Bleidampf

2.2 kmol CO 2,2 kmol H₂

X kmol Trägergas, Energie 0,2 kmol Trägergas, Wärme

248 + 11,2 X Energiebilanz 248 + 11,2 X + 250 = 100 X

•2

X= 5,6 kmol, entsprechend 125,4 Nm

Volumen des Abgases: 13,3 kmol.

2,1/13,3 = 15,8 % Zn im Gas zum Kondensator.

Der Energiebedarf betrug 560 Mcal/t Schlacke, entsprechend 400 Mcal/t Zink oder 4650 kWh/t Zink als Metall. Bei einem thermischen Wirkungsgrad von 85 % im Plasmabrenner beträgt der Verbrauch an elektrischer Energie 5470 kWh/t Zink, Es muß jedoch darauf hingewiesen werden, daß nach der Kondensation des Zinks das Abgas einen beträchtlichen V/ärmegehalt besitzt.

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Zum Vergleich kann darauf hingewiesen werden, daß bei dem herkömmlichen "slag-fuming" der Energieverbrauch etwa 14 000 Meal oder etwa 16 000 kWh/t Zink als Zinkoxid beträgt, wobei es sich bei dieser Energie um reine Wärmeenergie handelt. Für die elektrolytische Erzeugung von metallischem Zink aus derartigen Oxiden werden zusätzlich etwa 4000 kWh/t Zink in Form von -elektrischer Energie benötigt.

Es darf darauf hingewiesen werden, daß durch Zufuhr der Energie in Form von plasmaerhitztem Gas die optimale Temperatur für die Reduktion gewählt werden kann· Da außerdem ein höherer Teildruck für das GO-Gas verwendet wird - verglichen mit dem "slag-fuming" - wird die Reduktion selbst dann erleichtert, wenn der Zinkgehalt in der Schlacke niedrig ist, so daß das Verfahren schneller abläuft.

Außerdem, wenn der Zinkgehalt in der Schlacke sinkt, schlägt sich dies lediglich in einer langsamen Abnahme des Ziakgehaltes im zu kondensierenden Gas nieder. Dies bedeutet, daß ein kontinuierlicher Betrieb vorteilhaft ist, da die metallreiche Schlacke zugesetzt wird, wenn die verarmte Schlacke abgezogen wird, so daß der Kondensator unter konstanten Bedingungen arbeitet, was zur Erzielung einer guten Ausbeute in diesem Teilprozeß erforderlich ist.

Die Erfindung ist jedoch nicht auf die hier beschriebenen Ausführungen beschränkt. Gemäß einer anderen Ausführung kann das Reduktionsmittel in Form von Koks od. dgl. von oben her auf die Oberfläche des Schlackenbades gebracht werden. In dem Ofen wird Wärme durch Elektroden zugeführt, welche in das Schlackenbad eingetaucht werden und keinerlei Turbulenz verursachen. Das Entzinken ist daher sehr unvollständig» Erfindungsgemäß wird durch das Einblasen des heißen Gases eine

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äußerst kräftige Turbulenz erzeugt, wie dies für eine hohe Zinkausbeute erforderlich ist. Wenn die Schlacke Schwefel enthält, kann armer Kupferstein ausgeschieden werden, und wenn nicht, kann Schwefel enthaltendes Material in die Schlacke eingeblasen werden, um armen Kupferstein zu erhalten.

Nach einem weiteren Durchführungsbeispiel kann Oxid enthaltendes Material in die Schlacke zusammen mit dem Kohlenstaub geblasen werden, wie beispielsweise erstarrte Schlacke oder Oxidkonzentrat, um die Anlage für unterschiedliche Rohprodukte verwenden zu können. Dieses Oxid enthaltende Material kann auch von oben her dem Schlackenbad zugeführt werden. Sulfid enthaltende Zusätze können auch auf diese V/eise behandelt werden. Naturgemäß muß die Zufuhr an Energie und Reduktionsmittel eingestellt werden, um eine gleichwertige Behandlungdieser Stoffe und der Schlacke zu ermöglichen.

