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ES2301153T3 - Procedimiento y dispositivo para la obtencion de un metal a partir de una escoria que contiene el metal. - Google Patents

Procedimiento y dispositivo para la obtencion de un metal a partir de una escoria que contiene el metal. Download PDF

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ES2301153T3
ES2301153T3 ES06754232T ES06754232T ES2301153T3 ES 2301153 T3 ES2301153 T3 ES 2301153T3 ES 06754232 T ES06754232 T ES 06754232T ES 06754232 T ES06754232 T ES 06754232T ES 2301153 T3 ES2301153 T3 ES 2301153T3
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ES
Spain
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oven
slag
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metal
copper
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English (en)
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Jurgen Kunze
Rolf Degel
Dieter Borgwardt
Andrzej Warczok
Gabriel Angel Riveros Urzua
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SMS Siemag AG
Original Assignee
SMS Demag AG
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Abstract

Procedimiento para la obtención de un metal a partir de una escoria, que contiene el metal, según el cual se calienta la escoria licuada, que contiene el metal, en, al menos, un horno de arco eléctrico (1, 2), caracterizado porque se calienta la escoria, que contiene el metal, en un primer horno (1), que está configurado como horno eléctrico de corriente eléctrica alterna, y la fusión se transfiere desde el primer horno (1) hasta un segundo horno (2), que está configurado como horno eléctrico de corriente eléctrica continua.

Description

Procedimiento y dispositivo para la obtención de un metal a partir de una escoria que contiene el metal.
La invención se refiere a un procedimiento para la obtención de un metal a partir de una escoria, que contiene el metal, según el cual se calienta la escoria licuada, que contiene el metal, en al menos un horno de arco eléctrico. De igual modo, la invención se refiere a un dispositivo para la obtención de un metal a partir de una escoria que contiene el metal.
Durante la fusión de los concentrados de cobre se forman mata de cobre y escoria. La escoria contiene cobre tanto en forma disuelta así como, también, en forma de oclusiones de mata, que han sido arrastradas mecánicamente. Existen dos procedimientos esenciales para la purificación de la escoria: la flotación de la escoria tras el enfriamiento brusco, el desmenuzamiento y la molienda y la reducción pirometalúrgica de la escoria líquida.
La purificación pirometalúrgica de la escoria se lleva a cabo, al menos, según tres variantes, en concreto:
1)
en un horno de arco eléctrico AC mediante la reducción con coque y con electrodos, calentamiento previo de la escoria y sedimentación,
2)
en hornos cilíndricos horizontales mediante la inyección a través de toberas de un agente reductor, por ejemplo en un horno para la purificación de escorias de tipo Teniente,
3)
en convertidores verticales con inyección a través de toberas de un agente reductor, por ejemplo TBRC o Isasmelt.
La purificación de la escoria requiere la reducción de la magnetita para liberar las oclusiones en suspensión y para posibilitar su decantación y para permitir la reducción simultánea del óxido cuprífero.
La purificación de la escoria de cobre, que se emplea de una manera más frecuente en los hornos de arco eléctrico AC, requiere un horno proporcionalmente grande debido a los tiempos de reducción y de sedimentación necesarios, que se encuentran comprendidos entre 3 y 8 horas. Esta purificación provoca un consumo específico de energía relativamente elevado debido al fuerte influjo específico de las pérdidas de calor. La purificación de la escoria en un horno de arco eléctrico se lleva a cabo como procedimiento por tandas o como procedimiento semicontinuo. La flexibilidad del horno de arco eléctrico, con relación a la regulación de la temperatura, permite un correcto calentamiento previo de la escoria. Sin embargo, la formación de oclusiones metálicas de cobre en dispersión, como producto de la reducción del óxido cuprífero, junto con una parte de pequeñas oclusiones de mata de cobre, limita la separación de las fases y la suficiente recuperación del cobre.
Se conoce por la publicación US 4,110,107 un procedimiento para la recuperación de metales a partir de escorias que contienen metal, especialmente a partir de escorias de hierro-cobre en un horno de fusión. La escoria fundida se introduce en un horno de arco eléctrico, en el cual se lleva a cabo una refusión. Se emplea una unidad para la inyección de carbono, con el fin de aportar carbono en la región del fondo del baño de la fusión. De igual modo, se incorpora en el baño un agente formador de la escoria tal como, por ejemplo, el CaO. Tras la reducción se retira el metal del horno.
Se conoce un procedimiento similar por la publicación US 4,036,636 para la recuperación, especialmente, de níquel y de una mezcla de níquel-cobre a partir de una fusión de escoria. Según dicha publicación se reduce la magnetita en la escoria con materiales que contengan carbono. En este caso, se lleva a cabo una mezcla de la escoria con un agitador mecánico, mientras que tiene lugar la reducción de la escoria.
Se conoce por la publicación WO 01/49890 A1 un procedimiento para la obtención de cobre blister directamente a partir de concentrado de sulfato de cobre, según el cual se obtiene el cobre a partir de mata de cobre finamente molida y enfriada en un recipiente de reacción con enriquecimiento en oxígeno. El enriquecimiento en oxígeno se lleva a cabo mediante el aporte de aire enriquecido con oxígeno, siendo al menos del 50% el contenido en oxígeno. El cobre blister, que se denomina también "cobre en burbujas", es cobre en burbujas no refinado. El cobre tiene en estado ígneo una capacidad para la disolución de los gases mayor que la del metal sólido. En el momento de la solidificación se desprenden del cobre los gases en forma de pequeñas burbujas (en inglés: blister).
