DD250137A1 - Verfahren zur verarbeitung nickel-, kobalt- und kupferhaltiger sekundaerrohstoffe - Google Patents
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Abstract
Die Erfindung betrifft ein thermisches Verfahren zur Verarbeitung nickel-, kobalt- und kupferhaltiger Sekundaerrohstoffe sowie Industrierueckstaende in einem Elektroofen, wobei eine absetzbare Schlacke und ein Stein erzeugt werden. Verfahrensgemaess wird ein Moeller, der im wesentlichen aus derartigen Sekundaerrohstoffen und Industrierueckstaenden besteht, a) wenn er stoechiometrisch zu einer Schlacke mit 15% FeO fuehrt, einstufig im Elektroofen zu einem reichen Stein und einer absetzbaren Schlacke eingeschmolzen, b) wenn er stoechiometrisch zu einer Schlacke mit 5% FeO fuehrt, in einer ersten Stufe zu einem reichen Stein und einer reichen Schlacke eingeschmolzen, die nach dem Abstechen des Steines in einer zweiten Stufe zu einem armen Stein und einer absetzbaren Schlacke umgesetzt wird. Das Verfahren gestattet die direkte Verarbeitung der Sekundaerrohstoffe im Elektroofen mit einem hohen Ausbringen (Ni95%, Co75%, Cu92%) unter oekonomisch guenstigen Bedingungen.
Description
Die Erfindung betrifft ein thermisches Verfahren zur Verarbeitung nickel-, kobalt- und kupferhaltiger Sekundärrohstoffe sowie Industrierückstände, bevorzugt im Elektroofen.
Die Verarbeitung der bei zahlreichen Verfahren der Metallurgie, der chemischen Industrie und anderer Industriezweige anfallenden Rückstände, die insbesondere Nickel, Kobalt und Kupfer enthalten, erfolgte bisher im wesentlichen durch
1. Einschleusen in Prozesse, die auf Basis von Erzen oder Konzentraten arbeiten
2. aufwendige mehrstufige Verfahren, um absetzbare Schlacken sowie nickelreichen Stein zu erzeugen. Einerseits sind nickel-, kobalt- und kupferhaltige Sekundärrohstoffe aufgrund ihres Inhaltes an Wertkomponenten eine bedeutende Rohstoffquelle und andererseits stellen sie wegen der heterogenen Struktur, der nur bedingt planbaren Verfügbarkeit und der teilweise schwierigen Verarbeitbarkeit ein ernstes Problem hinsichtlich ihrer ökonomisch sinnvollsten Verarbeitung dar.
Die meisten der Sekundärrohstoffe sind trotz z.T. hoher Wertmetallinhalte nach konventionellen Verfahren nicht verarbeitbar. Es entstehen hohe Metallverluste durch große Schlackenmengen beim Schmelzen auf Stein oder Legierungen. Die Verarbeitung von beim verarmenden Schmelzen anfallenden reichen Schlacken, insbesondere Konverterschlacken, oder Stein mit hohen Eisengehalten von 60...90% und niedrigen Wertmetallgehalten von 3... 10% durch selektives Verblasen, ist kostenaufwendig und umständlich.
Die direkte Erzeugung einer absetzbaren Schlacke und eines ohne Vorbehandlung verarbeitbaren Steines, d.h. ohne Konvertierung, bei einer vorzugsweise auf Sekundärrohrstoffverarbeitung orientierten Anlage, wurde bisher bei den bekanntgewordenen technischen Lösungen unabhängig von der Existenz von Erzhütten nicht durchgeführt. An wesentlichen Lösungen für die Verarbeitung von Erzen, Konzentraten, Zwischenprodukten und Schlacken sind folgende Verfahren bekannt: Oxydische und schwefelhaltige Erze/Erzkonzentrate sowie Schrott werden nach dem Sintern mit Sulfidierungs- und Reduktionsmitteln im Schachtofen verarbeitet (Smirnov, V.K., Metallurgie des Kupfers, Nickels und Kobalts Teil II, Metallurgija, Moskau 1966 und Fudima, N. V. und Ja. P. Sein, Handbuch der Metallurgie der Buntmetalle, Metallurgija, Moskau 1975). Der anfallende Stein mit bis zu 65% Fe wird in Konvertern verblasen. Die Schlacken vom Schachtofen und vom Konverter müssen einem Verarmungsschmelzen zugeführt werden, bei dem armer Stein mit bis zu 90% Fe entsteht, der wiederum verblasen werden muß. Nach diesem Beispiel erfolgt die Verarbeitung mittels Schachtofen mit elektrisch beheiztem Vorherd, 2 Elektroöfen und 1 Konverter.