Nach einem weiteren Ausführungsbeispiel der Erfindung können Metalle oder Sulfide, welche nicht leicht flüchtig werden, aus der Schlacke reduziert werden. Diese werden dann in feinen Tropfen in der Schlacke aufgefangen und können entweder im tatsächlichen Reduktionsofen oder in einem Vorherd ausgeschieden werden, welchen die Schlacke nach dem Abstich durchläuft.

Ein Anwendungsgebiet der Erfindung ist die Behandlung von kobaltreichen Konverterschlacken aus der Kupfer- und Nickelindustrie. Während des Schmelzens von armem Kupferstein wird Kobalt im armen Kupferstein ebenso wie Kupfer und Nickel angehäuft, da jedoch Kobalt eine wesentlich größere Affinität zu

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Sauerstoff als Kupfer und Wickel hat, verwandelt sich, wenn der Kupferstein in den Konzentration-Kupferstein geblasen wird, eine beträchtliche Kobaltmenge in Schlacke mit dem Eisen· Normalerweise wird die umgewandelte Schlacke einer gewissen Reduktion in einem elektrischen Lichtbogenofen unterworfen, wobei sie mit Koks behandelt wird, der an der Oberfläche liegt» Die Turbulenz ist jedoch unzureichend, um nur eine annähernd vollständige Rückgewinnung des Kobaltgehaltes in dem durch getrennte Metalle und den Schwefelgehalt der Schlacke gebildeten armen Kupferstein zu erreichen.

Wenn statt dessen eine spezifische Menge kohlenstoffhaltigen Reduktionsmittels zusammen mit einer gleichen spezifischen Menge sulfidischen Materials eingeblasen wird, während gleichzeitig Wärme in Form von plasmaerhitztem Abgas zugeführt wird, kann infolge der kräftigen Turbulenz im Schlackenbad das Ausmaß der Reduktion ausgeglichen werden, so daß nicht zu viel Eisen herausreduziert wird, was zu einem zu geringwertigen Kobalt-Kupfer-Stein führen würde. Der Schwefelgehalt des Steins kann auch auf diese Weise bestimmt werden und damit auch die Rückgewinnung von Kobalt aus Konverterschlacke optimiert werden.

Ein weiteres Anwendungsgebiet der Erfindung ist die Behandlung von Schlacken, die beim autogenen Schmelzen von Kupferkonzentrat, d. h. ohne Zusatz von Brennstoff, anfallen«, Diese Schlacken enthalten so viel Kupfer, daß sie nicht als endgültige Schlacken angesehen werden können, so daß sie entweder durch langsame Verfestigung, Schleifen und Flotations-Anreicherung oder durch Lichtreduktion und Sulfidisierung in einem Lichtbogenofen behandelt werden· Das erste Verfahren ist kostenaufwendig, doch das zweite ist nicht besonders effektiv,

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da die Turbulenz unzureichend ist, um ein Gleichgewicht zu erreichen. Bessere Resultate werden durch Einsatz des erfindungsgemäßen Verfahrens erreicht, indem Reduktions- und SuI-fidierungsmittel eingeblasen werden und Energie durch plasmaerhitztes Abgas zugeführt wird. Da diese Schlackenart oftmals Zink enthält, erlaubt dieses Verfahren auch die Rückgewinnung von Zink in flüssiger Form.