La publicación US 4,060,409 muestra un sistema pirometalúrgico, con el cual puede mantenerse material en estado fundido. El sistema presenta un recipiente para la recogida del material, estando configurado en el interior del recipiente un número de células de igual tamaño. De igual modo, se ha previsto una pluralidad de agitadores mecánicos para poder agitar el material fundido.
La publicación US 6,436,169 divulga un procedimiento para la explotación de un horno de fusión para cobre, aportándose una substancia que contiene hierro, con una proporción de hierro mayor que el 80% en peso, que presenta una densidad comprendida entre 3,0 y 8,0; encontrándose comprendido, en este caso, el diámetro de las partículas entre 0,3 y 15 milímetros. Se aporta a la substancia, que contiene hierro, escoria de cobre, que contiene hierro. A continuación se lleva a cabo una reducción del Fe_{3}O_{4} para dar FeO.
Se conoce por la publicación EP 0 487 032 B1 un dispositivo para la metalurgia continua del cobre. Este dispositivo presenta un horno de fusión destinado a la fusión y a la oxidación del concentrado de cobre, con el fin de formar una mezcla constituida por mata y por escoria. De igual modo, se ha previsto un horno de separación, destinado a la separación de la mata y de la escoria. La mata, separada de la escoria, se oxida en un horno convertidor para la generación de cobre en bruto. El horno de fusión, el horno de separación y el horno de convertidor están conectados a través de canales para el sangrado de la fusión. Se han previsto hornos de ánodos para refinar el cobre, generado en el horno convertidor.
Se consigue una comunicación entre el horno convertidor y los hornos de ánodos con ayuda de canalillos para el cobre en bruto.
Se desprende de la publicación EP 0 487 031 B1 un procedimiento para la fusión en continuo de cobre. En este caso se ha previsto, de igual modo, un horno de fusión, un horno de separación y un horno convertidor, que están comunicados entre sí a través de medios de conexión para la colada. De igual modo, se han previsto hornos de ánodos, que se encuentran en conexión continua con el horno convertidor. El concentrado de cobre se alimenta al horno de fusión, en el que se verifica una fusión y una oxidación del concentrado para la obtención de una mezcla constituida por mata en bruto y por escoria. A continuación se transfiere hasta el horno de separación la mezcla formada por la mata en bruto y por la escoria, en el cual se verifica una separación de la mata en bruto y de la escoria. A continuación se lleva hasta el horno convertidor la mata en bruto, separada de la escoria, en cuyo horno se oxida para la obtención de cobre en bruto. El cobre en bruto fluye a continuación hasta un horno de ánodos, en el cual se fabrica el cobre.
Se conocen otras soluciones, similares en parte, por la publicación US 5,765,489, por la publicación DE 27 07 578 A1 y por la publicación US 5,479,433.
Los procedimientos para la obtención de un metal a partir de una escoria, que contenga el metal, conocidos con anterioridad, requieren ser mejorados todavía en lo que se refiere a su eficiencia. Así pues, la invención tiene como tarea proporcionar un procedimiento mejorado para la recuperación, especialmente de cobre, a partir de escorias.
La solución de esta tarea, por medio de la invención, se caracteriza porque la escoria, que contiene el metal, se calienta en un primer horno, que está configurado como horno eléctrico de corriente eléctrica alterna y la fusión, procedente del primer horno, se transfiere hasta un segundo horno, que está configurado como horno eléctrico de corriente eléctrica continua.
De manera ventajosa, se ha previsto que el metal, que debe ser obtenido, sea el cobre, que se encuentra en una escoria que contiene cobre.
Así pues, la invención se refiere, por lo tanto, a la realización de una recuperación de cobre a partir de la fusión y a la transformación de las escorias de cobre mediante una reducción de la escoria en dos etapas y la sedimentación en el horno de arco eléctrico AC y en el horno de canales para la reducción DC, preferentemente - como se verá más adelante - con agitación electromagnética.
Así mismo, el procedimiento propuesto puede emplearse para la recuperación de metales tales como el plomo, el cinc, el platino o el níquel a partir de sus correspondientes escorias.
En el primer horno, que está configurado como horno eléctrico de corriente eléctrica alterna, se lleva a cabo, de manera preferente, una reducción previa de la escoria y una precipitación de mata metálica, especialmente de mata de cobre, llevándose a cabo en el segundo horno, que está configurado como horno eléctrico de corriente eléctrica continua, a continuación una reducción profunda de la escoria y una eliminación de las oclusiones.
En el segundo horno, que está configurado como horno eléctrico de corriente eléctrica continua, se lleva a cabo, de manera ventajosa, una precipitación electrolítica del metal que debe ser obtenido.