Der Nachteil dieses Verfahrens sind die zahlreichen Verfahrensstufen, der hohe Aufwand an Energie und Reduktionskoks sowie die Notwendigkeit der Agglomeration von feinkörnigem Einsatzgut.
Aus J.Metals, Februar 1979 („The Kennecot Ppocessfor Nikkel-Slag-Cleaning", Amman, P. R. u.a.) ist bekannt, daß mit der Kombination Wirbelschichtröster, Elektroschmelzofen, Konverter nur Konzentrat verarbeitet werden kann. Die Konverterschlacke muß einem Armschmelzen unterworfen werden. Zur Steigerung des Metallausbringens wird dazu ein zweiter Elektroofen eingesetzt.
Bei Einsatz einer Schwebeschmelzanlage (Amman, P. R. u.a., The Kennecot Process for Nickel-Slag-Cleaning, J. Metals, Februar 1979) muß ebenfalls eine weitere Anlage zur Phasentrennung und Schlackenverarmung in Form eines Elektroofens eingesetzt werden. Der Einsatz von Industrierückständen ist nur begrenzt möglich. ^
Die Nachteile dieser Systeme bestehen im hohen Aufwand für die Erzeugung armer Schlacken, im Einsatz mehrerer Verfahrensstufen sowie in der Notwendigkeit der Entfernung des insbesondere beim Verblaseprozeß im Abgas vorhandenen Schwefeldioxids durch Schaffung von Anlagen zu dessen Verwertung bzw. Ausscheidung. Die Hauptproblematik der Verarbeitung von Industrierückständen ist das Erreichen eines hohen direkten Ausbringens an Wertmetallen. Dazu gehört als Verfahrensstufe die Schlackenverarmung. Nach Lisovski, D.I. („Armschmelzen von Schlacke der Verarbeitung von Nickelerz im Schachtofen in einem Elektroofen mit leitender Koksschicht, Cvetnye metally 1970, Heft 4, S. 36-39) wird zu verarmende Schlacke durch ein Koksbett geleitet, wobei eine Legierung mit 12... 15% Ni und 1 ...3% S anfällt, der Rest ist Eisen und Kohlenstoff. Dieses Verfahren hat den entsprechenden Nachteil, daß die Hauptmenge des Eisens metallisch vorliegt und seine Abtrennung einen Verblaseprozeß im Konverter erfordert, wobei eine nickelhaltige Schlacke anfällt, die im Kreislauf geführt werden muß. Der Einsatz von Sekundärrückständen in dieser Stufe führt zu Wertmetallverlusten und zu hohen Kreislaufmengen. Der Einsatz eines Elektroofens für die Verarbeitung von Konverterschlacke als Sekundärrohstoff wird nach Pimenov, L. I. („Reduzierendes Elektroschmelzen von Konverterschlacke der Nickelproduktion", Cvetnye metally 1965, Heft 1, S.34-36) beschrieben. Flüssige Konverterschlacke wird in einem System von 2 Elektroöfen und einem Konverter sulfidierend verschmolzen bzw. verblasen. Dieses Verfahren hat analog der bereits o.g. den Nachteil eines hohen Elektroenergieverbrauchs, ca. 1 065 kWh/t Konverterschlacke, und bereitet erhebliche Schwierigkeiten, um Nickel und insbesondere Kobalt weitgehend aus der Schlacke entfernen zu können und eine ausreichend hohe Anreicherung dieser Bestandteile im Stein zu erreichen. So wird nur eine Konzentration im Stein von 5... 6% Ni erreicht, der Eisengehalt beträgt jedoch 64%.
