RU2060286C1 - Способ плавки в расплаве сульфидных материалов - Google Patents
Способ плавки в расплаве сульфидных материалов Download PDFInfo
- Publication number
- RU2060286C1 RU2060286C1 RU94014988A RU94014988A RU2060286C1 RU 2060286 C1 RU2060286 C1 RU 2060286C1 RU 94014988 A RU94014988 A RU 94014988A RU 94014988 A RU94014988 A RU 94014988A RU 2060286 C1 RU2060286 C1 RU 2060286C1
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- stage
- melt
- slag
- cycle
- matte
- Prior art date
Links
- 238000003723 Smelting Methods 0.000 title claims abstract description 14
- UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N Sulphide Chemical compound [S-2] UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims abstract description 6
- 239000000463 material Substances 0.000 title claims abstract description 6
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims description 12
- RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N Copper Chemical compound [Cu] RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 57
- 239000002893 slag Substances 0.000 claims abstract description 54
- 229910052802 copper Inorganic materials 0.000 claims abstract description 51
- 239000010949 copper Substances 0.000 claims abstract description 51
- 238000002156 mixing Methods 0.000 claims abstract description 6
- 238000005406 washing Methods 0.000 claims abstract 2
- 239000000155 melt Substances 0.000 claims description 20
- 238000002844 melting Methods 0.000 claims description 17
- 230000008018 melting Effects 0.000 claims description 17
- XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N Iron Chemical compound [Fe] XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 16
- 229910001092 metal group alloy Inorganic materials 0.000 claims description 13
- 229910052742 iron Inorganic materials 0.000 claims description 8
- 239000002699 waste material Substances 0.000 claims description 6
- TVZPLCNGKSPOJA-UHFFFAOYSA-N copper zinc Chemical compound [Cu].[Zn] TVZPLCNGKSPOJA-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 5
- 238000010926 purge Methods 0.000 claims description 5
- 238000007664 blowing Methods 0.000 claims description 4
- 239000003638 chemical reducing agent Substances 0.000 claims description 4
- 239000002184 metal Substances 0.000 claims description 3
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 claims description 3
- -1 ferrous metals Chemical class 0.000 claims description 2
- 239000007800 oxidant agent Substances 0.000 claims description 2
- 239000002994 raw material Substances 0.000 claims description 2
- 239000002966 varnish Substances 0.000 claims 1
- 229910045601 alloy Inorganic materials 0.000 abstract description 3
- 239000000956 alloy Substances 0.000 abstract description 3
- 238000009856 non-ferrous metallurgy Methods 0.000 abstract description 2
- 229910052976 metal sulfide Inorganic materials 0.000 abstract 2
- 239000000126 substance Substances 0.000 abstract 1
- HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N Zinc Chemical compound [Zn] HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 20
- 239000011701 zinc Substances 0.000 description 20
- 229910052725 zinc Inorganic materials 0.000 description 20
- 238000002474 experimental method Methods 0.000 description 18
- 239000007789 gas Substances 0.000 description 14
- 239000012141 concentrate Substances 0.000 description 8
- 238000011068 loading method Methods 0.000 description 7
- 238000012545 processing Methods 0.000 description 5
- 238000009434 installation Methods 0.000 description 4
- 239000000203 mixture Substances 0.000 description 4
- 238000009825 accumulation Methods 0.000 description 3
- 230000007423 decrease Effects 0.000 description 3
- 238000007654 immersion Methods 0.000 description 3
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 description 3
- 238000005192 partition Methods 0.000 description 3
- VYPSYNLAJGMNEJ-UHFFFAOYSA-N Silicium dioxide Chemical compound O=[Si]=O VYPSYNLAJGMNEJ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 239000003245 coal Substances 0.000 description 2
- 238000000926 separation method Methods 0.000 description 2
- 239000000725 suspension Substances 0.000 description 2
- 238000012546 transfer Methods 0.000 description 2
- 230000009466 transformation Effects 0.000 description 2
- 238000000844 transformation Methods 0.000 description 2
- NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N Sulfur Chemical compound [S] NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 230000015572 biosynthetic process Effects 0.000 description 1
- 238000005422 blasting Methods 0.000 description 1
- 230000005587 bubbling Effects 0.000 description 1
- BRPQOXSCLDDYGP-UHFFFAOYSA-N calcium oxide Chemical compound [O-2].[Ca+2] BRPQOXSCLDDYGP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000000292 calcium oxide Substances 0.000 description 1