De igual modo, puede conseguirse una mejora esencial del procedimiento de obtención si se prevé, además, que se lleve a cabo en el segundo horno, que está configurado como horno eléctrico de corriente eléctrica continua, una agitación electromagnética de la fusión durante la obtención del metal. Para la generación de la agitación electromagnética puede actuar, al menos, un electroimán sobre la fusión, que se encuentra en el segundo horno. De manera alternativa, puede estar previsto también con esta finalidad, al menos, un imán permanente. El imán, al menos único, debería generar, de manera especialmente preferente, un campo magnético comprendido entre 50 y 1.000 Gauss, abarcando el campo magnético, al menos, una parte de la sección transversal de la fusión y de la región de los electrodos en el segundo horno.
En el primer horno se aporta un agente reductor, especialmente coque, de manera preferente durante el calentamiento.
Puede aportarse sobre la superficie de la fusión, en el segundo horno, material que contenga carbono, de manera especial coque, de tal manera, que se forme una capa del material que contiene carbono con un espesor esencialmente constante, estando en contacto con una conexión eléctrica, la capa, que actúa como ánodo.
En la región del fondo, por debajo de la fusión, puede mantenerse en el segundo horno una capa de mata metálica, de manera especial constituida por mata de cobre, con un espesor esencialmente constante, estando en contacto con una conexión eléctrica, la capa, que actúa como cátodo.
El dispositivo, que está configurado de manera especial para la realización del procedimiento, de conformidad con la invención, se caracteriza porque comprende un primer horno, que está configurado como horno eléctrico de corriente eléctrica alterna, y un segundo horno, que está configurado como horno eléctrico de corriente eléctrica continua, estando presente entre el primer horno y el segundo horno un medio de conexión para la fusión, especialmente un canal de colada.
El primer horno puede presentar dos electrodos, que están sumergidos en la fusión que se encuentra en el primer horno y que están conectados con una fuente de corriente eléctrica alterna. El segundo horno puede presentar dos electrodos configurados en forma de placas, que se extienden horizontalmente en la región superior y que están dispuestos en la región inferior de la fusión, que se encuentra en el segundo horno y que están conectados con una fuente de corriente eléctrica continua. El electrodo, que se encuentra en la región superior, puede estar configurado como lecho de coque, que se encuentre en conexión con un contacto eléctrico, de manera especial con un electrodo de grafito. El electrodo, que se encuentra en la región inferior, puede estar configurado como capa constituida por mata metálica, especialmente constituida por mata de cobre, que se encuentra en conexión con un contacto eléctrico, especialmente con un electrodo de grafito. El segundo horno se ha configurado, de manera preferente, como horno de canales. El dispositivo tiene, finalmente, de manera preferente, imanes, especialmente electroimanes, en las regiones laterales del segundo horno, cuyas líneas de campo magnético se encuentran, al menos de manera parcial, perpendicularmente con respecto al sentido de flujo de la corriente eléctrica en, al menos, algunos de los elementos conductores de la corriente eléctrica. De este modo puede generarse una fuerza de Lorentz, que genera el efecto de agitación electromagnética.
Por lo tanto, la invención propone una reducción de la escoria en dos etapas y la separación del cobre en dos hornos de arco eléctrico. El primer horno, que corresponde al horno de arco eléctrico de corriente trifásica, sirve para la reducción previa de la escoria y para precipitación de la mata de cobre, seguido por una reducción profunda de la escoria y de la separación de las oclusiones en un horno de canales para la reducción DC con agitación electromagnética. El empleo de la agitación electromagnética, que mejora el intercambio de materia sobre la superficie de reducción y la coalescencia de las oclusiones, junto con la electrolisis de la escoria y los fenómenos electrocinéticos, posibilita una purificación eficaz de la escoria y una elevada recuperación del cobre.
En los dibujos se ha representado un ejemplo de realización de la invención. Se muestran:
en la fig. 1 una representación esquemática de un horno de eléctrico de corriente eléctrica trifásica y de un horno de canales para la reducción DC, conectado aguas abajo y
en las fig. 2a y fig. 2b la vista anterior seccionada y la vista lateral seccionada del horno de canales para la reducción DC destinado a la reducción profunda de la escoria y la eliminación de las oclusiones mediante el empleo de un lecho de coque y de mata líquida de cobre como electrodos.
En la figura 1 puede verse un primer horno 1 en forma de un horno de corriente eléctrica alterna, que va seguido de un segundo horno 2 en forma de un horno de corriente eléctrica continua. La fusión, preparada en el horno 1, constituida por escoria de cobre, se transfiere hasta el segundo horno 2 a través de un medio de conexión 8 en forma de un canal para la colada.
En el primer horno 1 y, concretamente, en la fusión de la escoria, que se encuentra en este horno, están sumergidos dos electrodos 9 y 10 en forma de electrodos de grafito, que están conectados con una fuente de corriente eléctrica alterna 11.
El segundo horno 2 tiene un acceso 16 para la escoria, destinado a la escoria 15, así como una salida para la escoria 17. En el segundo horno 2 se encuentran dos electrodos 4 y 5, que están configurados en forma de placas. Ambos electrodos 4, 5 están acoplados con una fuente de corriente eléctrica continua 12 a través de conexiones eléctricas en forma de un electrodo de contacto de grafito 6 o bien 7. El electrodo superior 6, situado horizontalmente, está conectado con el polo positivo de la fuente de corriente eléctrica continua 12 y sirve como ánodo. De manera correspondiente, el electrodo inferior 5, que está dispuesto también de manera horizontal, está conectado con el polo negativo de la fuente de corriente eléctrica continua 12 y sirve, de este modo, como cátodo. El cobre se obtiene por medio de un proceso electrolítico.