Zur Verarbeitung metallischer Industrierückstände mit 46,7... 74,0% Ni; 8,0... 13,6% Cr; 2,5... 4,4% Mo wird von Koropanova, E. S. und Mitarbeitern (Svetnye metally 1980, Heft 3, S. 40-42) ein Verfahren zum sulfidierenden Schmelzen im Elektroofen unter Einsatz von Natrium-und Calciumsulfat empfohlen, wobei ei η selektives Ausbringen von Chrom, Wolfram und Molybdän in der Schlacke in Form von Verbindungen erreicht werden soll, die in Wasser oder schwach alkalischen Laugen löslich sind. Das Nickel ' reichert sich in einem Stein mit 60...77% Ni und 14...20% S an, der zur Metallgewinnung nach dem Standardverfahren (Verblasen im Konverter) verhüttet wird. Trotz der hohen Nickelgehaite im Vorlaufmaterial (47...74% Ni) beträgt das Ausbringen infolge des Erschmelzens einer reichen Schlacke nur 88%.
Zusammenfassend ist festzustellen, daß nach den bisher bekannten Verfahrensvorschlägen eine Verwertung nickel-, kobalt- und kupferhaltiger Sekundärrohstoffe mit folgenden Nachteilen behaftet ist:
— Sekundärrohstoffe oder Industrierückstände können nur begrenzt (portionsweise) den Primärschmelzprozessen zugeführt werden. Die Zugabe metallischer Schrotte in größerer Menge führt zu unerwünschter Metallisierung der Standardschmelzpunkte.
— Durch vorzugsweisen Einsatz von Pyrit als Schwefelträger wird die Eisenbilanz aller Prozesse stark belastet.
— Bei den bisher bekannten Verfahren sind auch bei stärkerem Einsatz von Sekundärrohstoffen hohe Aufwendungen durch mehrere Verfahrensstufen notwendig.
— Der Aufwand an hochwertigen fossilen Brennstoffen z. B. Koks und an Elektroenergie ist durch die mehrstufigen Verfahren verhältnismäßig hoch.
— Nach dem Verfahren zur Verarbeitung von Nickel-, Chrom-, Wolfram-, Molybdän-Legierungen wird zwar eine hohe Konzentration des Nickels in einem Stein erzielt, jedoch ist das Ausbringen durch das Erschmelzen einer reichen Schlacke relativ gering.
Ziel der Erfindung ist es, ein Verfahren zu entwickeln, mit dem die Verwertung nickel-, kobalt- und kupferhaltiger Sekundärrohstoffe und Industrierückstände mit einem hohen Ausbringen an Wertmetallen und unter ökonomisch vorteilhaften Bedingungen möglich ist.
Beim sulfidierenden Schmelzen nickelhaltiger Sekundärrohstoffe, die meist eisenhaltig sind, wird infolge der erforderlichen reduzierenden Bedingungen ein hoher Anteil des Eisens in die Steinphase überführt. Dies erfordert eine nachgeschaltete Nickel-Eisen-Trennung die durch Verblasen des Steins im Konverter erfolgt, wobei das Eisen verschlackt wird und eine nickelreiche Schlacke anfällt, die einem besonderen, sogenannten Armschmelzen unterworfen wird. Daraus resultieren mehrere Verfahrensstufen mit hohem Aggregate- und Energieaufwand.
Der Erfindung liegt die Aufgabe zugrunde, durch Einsatz eines speziellen Möllers und unter Einhaltung eines entsprechenden Schmelzregimes in einem Aggregat einen eisenarmen Nickelstein und eine absetzbare Schlacke zu erzeugen. Erfindungsgemäß wird die Aufgabe dadurch gelöst, daß Sekundärrohstoffe und Industrierückstände mit solchen Mengen an Zuschlägen zum Sulfidieren (Anhydrit, Giaubersalz) sowie zur Reduktion (BHT-Koks-Grus) und zur Verschlackung (Sand, Kalkstein!gemischtwerden,daßeinStemmitbis60%Ni + Co + Cu; 25%Ssowie-10...15%FeundeineSchlackemit34...40% SiO2; 12... 13% CaO; 11 ...25% AI2O3; 5% MgO und je nach Möllerart < 5% FeO entsteht.