- ODINCKMPIJJUCX-UHFFFAOYSA-N calcium oxide Inorganic materials [Ca]=O ODINCKMPIJJUCX-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 238000004140 cleaning Methods 0.000 description 1
- 239000000571 coke Substances 0.000 description 1
- 238000001816 cooling Methods 0.000 description 1
- 230000006378 damage Effects 0.000 description 1
- 230000003247 decreasing effect Effects 0.000 description 1
- 238000013461 design Methods 0.000 description 1
- 238000004821 distillation Methods 0.000 description 1
- 238000011049 filling Methods 0.000 description 1
- 238000010438 heat treatment Methods 0.000 description 1
- SZVJSHCCFOBDDC-UHFFFAOYSA-N iron(II,III) oxide Inorganic materials O=[Fe]O[Fe]O[Fe]=O SZVJSHCCFOBDDC-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 238000005272 metallurgy Methods 0.000 description 1
- 230000001590 oxidative effect Effects 0.000 description 1
- 238000005191 phase separation Methods 0.000 description 1
- 238000002360 preparation method Methods 0.000 description 1
- 238000007670 refining Methods 0.000 description 1
- 238000010405 reoxidation reaction Methods 0.000 description 1
- 239000000377 silicon dioxide Substances 0.000 description 1
- 235000012239 silicon dioxide Nutrition 0.000 description 1
- 239000011593 sulfur Substances 0.000 description 1
- 229910052717 sulfur Inorganic materials 0.000 description 1
- 150000003568 thioethers Chemical class 0.000 description 1
Images
Landscapes
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
Использование: в цветной металлургии, для плавки сульфидных материалов в расплаве. Сущность: плавку сульфидных материалов ведут двухстадийным циклом при циркуляционном газлифтном перемешивании расплава. На первой стадии цикла получают расплав бедного штейна с содержанием меди не более 42% и отвального шлака при объемном соотношении этих продуктов не более 1 : 2, а на второй стадии - сульфидно-металлический сплав с содержанием меди более 78% и шлак, который затем после выпуска сульфидно-металлического сплава подвергают промывке бедным штейном первой стадии последующего цикла плавки до состояния отвального. Скорость циркуляции расплава на второй стадии превышает скорость циркуляции на первой стадии в 1,2-3,5 раза. 1 з. п. ф-лы, 1 табл., 1 ил.
Description
Изобретение относится к цветной металлургии, а именно к плавке сульфидных материалов в расплаве.
Известен способ плавки сульфидных материалов, содержащих железо и цветные металлы, с получением сульфидно-металлического сплава, включающий продувку расплава газообразным окислителем. Способ позволяет перерабатывать сульфидные концентраты, а также руду без предварительной подготовки шихты. Перемешивание расплава при барботаже технологическими газами, образующимися при подаче дутья в расплав через фурмы, обеспечивает требуемую степень турбулентности для ускорения металлургических превращений в зоне расплава выше уровня фурм.
Недостаток способа низкая производительность процесса. Промышленные печи для переработки медных концентратов плавят на штейны с содержанием меди 40-50% Получение белого мата и черновой меди металлурги не практикуют, так как это связано со значительным переокислением ванны и повышением содержания меди в шлаке. Кроме того, перемешивание расплава дутьем реализуется в ограниченном объеме ванны и, главным образом, выше уровня фурм. Такие режимы турбулентности способствуют образованию в подфурменной зоне промежуточного слоя расплава, содержащего магнетит, что затрудняет разделение продуктов плавки и увеличивает потери меди со шлаком.
Цель изобретения разрушение промежуточного слоя за счет газлифтного перемешивания ванны совместно с загружаемой шихтой и вовлечения в циркуляцию бедного штейна, а также снижение содержания меди в отвальных шлаках при одновременном обогащении штейна вплоть до выплавки белого мата или черновой меди.
Цель достигается тем, что плавку концентрата, руды ведут двухстадийным циклом при циркуляционном газлифтном перемешивании расплава. На первой стадии цикла получают расплав бедного штейна с содержанием меди не более 42% и отвального шлака при объемном соотношении этих продуктов не более 1:2, а на второй стадии сульфидно-металлический сплав с содержанием меди более 78% и шлак, который затем после выпуска сульфидно-металлического сплава подвергают промывке бедным штейном первой стадии последующего цикла плавки до состояния отвального. Отношение скоростей циркуляции расплава на второй и первой стадиях цикла составляет 1,2-3,5. При плавке медно-цинкового сырья газлифтную обработку шлака второй стадии цикла ведут продувкой газообразным восстановителем с отгонкой цинка в газовую фазу и получением шлакового расплава с отвальным содержанием в нем цинка.
На фиг.1 показана реализация способа.