Tal como puede verse por la figura 2, el segundo horno 2 se ha configurado como horno de canales. Se han dispuesto lateralmente bobinas eléctricas 13 y 14 alrededor de núcleos metálicos, que forman, de este modo, electroimanes 3. Con estos imanes se genera un efecto de agitación electromagnética, que agita la fusión en el segundo horno 2, como puede verse más adelante.
De acuerdo con el proceso, de conformidad con la invención, se elabora la escoria líquida esencialmente en el horno 1 de arco eléctrico AC (horno de corriente eléctrica alterna). La magnetita y el óxido cuprífero en la escoria reaccionan con el carbono de los electrodos de grafito 9, 10 y con el coque aportado según las ecuaciones:
Fe_{3}O_{4} + CO = 3 FeO + CO_{2}
Cu_{2}O + CO = 2 Cu + CO_{2}
CO_{2} + C = 2 CO
La reducción del óxido cuprífero está limitada por la reducción simultánea de la magnetita. Las condiciones para la reducción simultánea están determinadas por la velocidad de esta reacción:
(Cu_{2}O)_{Escoria} + 3 (FeO)_{Escoria} \Leftrightarrow 2 (CU)_{Metal} + (Fe_{3}O_{4})_{Escoria}
El contenido en cobre en la escoria fundida se encuentra comprendido entre un 2 y un 10% y el contenido en magnetita está comprendido entre un 10 y un 20%, de acuerdo con el procedimiento de fusión y con las calidades de la mata generada.
La primera etapa del tratamiento de la escoria en el horno 1 de arco eléctrico AC se concentra en la reducción de la magnetita hasta un valor comprendido entre un 7 y un 8% y un contenido en cobre comprendido entre un 0,8 y un 1,2%, lo cual requiere un consumo unitario en energía comprendido entre 50 y 70 kWh/t, según la composición original de la escoria. El grado de reducción de la escoria, precedentemente citado, permite acortar el tiempo de la reducción aproximadamente en un 50%, lo cual corresponde a multiplicar por dos las capacidades de tratamiento del horno. La escoria se sangra de manera continua o a intervalos regulares para conducirla hasta el segundo horno 2 de canales para la reducción DC (horno de corriente eléctrica continua).
El lecho de coque 4, situado sobre la superficie de la escoria, con el que el electrodo de grafito 6 establece el contacto con la fuente de corriente eléctrica continua 12, tiene la función del ánodo y la mata líquida 5 en contacto con el bloque de grafito 7 es un cátodo en el horno 2 de canales para la reducción DC.
Se han dispuesto dos bloques de imanes permanentes en la ventana del recipiente del horno y, concretamente, a la semialtura de la capa de la escoria, por el lado de la entrada en el horno. La cooperación de un campo magnético horizontal, no uniforme, con un campo eléctrico constante vertical, no uniforme, induce los gradientes de la fuerza de Lorentz, que actúa sobre la escoria.
La fuerza de Lorentz, que actúa en campos eléctricos constantes cruzados y en campos magnéticos permanentes, en cada volumen elemental del líquido conductor, tal como por ejemplo la escoria líquida, modifica, evidentemente, la densidad relativa del líquido:
\gamma_{A} = \gamma \pm j x B
con:
\gamma_{A} -
densidad relativa aparente en N m^{-3},
\gamma -
densidad relativa en N m^{-3},
j -
densidad de la corriente eléctrica en un líquido en A m^{-2},
B -
inducción magnética en T.
\vskip1.000000\baselineskip
La velocidad de la escoria es, con la fuerza precedentemente citada, con una densidad de la corriente eléctrica comprendida entre 200 y 2.000 A/m^{2} y con una intensidad del campo magnético comprendida entre 0,005 y 0,1 Tesla, tiene un orden de magnitud entre 1 y 2 veces mayor que la velocidad de convección natural. Ésta velocidad pone en rotación intensa a la escoria en la región del imán, con lo cual se mejora la transferencia de la magnetita sobre la superficie del coque y se acelera la reducción. Las reacciones son controladas por medio de la transferencia de materia a la elevada temperatura de la reducción de la escoria (1.200 hasta 1.300ºC) en la reducción de la magnetita y en la reducción simultánea del óxido cuprífero, aumentándose esencialmente la velocidad de la reducción con la agitación de la escoria.
Por otra parte, la agitación de la escoria impide la formación de líquido estancado y provoca la homogeneización de la escoria. Es conveniente la agitación de la escoria en la primera tapa del procedimiento para la eliminación de las oclusiones, con lo cual se aumenta la probabilidad de su colisión y de su coalescencia.
El movimiento de la escoria aumenta la probabilidad de la colisión de las oclusiones de la mata y del cobre metálico, con lo cual se mejora su coalescencia y su decantación. La segunda parte del horno de canales 2 no recibe ningún tipo de movimiento intenso de la escoria y permite una sedimentación calmada de las oclusiones.