Unterschieden wird für die Wahl des Verfahrens zwischen einem Möller, der zu FeO-Gehalten in der Schlacke von unter 15 und über 5% führt. Erfindungsgemäß werden deshalb für die Verarbeitung der Sekundärrohstoffe folgende Technologievarianten vorgesehen:
Bei Gehalten der Schlacke unter 15% FeO erfolgt bei 1 300... 1 45O0C das direkte Erschmelzen eines reichen Steines mit über 60% Ni + Co + Cu und einer absetzbaren Schlacke mit weniger als je 0,3% Ni, Co und Cu. Dieser eisenarme Nickelstein mit nur 10... 15% Fe ist vorzugsweise direkt nach dem hydrometallurgischen Verfahren zu Nickelsulfat oder Metall verarbeitbar. Ein Möller, der zu einer Schlacke mit einem FeO-Gehaltvon über 5% führt, wird erfindungsgemäß in 2 Stufen verarbeitet. In einer 1. Stufe wird im Elektroofen bei ebenfalls 1 300... 1 450°C und entsprechender Dosierung der Zuschläge ein reicher Nickelstein mitüber60%Ni + Co + Cu erschmolzen, dermitHilfe einergeeigneten Absticheinrichtung schlackenfrei ausgebracht wird. Die im Elektroofen verbleibende reiche Schlacke wird in der 2. Stufe unter Zusatz von Anhydrit-Koks-Briketts einem Armschmelzen unterworfen und ein Stein mit 10...30% Ni + Co + Cu erzeugt. Dieser verbleibt entweder im Ofen und dient als Reduktionssowie Sulfidiermittel für die nächste Charge oder er wird abgestochen, granuliert und bei einem der nachfolgenden Chargen mit eingesetzt. Zur Vermeidung eines höheren Ausbringens an Eisen im Stein in der 1. Stufe wird ein geringer Reduktionsgrad angewendet, der sich durch einen dosierten Einsatz von Armstein, Schrott oder Koks einstellen läßt. In der 2. Stufe ist die Reduktion zur weitgehenden Entfernung von Nickel, Kobalt und Kupfer aus der Schlacke entsprechend stärker, so daß die Gehalte an Nickel, Kobalt und Kupfer in der Schlacke unter je 0,3% liegen. Für Schlacken mit 5... 15% FeO sind je nach dem Anteil der anderen Schlackenkomponenten und dem geforderten Ausbringen an Buntmetallen beide Verfahrensvarianten möglich. Erfindungsgemäß wird der Prozeß so geführt, daß sich im Ofen oberhalb der Schmelze ständig fester Möller befindet, in dem Kalziumsulfid durch Reduktion aus Anhydrit entsteht und in diesem Bereich zum Teil die Bildung der Sulfide des Nickels, Cobalts und Kupfers stattfinden kann. Die Wirksamkeit des Kalziumsulfids als Schwefelungsmittel ist 10- bis 20mal stärker als von Eisensulfid oder Pyrit. Außerdem wird dadurch der Eisenkreislauf nicht zusätzlich belastet. Die Erfindung soll nachstehend an Ausführungsbeispielen näher erläutert werden.
Eisenarmer Möller bestehend aus
60... 65% Katalysatoren rückstände 2... 3,9% Akkumulatorenrückstände 4...5,2% Schleifstäube 8...6,5%Thermobimetallabfälle 25... 19,5% Fällrückstände (eigenes Aufkommen) mit einer Zusammensetzung von 10...11 % Ni 0,8... 0,9% Co 2,7...2,8% Cu 7...8% Fe2O3
wurden mit 17,5% Anhydrit; 8,4% Glaubersalz und 6,2% BHT-Koks-Grus gemischt und im Elektroofen eingeschmolzen. Dabei wurde Stein mit
46...50% Ni 2,4... 3,4% Co 7...13% Cu 14...16% Fe 15...19%S und Schlacke mit
0,11...0,24% Ni 0,05...0,22% Co 0,22... 0,28% Cu 3...4% FeO 40...45% SiO 23... 25% AI2O3 12...15%CaO 2...5% MgO 0,9... 1,1% S erzielt.