Ein weiteres Beispiel einer geeigneten Anwendung der Erfindung ist die Behandlung von Edelmetalle enthaltendem Schwefelkies. Nach dem Totrösten werden die Edelmetalle normalerweise mit Cyanid aus dem Silizium ausgewaschen. Sie können nach Chlorieren-Rösten ausgewaschen werden„ doch sind diese Verfahren, welche eine Kombination von Pyrometallurgie und Hydrometallurgie darstellen, kompliziert und daher kostspielig. Außerdem können auf diese Weise Platinmetalle nicht zurückgewonnen werden. Die vorgenannten Nachteile werden durch Einsatz des erfindungsgemäßen Verfahrens überwunden. Das Röstmaterial wird in ein Schlackenbad geblasen, durch Zufuhr des umlaufenden plasmaerhitzten Abgases warm gehalten, und zwar zusammen mit einem Bleioxid enthaltendem Material und ausreichend kohlestoffhaitigern Reduktionsmittel für das gesamte herauszureduzierende Blei und so viel an Eisen als dem Schwefelgehalt der Charge entspricht. Dadurch wird eine Bleischmelze erhalten, welche die gesamten Edelmetalle absorbiert und außerdem die gebildeten Metallsulfide löst. ^enn_t was oftmals der Fall ist, die gerösteten Pyrite auch geringe Mengen anderer Schwermetalle wie beispielsweise Kupfer und Zink enthalten, muß der Schwefelzusatz naturgemäß derart eingestellt werden, daß diese Metalle ebenfalls Sulfide bilden können, welche sich entweder in der Bleischmelze lösen oder eine spezielle Steinphase bilden.

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Uach dem Abstich oder in Verbindung damit wird die Bleischmelze abgetrennt und erneut zur Behandlung verwendet, um die wertvollen Metalle durch bekannte Verfahren zurückzugewinnen, bei denen das Blei desorbiert und in Bleioxid umgewandelt werden muß. Dieses Bleioxid kann zweckmäßigerweise als das Material verwendet werden, welches Blei enthält und in das Schlackenbad eingeblasen werden muß.

Der möglicherweise gebildete Kupferstein kann einen gewissen Gehalt an Edelmetallen, insbesondere Gold, haben, doch läßt sich dies ohne weiteres durch Behandlung in bekannter Weise zurückgewinnen.

Nach Überführung in einen zweiten Ofen gleicher Ausführung kann die mit Bisen angereicherte Schlackenschmelze, die für die Herstellung von Roheisen erhalten wurde, durch Einblasen eines Reduktionsmittels behandelt werden. Keines der eingangs erwähnten Verfahren erlaubt die Verwendung des Eisengehalts in den Pyriten, was daher ein weiterer großer Vorteil der Erfindung ist.

Das erfindungsgemäße Einblasen des Oxidmaterials zusammen mit einer spezifischen Menge an Reduktionsmittel bietet eine Reduktionsselektivität, welche durch keine andere metallur-» gische Methode überboten wird. Dies ist besonders wichtig, wenn Röstgut aus Mischkonzentraten behandelt wird, welche aus komplexem Sulfidmineral hergestellt werden und Sulfide von Zink, Kupfer und Blei sowie selbst Eisen enthalten, wobei dieser letztgenannte Bestandteil eine Behandlung dieser Konzentrate in herkömmlichen Metallbetrieben schwierig macht. Während der erfindungsgemäßen Behandlung in einem Schlackenbad kann die Reduktion derart ausgeglichen werden, daß nur die gewünschte Menge an Eisen in der Steinphase, in welcher

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der Kupfer angehäuft ist, herausreduziert wird und wobei der Schwefelgehalt der Charge ebenfalls auf die Zusammensetzung dieser Phase eingestellt werden muß. Zink ist nahezu ständig als vorherrschendes nichteisenmetall im Mischkonzentrat vorhanden und wird aus dem Abgas in Form von flüssigem Zink kondensiert, ^lenn auch der Kupfergehalt hoch ist, kann es ratsam sein, das Kupfer in einer eisenhaltigen Form, die als Schwarzkupfer bekannt ist, zurückgewinnen, anstatt in der Form von Kupferstein, da ein hoher Schwefelgehalt in der Charge die Rückgewinnung von Zink in flüssiger Form komplizieren kann. Wenn andererseits der Kupfergehalt gering ist, kann das Kupfer im Blei gelöst werden, statt eine Steinphase zu bilden.

Bei niedrigem Bleigehalt sollte das Blei vorzugsweise in dem Kupferstein oder Schwarzkupfer gelöst werden« Wenn die Charge Arsen und/oder Antinom enthält, kann es ratsam sein, den Schwefelgehalt niedrig zu halten, so daß diese Elemente in eine Speise oder sonstwie gebunden werden können, da sie so flüchtig sind, daß sie den Zinkdampf begleiten und das flüssige Zink verschmutzen würden.