\newpage
Como consecuencia de la estructura iónica de la escoria líquida, la corriente eléctrica continua activa la electrólisis de la escoria. La reducción catódica y la oxidación anódica dan como resultado la reducción de la magnetita, la separación del cobre y la formación de monóxido de carbono sobre los electrodos de acuerdo con las reacciones:
1
La descomposición catódica de la magnetita y la separación del cobre aumentan la velocidad total de la reducción de la magnetita y la eliminación del cobre. El desprendimiento de CO como producto anódico forma otros centros para la reducción de la magnetita.
La fuerza, que actúa además sobre las oclusiones metálicas, como resultado de la modificación visible de la densidad relativa de la escoria y de la interacción de la corriente eléctrica en el metal y en el campo magnético, cumple la ecuación:
F_{EMB} = 2 \pi j Br^{3}
con:
F_{EBF} -
fuerza impulsora en N,
j -
densidad de la corriente eléctrica en A/m^{2},
B -
inductividad del campo magnético en T,
r -
radio de la oclusión en m.
\vskip1.000000\baselineskip
La interacción del campo eléctrico con la carga eléctrica superficial sobre la superficie de las oclusiones permite que las gotas de metal migren a lo largo de las líneas de campo eléctrico; la velocidad de migración, conocida como fenómeno del movimiento de electrocapilaridad, se describe por medio de la fórmula de Levich:
2
con:
V_{EM} -
velocidad de migración en m s^{-1},
\epsilon -
carga superficial en coul m^{-2},
E -
intensidad del campo eléctrico en V m^{-1},
\etaS -
viscosidad de la escoria en Pa s,
\kappa -
conductibilidad específica de la escoria en \Omega^{-1} m^{-1},
w -
resistencia de la superficie límite entre metal/escoria en \Omega m^{2}.
\vskip1.000000\baselineskip
Tomando como base la densidad de la carga eléctrica, la velocidad de migración del metal o de las oclusiones de la mata disminuye a medida que disminuye el radio de las gotas, de conformidad con la fórmula precedentemente indicada. La velocidad de migración es sensiblemente mayor, en el caso de oclusiones más pequeñas, que la sedimentación debida la fuerza de la gravedad.
La elaboración de la escoria en campos cruzados eléctricos y magnéticos aprovecha una serie de fenómenos, mediante los cuales se hace muy intenso y efectivo el proceso de purificación de la escoria. La agitación electromagnética de la escoria aumenta la transferencia de materia, con lo cual se acelera la reducción de la escoria y se favorece la coalescencia de las oclusiones. Al mismo tiempo, la electrólisis de la escoria provoca una reducción catódica de la magnetita y del óxido de cobre y la formación anódica de monóxido de carbono como agente reductor adicional. La migración electrocapilar de las oclusiones favorece su coalescencia y conduce a la eliminación de las oclusiones fuera de la escoria.
Ejemplo
La escoria procedente de la fusión de concentrado en una unidad para la fusión instantánea (fusión flash), contiene un 4% de Cu y un 15% de Fe_{3}O_{4}. La escoria se sangra cada 3 horas y se transfiere, a través de un canal, hasta el horno 1 de arco eléctrico de corriente eléctrica trifásica de 9,5 MVA. La cantidad de producción de escoria es de 30 t/h, lo que corresponde a una elaboración de 90 toneladas en cada ciclo. El consumo de coque es de aproximadamente 8 kg/t y el consumo de energía es aproximadamente de 70 kWh/t, lo que corresponde a un consumo medio de potencia de 6,3 MW. Al cabo de una hora se inicia el sangrado de la escoria en el horno de arco eléctrico durante un período de tiempo de 2 horas. La escoria, con un contenido en Cu de un 1,1% y con un 7% de Fe_{3}O_{4}, se transporta por medio del canal 8 hasta el horno 2 de arco eléctrico DC con una cámara, que tiene una longitud de 4 metros y una anchura de 1 metro. En la figura 2 se ha representado el horno de canales para la reducción, destinado a la purificación semicontinua de la escoria. La escoria fluye continuamente durante 2 horas a través del horno de canales 2 para la reducción. Con un nivel de escoria de 1 metro, el tiempo de residencia medio es de 30 minutos, aproximadamente. El consumo unitario en corriente eléctrica es de 35 kWh/t aproximadamente y el consumo necesario de potencia es de 1 MW con unas pérdidas por calor del horno de 1 GJ/h. Con una tensión estimada de 100 V, la intensidad de la corriente eléctrica es del orden de magnitud de 10 kA. El consumo estimado de coque es de 2 kg/t, aproximadamente. La escoria acabada contiene un 0,5% de Cu y un 4% de magnetita. El consumo total de energía es de 105 kWh/t y el consumo de coque es de 10 kg/t.
El procedimiento, de conformidad con la invención, trabaja según el ejemplo de realización, es decir como purificación de escoria de cobre con dos etapas en hornos de arco eléctrico.
En el primer horno 1 de arco eléctrico puede llevarse a cabo una carga periódica o una carga continua de la escoria. En este horno 1 se introducen en la escoria fundida los electrodos de grafito o bien los electrodos de carbono y se verifica un aporte de corriente eléctrica a través de los mismos. Sobre la superficie de la escoria se aporta coque o un agente reductor de otro tipo. La regulación de la temperatura de la escoria en el horno, destinado a la purificación de la escoria, se lleva a cabo mediante la regulación del consumo de potencia. Finalmente se lleva a cabo el sangrado de los metales obtenidos en forma de mata de cobre y de cobre metálico.