Die Schmelzbadtemperatur lag im Bereich von 1350...14500C. Die spezifische Leistung war 6...7t/m2d und der Elektroenergieverbrauch 700...800kWh/t Möller. Die Schlacke wurde in Pfannen abgestochen, der Stein granuliert, die technologischen Abgase, die flüchtige Metalle wie Blei, Zink, Zinn in Form ihrer Oxide enthalten, im Gewebefilter bei 80.. .1000C Eingangstemperatur entstaubt
Erzielt wurde folgendes direktes Ausbringen im Stein: 98,5% Ni 84...94% Co 90...96% Cu 30...42% Fe 75% S.
Für Chargen mit eisenreichem Möller wurden Sekundärrohstoffe so eingesetzt, daß Möllerzusammansetzungen nach Tabelle 1 entstanden:
Tabelle 1: Metallgehalte in Möllermischungen
Lfd
Nr.
Charakteristik
Möllergruppe
Metallgehalte in % Ni Co
Cu
Fe
Ni-arm
Cu-reich
Co-arm
Ni-reich
Co-arm
Ni-reich
Ni-reich
Cu-reich
| 4,5. | ..4,6 | 0,5... | 0,6 | 0,7 | ...2,8 | 15... | 17 |
| 5,8. | ..7,2 | 0,1 | 5,2 | ...8,4 | 23... | 27 | |
| 10.. | .11 | 0,1 | 1,8 | 14... | 15 | ||
| 9... | 11 | 0,4... | 0,9 | 1,7 | ...1.,9 | 11 ... | 17 |
| 10 | 0,9 | 9,5 | 15 |
Aus diesen Möller wurden unter Zusatz des für die Steinbildung notwendigen Sulfidierungsmittels, Anhydrit und Glaubersalz im Verhältnis 2:1 und einem gerechneten Schwefelausnutzungsgrad von 75% sowie der notwendigen Reduktionsmittelmenge, 0,11 ...0,19 kg Koksgrus/kg Metallinhalt, die folgenden Schmelzprodukte hergestellt (Tabelle 2 und 3):
Tabelle 2: Metallgehalte in reichen Schlacken
Lfd. Möller- Metallgehalte in %
Nr. gruppe Ni Co
Cu
Fe
| 1 | 1 | 0,21 | ...0,67 | 0,14 | ...0,24 | 0,03 | ...0,35 | 17... | 25 |
| 2 | 2 | 0,79 | ...1,86 | 0,05 | ...0,12 | 0,29 | ...0,60 | 18,8 | |
| 3 | 3 | 0,42 | ...0,46 | 0,05 | 0,18 | ...0,25 | 13,7. | ..14,8 | |
| 4 | 4 | 1,29 | ...1,89 | 0,39 | ...0,53 | 0,30 | ...0,35 | 19,8. | ..20,9 |
| 5 | 5 | 0,98 | ...1,77 | 0,35 | ...0,54 | 0,35 | ...0,51 | 14,3. | ..16,3 |
Tabelle 3: Metallgehalte im Stein
Lfd. Möller- Metallgehalte in %
Nr. gruppe Ni Co
Cu
Fe
| 1 | 1 | 40,7 | 2,45 | 4,88 | 14,8 | 7,5 |
| 2 | 2 | 35,1 | 0,10 | 21,30 | 13,8 | 12,8 |
| 3 | 3 | 44,4 | 0,05 | 10,50 | 13,6 | 18,7 |
| 4 | 4 | 43,6 | 1,00 | 5,30 | 13,8 | 10,0 |
| 5 | 5 | 25,8 | 1,00 | 27,70 | 10,0 | 8,5 |
Dabei konnte gemäß Tabelle 4folgendes Metallausbringen im Stein der I.Stufe erreicht werden:
Tabelle4: Metallausbringen im Stein der I.Stufe
| Lfd. | Möller | Ausbringen in ^ | .98,2 | /o | Co | ...85,3 | Cu | ...100,0 | Fe | 23,6 |
| Nr. | gruppe | Ni | .95,3 | 71,2 | 81,2 | ...96,8 | 17,4... | 12,5 | ||
| 1 | 1 | 94,1 .. | n.b. | 84,9 | ...93,8 | 2,8... | 38,3 | |||
| 2 | 2 | 88,4.. | .86,8 | n.b. | ...43,0 | 89,3 | ...89,3 | 27,1... | 27,1 | |