Ein weiteres Beispiel einer Anwendung der Erfindung ist die Herstellung von hochwertigem Ferrochrom aus geringwertigem Erz.

Das billigste Rohmaterial ist feinkörnig und hat ein Chrom/ Eisen-Verhältnis von etwa 1 : 8. Es muß gesintert oder pellitisiert werden, ergibt jedoch immer noch ein Ferrochrom, welches nur etwa 50 % Cr nach der Reduktionsschmelze mit Koks enthält. Zwei plasmabeheizte Schlackenöfen der bereits beschriebenen Ausbildung werden zur Durchführung des erfin-

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dungsgemäßen Verfahrens verwendet. Das feinkörnige Chromerz oder Konzentrat wird in den ersten Ofen zusammen mit einem Schlackenbildner und einer unzureichenden Menge an kohlehaltigem Reduktionsmittel eingeblasen, woraufhin so viel Eisen herausreduziert wird, daß die Schlacke ein Chrom/Eisen-Verhältnis von etwa 3 erreicht und ein annehmbares Roheisen abgezapft werden kann« Diese Schlacke läßt man nun in den zweiten Ofen fließen, in welchem ausreichend Reduktionsmittel verwendet wird, um das gesamte Eisen und den Hauptteil des Chroms reduzieren zu können, so daß ein hochwertiges Ferrochrom mit etwa 70 % Cr erhalten wird« Dieses Verfahren hat infolgedessen eine Reihe von Vorteilen, und zwar kann Rohmaterial mit schlechtem Chrom/Eisen-Verhältnis verwendet werden, das Rohmaterial braucht nicht agglomerisiert zu werden, es kann jegliche Art eines kohlehaltigen Reduktionsmittels verwendet werden, und der Eisenüberschuß im Rohmaterial kann als Roheisen verwendet werden.

Claims

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1. Verfahren zur Rückgewinnung von Metalloxiden oder silikatgebundenen Metallen aus flüssiger Schlacke in metallischer oder sulfidischer Form durch Reduktion mit kohlehaltigem Reduktionsmittel, gekennzeichnet dadurch, daß die zur Einhaltung der Temperatur und zur Durchführung der Reduktion und Sulfidisierung der erforderlichen Wärmeenergie durch Einblasen von in einem Plasmabrenner vorgewärmtem Gas unter die Oberfläche des Schlackenbades erzeugt wird, woraufhin der Dampf aus flüchtigen Metallen in an sich bekannter Weise in einem Kondensator kondensiert wird, wobei die nichtflüssigen Metalle und entstandenen Sulfide in Form von Schmelzperlen gesammelt werden, welche aus der Schlacke ausgeschieden werden.

2. Verfahren nach Punkt 1, gekennzeichnet dadurch, daß ein kohlehaltiges Reduktionsmittel gleichzeitig mit dem plasmaerhitzten Gas in die Schlacke eingeblasen wird.

3. Verfahren nach Punkt 1, gekennzeichnet dadurch, daß ein festes kohlehaltiges Reduktionsmittel auf die Oberfläche des Schlackenbades gebracht wird.

4. Verfahren nach Punkt 1, gekennzeichnet dadurch, daß ein schwefelhaltiges Sulfidisierungsmittel gleichzeitig mit dem plasmaerhitzten Gas in die Schlacke eingeblasen wird»

5. Verfahren nach Punkt 1, gekennzeichnet dadurch, daß ein festes oder flüssiges Sulfidiserungsmittel auf die Oberfläche des Schlackenbades eingebracht wird.

6. Verfahren nach den Punkten 1 bis 5» gekennzeichnet dadurch, daß die Schlackenbehandlung kontinuierlich durchgeführt wird.

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7· Verfahren nach den Punkten 1 bis 4, gekennzeichnet dadurch, daß während der Behandlung der flüssigen Schlacke weiteres Sauerstoff enthaltendes Material eingebracht wird und einer gleichen Behandlung unterzogen wird.