De igual modo, puede llevarse a cabo en el horno 2 de canales DC un sangrado periódico o continuo de la escoria. Se aplica una corriente eléctrica continua entre la capa de coque, que actúa como ánodo, sobre la superficie de la escoria y la mata líquida, que actúa como cátodo. El campo magnético superpuesto, que está localmente limitado, que se genera por medio de los electroimanes o de los imanes permanentes, se aprovecha para poner en movimiento a la escoria. Se carga coque sobre la superficie de la escoria para mantener constante el espesor de capa, correspondiente a la capa de coque, y para mantener condiciones de contacto eléctrico favorables con los electrodos de grafito o con los electrodos de carbono. También en este caso puede llevarse a cabo un sangrado continuo o un sangrado periódico de la escoria acabada, purificada. De igual modo, puede llevarse a cabo periódicamente el sangrado de la mata de cobre o de la mata de cobre junto con el cobre metálico. Por otra parte, se mantiene una capa de mata de cobre (de cobre) sobre el fondo del horno, a título de cátodo líquido, estando en contacto el cátodo con un bloque de
grafito.
La escoria de cobre puede representar aquella escoria, que se obtiene mediante la fusión de concentrados de cobre para dar mata de cobre o directamente para dar cobre blister, así como aquella escoria, que se obtiene mediante la transformación de mata de cobre.
Como primer horno de arco eléctrico 1 puede emplearse un horno clásico de arco eléctrico de corriente eléctrica trifásica AC o un horno de arco eléctrico DC.
La inducción de un campo magnético generado por medio de imanes permanentes o por medio de electroimanes, se encuentra de manera preferente en el intervalo comprendido entre 50 y 1.000 Gauss, cubriendo el campo magnético permanente una parte de la sección transversal de la escoria líquida en la región de los electrodos o de los electrodos en contacto con el lecho de coque.
Como electrodos se emplearán, de manera preferente, electrodos de grafito o electrodos de carbono. La localización de los electrodos permite que las líneas de corriente eléctrica crucen las líneas del campo magnético. El posicionamiento óptimo de los electrodos hace que las líneas de corriente eléctrica discurran perpendicularmente con respecto a las líneas del campo magnético.
Tal como se ha descrito, la capa del metal líquido o bien de la mata metálica está en contacto, por debajo de la escoria, con un electrodo de grafito o con un electrodo de otro tipo, que tiene la función de cátodo; el carbono o bien la capa de coque sobre la superficie de la escoria está en contacto con un electrodo de grafito o con un electrodo de otro tipo, que tiene la función de ánodo.
La intensidad de la corriente eléctrica continua se encuentra, de manera preferente, en el intervalo comprendido entre 500 y 50.000 A, en función del tamaño de la unidad destinada a la purificación de la escoria, de la cantidad de la escoria y de la temperatura.
Aún cuando el procedimiento propuesto está previsto, de manera preferente, para la obtención de cobre, éste puede ser empleado, de igual modo, para otros metales tales como para el plomo (Pb), para el cinc (Zn), para el platino (Pt) o para el níquel (Ni).
Mediante la reducción de la escoria en dos etapas y la eliminación del cobre en dos hornos de arco eléctrico se consigue que el primer horno de arco eléctrico de corriente eléctrica trifásica pueda ser empleado para la reducción previa de la escoria y para la sedimentación de la mata de cobre, seguido de una reducción profunda de la escoria y de la eliminación de las oclusiones en un horno de canales para la reducción DC con agitación electromagnética. El empleo de la agitación electromagnética, que mejora el intercambio de materia sobre la superficie de reducción y la coalescencia de las oclusiones, junto con la electrólisis de la escoria y junto con los fenómenos electrocinéticos, posibilita una purificación eficaz de la escoria y una elevada recuperación del cobre.
Lista de números de referencia:
1
primer horno (horno de corriente eléctrica alterna)
2
segundo horno (horno de corriente eléctrica continua)
3
electroimán
4
electrodo (ánodo)
5
electrodo (cátodo)
6
conexión eléctrica (electrodo de grafito)
7
conexión eléctrica (electrodo de grafito)
8
medio de conexión
9
electrodo
10
electrodo
11
fuente de corriente eléctrica alterna
12
fuente de corriente eléctrica continua
13
bobina eléctrica
14
bobina eléctrica
15
escoria
16
acceso para la escoria
17
salida para la escoria.

Claims (19)

1. Procedimiento para la obtención de un metal a partir de una escoria, que contiene el metal, según el cual se calienta la escoria licuada, que contiene el metal, en, al menos, un horno de arco eléctrico (1, 2), caracterizado porque se calienta la escoria, que contiene el metal, en un primer horno (1), que está configurado como horno eléctrico de corriente eléctrica alterna, y la fusión se transfiere desde el primer horno (1) hasta un segundo horno (2), que está configurado como horno eléctrico de corriente eléctrica continua.
2. Procedimiento según la reivindicación 1, caracterizado porque el metal, que debe ser obtenido, es el cobre (Cu), que se encuentra en una escoria que contiene cobre.
3. Procedimiento según la reivindicación 1, caracterizado porque el metal, que debe ser obtenido, es el plomo (Pb), el cinc (Zn), el platino (Pt) o el níquel (Ni), que se encuentra en una escoria.