| 3 | 3 | 96,1 | ,.94,4 | 41,0 | ...80,9 | 93,1 | ...98,0 | 29,6... | 30,6 | |
| 4 | 4 | 95,4.. | 72,7 | 97,2 | 25,3... | |||||
| CJl | 5 | 89,3.. | ||||||||
Die bei diesem Möllerschmelzen in der I.Stufe entstandenen reichen Schlacken wurden mit einem Zusatz von 0,07...0,1 kg Anhydrit/kg Schlacke und 0,04...0,06kg Koks/kg Schlacke nach Abstich des Steines in einer zweiten Stufe im Elektroofen weiterbehandelt. Dabei entstanden aus den reichen Schlacken mit Metallgehalten von
0,8...3,9% Ni
0,06... 0,9% Co
0,2...0,91%Cu 10,9...24% Fe arme Schlacken mit
0,05...0,32% Ni
0,05...0,17% Co
0,12...0,26% Cu und Stein mit
10,6...45,6% Ni 0,1...3,03% Co 4,9...9,63% Cu 18,1...52% Fe.
Das Metallausbringen im Stein der 2.Stufe beträgt: 83,1...95,3% v.V. Ni 43...80,1% v.V. Co 74...88,8% v. V. Cu 17,5...47,6% v.V. Fe.
Chargen aus einem kupferreichen Möller, bestehend aus
Kratzen, oxidischen Zwischenprodukten kupfer-, zinnhaltige Flugstäuben und Aschen, Industrierückstände sowie Zuschlagen wie Sand und Kalkstein mit einer durchschnittlichen Zusammensetzung von 3... 10% Cu 0,2...2% Ni 0,5% Co 1...6%Zn 0,5...3% Pb 40...45% FeO 3...5%S 60...70g/tAg
wurden mit 14... 16% Anhydrit, 7... 10% Glaubersalz und 5...6% BHT-Kokskläre gemischt und im Elektroofen bei 1 350°C eingeschmolzen. Dabei wurde je nach Vorlaufgehalt Stein mit 45... 55% Cu 5...7%Ni + Co 17...23% Fe Rest S und Schlacke mit
0,5... 1,6% Cu 0,1... 0,22% Co 0,5...0,8% Ni 40...47% FeO 30...35% SiO2 2...4% AI2O3 - 10...12%CaO 2...3% MgO
hergestellt. Dabei konnte folgendes Metallausbringen im Stein erreicht werden: 84...93% Cu ...80% Co 88...91%Ni.
Die entstandenen reichen Kupferschlacken wurden in einer zweiten Stufe unter Zusatz von 6... 10% Anhydrit (bezogen auf Einsatz Schlacke) und 4...6% BHT-Koks je nach Oxydationsgrad der Schlacke nach Abstich des reichen Steines nachbehandelt. Dabei entstanden Schlacken mit Metallgehalten von
< 0,2% Cu
0,1 ...0,16% Ni
< 0,2% Co
und Stein mit 16...32% Cu, der dem Möllerschmelzen als Sulfidierungs- bzw. Reduktionsmittel wieder zugeführt wurde. Zink und Blei wurden zu nahezu 97...98% verflüchtigt und in einem Flugstaub angereichert, derfolgende durchschnittliche Zusammensetzung hatte: 35...45% Zn 10...17% Pb
2...3%CI j
0,5...1,5%F · j
5... 10% Mölleranteil (Primärflugstaub). j
Durch das erfindungsgemäße Verfahren werden bei Einhsltung der genannten Bedingungen über 95% Nickel, 75% Cobalt und 92% Kupfer im Stein ausgebracht. Nach dem erfindungsgemäßen Verfahren werden wertvolle Neben bestandteile wie Zink, Blei, Zinn u.a. zu mehr als 95% verflüchtigt und in einem Flugstaub angereichert, der je nach Vorlaufen bis zu 60% Zn sowie 15% Sn enthalten kann und verkauft wird.