4. Procedimiento según una de las reivindicaciones 1 a 3, caracterizado porque se lleva a cabo en el primer horno (1), que está configurado como horno eléctrico de corriente eléctrica alterna, una reducción previa de la escoria y una separación de mata metálica, especialmente de mata de cobre y porque se lleva a cabo en el segundo horno (2), que está configurado como horno eléctrico de corriente eléctrica continua, una reducción profunda de la escoria y una eliminación de las oclusiones.
5. Procedimiento según una de las reivindicaciones 1 a 4, caracterizado porque se lleva a cabo en el segundo horno (2), que está configurado como horno eléctrico de corriente eléctrica continua, una separación electrolítica del metal que debe ser obtenido.
6. Procedimiento según una de las reivindicaciones 1 a 5, caracterizado porque se lleva a cabo en el segundo horno (2), que está configurado como horno eléctrico de corriente eléctrica continua, una agitación electromagnética de la fusión durante la obtención del metal.
7. Procedimiento según la reivindicación 6, caracterizado porque actúa, al menos, un electroimán (3) sobre la fusión, que se encuentra en el segundo horno (2), para la generación de la agitación electromagnética.
8. Procedimiento según la reivindicación 6, caracterizado porque actúa, al menos, un imán permanente sobre la fusión, que se encuentra en el segundo horno (2), para la generación de la agitación electromagnética.
9. Procedimiento según la reivindicación 7 u 8, caracterizado porque el imán, al menos único, genera un campo magnético comprendido entre 50 y 1.000 Gauss y porque el campo magnético abarca, al menos, una parte de la sección transversal de la fusión y de la región de los electrodos (4, 5) en el segundo horno (2).
10. Procedimiento según una de las reivindicaciones 1 a 9, caracterizado porque se aporta al primer horno (1) un agente reductor durante el calentamiento, de manera preferente se aporta coque.
11. Procedimiento según una de las reivindicaciones 1 a 10, caracterizado porque se aporta sobre la superficie de la fusión en el segundo horno (2) material que contiene carbono, especialmente coque, de tal manera, que se forme una capa del material que contiene carbono con un espesor esencialmente constante, estando en contacto la capa, que actúa como ánodo (4), con una conexión eléctrica (6).
12. Procedimiento según una de las reivindicaciones 1 a 11, caracterizado porque se mantiene en la región del fondo, por debajo de la fusión, en el segundo horno (2) una capa constituida por mata metálica, especialmente constituida por mata de cobre, con un espesor esencialmente constante, estando en contacto la capa, que actúa como cátodo (5), con una conexión eléctrica (7).
13. Dispositivo para la obtención de un metal a partir de una escoria, que contiene el metal, especialmente para la realización del procedimiento según una de las reivindicaciones 1 a 12, caracterizado porque comprende un primer horno (1), que está configurado como horno eléctrico de corriente eléctrica alterna, y un segundo horno (2), que está configurado como horno eléctrico de corriente eléctrica continua, estando presente un medio de conexión (8) para la fusión entre el primer horno (1) y el segundo horno (2).
14. Dispositivo según la reivindicación 13, caracterizado porque el primer horno (1) presenta dos electrodos (9, 10), que están sumergidos en la fusión, que se encuentra en el primer horno (1) y que están conectados con una fuente de corriente eléctrica alterna (11).
15. Dispositivo según la reivindicación 13 o 14, caracterizado porque el segundo horno (2) presenta dos electrodos (4, 5), que están configurados en forma de placas, que se extienden horizontalmente en la región superior y que están dispuestos en la región inferior de la fusión, que se encuentra en el segundo horno (2), y que están conectados con una fuente de corriente eléctrica continua (12).
\newpage
16. Dispositivo según la reivindicación 15, caracterizado porque el electrodo (4), que se encuentra en la región superior, está configurado como lecho de coque, que está en conexión con un contacto eléctrico (6), especialmente con un electrodo de grafito.
17. Dispositivo según la reivindicación 15 o 16, caracterizado porque el electrodo (5), que se encuentra en la región inferior, está configurado con capa de mata metálica, especialmente con mata de cobre, que está en conexión con un contacto eléctrico (7), especialmente con un electrodo de grafito.
18. Dispositivo según una de las reivindicaciones 13 a 17, caracterizado porque el segundo horno (2) está configurado como horno de canales.
19. Dispositivo según una de las reivindicaciones 13 a 18, caracterizado porque están dispuestos imanes, especialmente electroimanes (3), en las regiones laterales del segundo horno (2), cuyas líneas de campo magnético son al menos parcialmente perpendiculares con respecto al sentido de flujo de la corriente eléctrica en, al menos, algunos de los elementos (4, 5) conductores de la corriente eléctrica.
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Families Citing this family (15)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
EP2053137A1 (fr) * 2007-10-19 2009-04-29 Paul Wurth S.A. Valorisation de résidus contenant du cuivre et d'autres métaux de valeur
DE102008058605A1 (de) 2007-12-18 2009-07-02 Sms Demag Ag Vorrichtung zur Gewinnung von Metallen oder Metallverbindungen, aus einem das Metall oder die Metallverbindung enthaltenden Material
ES2377698B1 (es) 2009-02-27 2013-02-14 Corrugados Azpeitia S.L. Procedimiento secuencial para la gestión ecológica y limpia de la escoria blanca de acerías en estado pulverulento y equipo para la realización de dicho procedimiento.
US9063110B2 (en) * 2010-04-30 2015-06-23 Agellis Group Ab Measurements in metallurgical vessels
CN102242231B (zh) * 2010-09-27 2013-04-24 山东焦化集团有限公司 利用熔融炉渣生产平板型无机非金属材料的方法
DE102011090072A1 (de) 2011-12-29 2013-07-04 Sms Siemag Ag Verfahren zur Gewinnung eines Metalls aus einer das Metall enthaltenden Schlacke sowie Vorrichtung zur Gewinnung des Metalls
SE1250215A1 (sv) * 2012-03-08 2013-08-06 Valeas Recycling Ab Järnreduktionsprocess och anordning därför
FI126583B (fi) 2014-03-31 2017-02-28 Outotec Finland Oy Menetelmä ja kantoaine pelkistimen kuten koksin kuljettamiseksi metallurgiseen uuniin ja kantoaineen tuotantomenetelmä
DE102014010442A1 (de) * 2014-07-11 2016-01-14 Aurubis Ag Verfahren und Vorrichtung zur Aufbereitung von Eisensilikatgestein
DE102014019133A1 (de) 2014-08-26 2016-03-17 Sms Group Gmbh Verfahren zur Rückgewinnung von Metallen aus der Schlacke
AP2017009844A0 (en) * 2014-09-09 2017-03-31 Univ Arizona A system, apparatus, and process for leaching metal and storing thermal energy during metal extraction
CN104928484B (zh) * 2015-05-21 2016-06-15 东营方圆有色金属有限公司 一种铜冶炼渣处理装置及其方法
DE102016207798A1 (de) * 2015-11-19 2017-05-24 Sms Group Gmbh Absetzofen und Verfahren zu seinem Betrieb
CN106051776A (zh) * 2016-07-13 2016-10-26 北京保利洁科技发展有限公司 一种焚烧处理固体废弃物的方法
CN107663589A (zh) * 2017-10-10 2018-02-06 东北大学 一种由含镍与铁的混合熔渣回收有价组分的方法

Family Cites Families (18)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
SU574478A1 (ru) 1971-10-18 1977-09-30 Предприятие П/Я Г-4911 Установка дл комплексной переработки полиметаллического сырь
US4036636A (en) * 1975-12-22 1977-07-19 Kennecott Copper Corporation Pyrometallurgical process for smelting nickel and nickel-copper concentrates including slag treatment
US4060409A (en) 1976-02-23 1977-11-29 Kennecott Copper Corporation Mechanically stirred furnace for pyrometallurgical operations and processes
FI63441C (fi) 1976-02-23 1983-06-10 Outokumpu Oy Foerfarande foer framstaellning av raokoppar fraon kopparmalm eller -koncentrat innehaollande skadliga eller ekonomiskt sinifikanta maengder andra icke-jaernmetaller
US4110107A (en) 1977-06-16 1978-08-29 The United States Of America As Represented By The Secretary Of The Interior Process for reducing molten furnace slags by carbon injection
JPS60208489A (ja) 1984-04-03 1985-10-21 Nippon Mining Co Ltd 銅スラグからの有価金属の回収法
MY110307A (en) 1990-11-20 1998-04-30 Mitsubishi Materials Corp Apparatus for continuous copper smelting
FI101813B1 (fi) 1990-11-20 1998-08-31 Mitsubishi Materials Corp Menetelmä kuparin sulattamiseksi
JPH06174382A (ja) * 1992-12-07 1994-06-24 Nkk Corp 直流アーク炉
CH688325A5 (de) * 1994-11-25 1997-07-31 Holderbank Financ Glarus Verfahren zur Aufbereitung von festen Rueckstaenden aus Muellverbrennungsanlagen und Vorrichtung zur Drchfuehrung des Verfahrens.
WO1997000333A1 (en) 1995-06-15 1997-01-03 Mintek The processing of zinc bearing materials in a dc arc furnace
WO1997018415A1 (de) 1995-11-10 1997-05-22 Mgc-Plasma Ag Anlage und verfahren zum thermischen zersetzen, schmelzen, verglasen und zur wertstoffrückgewinnung aus abfall- und reststoffen unterschiedlichster art
RU2121518C1 (ru) 1997-05-21 1998-11-10 Открытое акционерное общество "Институт Гинцветмет" Способ переработки оксидного сырья, содержащего цветные металлы
ES2185575T3 (es) * 1999-02-26 2003-05-01 Mintek Tratamiento de concentrados de sulfuro de metal por medio de la tostacion y reduccion por fusion en un horno de arco.
JP2000337776A (ja) 1999-05-25 2000-12-08 Nkk Corp 溶解炉等における二次燃焼率及び着熱効率の向上方法
US6761749B1 (en) 2000-01-04 2004-07-13 Outokumpu Oyj Method for the production of blister copper in suspension reactor
JP3529317B2 (ja) 2000-03-03 2004-05-24 日鉱金属株式会社 銅製錬炉の操業方法
JP2006513868A (ja) * 2002-12-16 2006-04-27 アービング アイ. ダーディク, 導電性連続体に電磁的に影響を与えるシステムおよび方法

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