Das Verfahren gestattet die direkte Verarbeitung von Sekundärrohstoffen, die im wesentlichen Cu, Ni und Co enthalten, mit hohem Ausbringen in einem Aggregat, vorzugsweise einem Elektroofen und schafft damit die Voraussetzung für eine schnelle und ökonomisch günstige Rückgewinnung dieser Metalle.
Claims (5)
1. Verfahren zur Verarbeitung von Nickel, Kobalt und Kupfer enthaltenden Sekundärrohstoffen und Industrierückständen durch sulfidierendes und reduzierendes Schmelzen unter Zuschlag von Sulfidierungs- und Reduktionsmitteln und unter Einsatz eines Elektroofens, wobei eine absetzbare Schlacke und ein Stein erzeugt werden, dadurch gekennzeichnet, daß ein im wesentlichen aus Sekundärrohstoffen und Industrierückständen bestehender Möller, der zu einer Schlacke mit < 15% FeO führt, einstufig im Elektroschmelzofen direkt zu reichem Stein und armer Schlacke verschmolzen wird, und daß ein Möller, der zu einer Schlacke mit >5% FeO führt, in einer ersten Stufe zunächst zu reichem Stein und reicher Schlacke verschmolzen wird, die nach Abstechen des reichen Steins in einer zweiten Stufe einem Armschmelzen unterworfen wird und daß der dabei entstehende arme Stein als Reduktions- und Sulfidierungsmittel für das Schmelzen nachfolgender Chargen dient.
2. Verfahren nach Punkt 1, dadurch gekennzeichnet, daß, der beim Armschmelzen reicher Schlacke entstehende arme Stein entweder im Elektroofen als Sumpf für die folgende Charge verbleibt oder abgestochen und granuliert wird und dem Möllerschmelzen oder Armschmelzen in fester Form zugeführt wird. .
3. Verfahren nach Punkt 1, dadurch gekennzeichnet, daß die ein- und zweistufige Verfahrensvariante in einem Elektroofen durchgeführt wird, der zur schlackenfreien Entnahme von Stein eingerichtet ist.
4. Verfahren nach Punkt 1, dadurch gekennzeichnet, daß bei der Verarbeitung eisenreichen Möllers beide Verfahrensstufen des Erschmelzens eines reichen Steines und anschließendes Armschmelzen der Schlacke in nur einem Ofen durchgeführt werden.
5. Verfahren nach Punkt 1, dadurch gekennzeichnet, daß entsprechend dosiert, beliebige, jeweils zur Verfügung stehende Reduktionsmittel wie Koks-, Braunkohlenhochtemperaturkoks, Braunkohlebrikett-Abrieb, vorzugsweise mit Sulfidierungsmitteln brikettiert, eingesetzt werden.
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| DD86291636A DD250137A1 (de) | 1986-06-25 | 1986-06-25 | Verfahren zur verarbeitung nickel-, kobalt- und kupferhaltiger sekundaerrohstoffe |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| DD86291636A DD250137A1 (de) | 1986-06-25 | 1986-06-25 | Verfahren zur verarbeitung nickel-, kobalt- und kupferhaltiger sekundaerrohstoffe |
Publications (1)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| DD250137A1 true DD250137A1 (de) | 1987-09-30 |
Family
ID=5580203
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| DD86291636A DD250137A1 (de) | 1986-06-25 | 1986-06-25 | Verfahren zur verarbeitung nickel-, kobalt- und kupferhaltiger sekundaerrohstoffe |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| DD (1) | DD250137A1 (de) |
Cited By (1)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| US20200299804A1 (en) * | 2017-10-27 | 2020-09-24 | Umicore | Process for the recovery of metals from cobalt-bearing materials |
-
1986
- 1986-06-25 DD DD86291636A patent/DD250137A1/de not_active IP Right Cessation
Cited By (1)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| US20200299804A1 (en) * | 2017-10-27 | 2020-09-24 | Umicore | Process for the recovery of metals from cobalt-bearing materials |
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