Пуск печи осуществляется обычным путем: разогрев футеровки, заливка шлака и штейна (затравки) посредством шлакового сифона 1 при одновременной подаче дутья через погружные фурмы 2, загрузка шихты посредством устройства 3. По мере заполнения печи шлаком уровень его в барботажной камере 4 поднимается выше верхней отметки перегородки 5 и организованно перетекает через эту перегородку в загрузочную камеру 6. Шихтовые материалы, загружаемые через устройство 3, увлекаются нисходящим потоком, создаваемым в камере 6, под перегородку 5 и далее подаются в надфурменную зону барботажной камеры 4. Таким образом реализуется первая стадия цикла плавка шихты на штейн заданного состава в циркулирующем потоке расплава с получением отвального шлака.
Объем шлаковой ванны и количество подаваемого дутья обеспечивают требуемую скорость циркуляции расплава и необходимые при этом металлургические превращения для получения бедного штейна и шлака с низким содержанием меди. Отвальный шлак сливается из отстойной камеры 7 посредством сифона 1. Отходящие газы через сепарационное устройство 8 и газоход 9 удаляются из печи.
В то время как отвальный шлак непрерывно выдается из печи, бедный штейн накапливается на подине. Накопление штейновой ванны сопровождается повышением ее уровня, вследствие чего создаются условия обогащения шлаковой ванны медью за счет вовлечения штейновой взвеси в циркулирующий поток шлака. Такое состояние ванны свидетельствует об окончании первой стадии цикла, и режимы плавки, связанные с дальнейшим повышением уровня штейновой ванны и выдачей отвального шлака, прекращаются.
Принудительная подача штейна в надфурменную зону барботажной камеры 4 реализуется при определенном отношении объемов штейновой ванны к шлаковой и соответствующей скорости циркуляции расплава. Режимы газлифтной циркуляции ванны, обеспечивающие принудительную подачу донной фазы в зону продувки, являются режимами второй стадии цикла.
Вторая стадия цикла газлифтной плавки характеризуется увеличенной по сравнению с первой скоростью циркуляции. При этом загрузка шихты или прекращается или производится лишь в количестве, необходимом для поддержания относительной глубины погружения газлифта. Окислительная обработка бедного штейна, вовлекаемого в циркулирующий поток шлака, продолжается до получения белого мата или черновой меди. Выпуск сульфидно-металлического сплава производится посредством устройства 10 и второй цикл на этом заканчивается. Включается загрузка шихты, возобновляется ее плавка и обогащенный по меди шлак второй стадии промывается сульфидами, выплавляемыми из загружаемой шихты. Скорость циркуляции при этом снижается до заданных величин для накопления ванны бедного штейна и получения отвального шлака в последующем цикле газлифтной плавки.
При переработке медно-цинковых концентратов вторая стадия цикла заканчивается продувкой богатой цинком шлака газообразным восстановителем, подаваемым через фурмы 2 барботажной камеры 4. Загрузка угля или кокса в циркулирующий поток расплава осуществляется через загрузочное устройство 3. После отгонки цинка двухстадийный цикл возобновляется.
Заданная скорость циркуляции (или скорость расплава в барботажной камере 4, приведенная к горизонтальному сечению камеры на уровне фурм) обеспечивается интенсивностью дутья, относительным погружением газлифта, высотой газлифтной камеры (Ефименко С.П. и др. Внепечное рафинирование металла в газлифтах. М. Металлургия, 1986) и рассчитывается по разработанной методике.
Минимальная интенсивность дутья, при которой автогенная газлифтная плавка может быть реализована, превышает дутьевые нагрузки в печах ПЖВ и определяется конструктивными особенностями газлифтных аппаратов. Снижение удельных дутьевых нагрузок и соответственно скорости циркуляции ниже предельных значений сопровождается нарушением автогенности газлифтной плавки. Это связано с тем, что поверхность охлаждения кессонов, приходящаяся на единицу объема ванны газлифтных камер, более высокая, чем в ПЖВ. Кроме того, теплопередача к кессонам газлифта из-за более высоких скоростей расплава превышает теплопередачу к кессонам барботажной зоны ПЖВ.
В таблице представлены данные по газлифтной плавке медьсодержащих концентратов двухстадийным циклом с получением сульфидно-металлического сплава и отвального шлака. Минимальная скорость циркуляции, обеспечивающая проведение первой стадии цикла газлифтной плавки, составила 0,1 м3/c.
В опытах 1-7 получены штейны, содержащие 26-42% меди, и бедный отвальный шлак с содержанием меди 0,34-0,46% при изменении объемного соотношения продуктов плавки от 1: 2 до 1:4. Выплавка богатых штейнов с содержанием меди более 42% сопровождалась получением богатых шлаков (0,64-0,66% меди в опытах 8 и 9), несмотря на поддержание соотношения объемов этих продуктов менее 1: 2. Максимальное объемное отношение штейна к шлаку, при котором был выплавлен бедный по меди шлак, получено в опыте 7 и составило 1:2.
При повышении уровня штейновой ванны до соотношения объемов штейна к шлаку более чем 1: 2 (1:1,6 в опыте 11 и 1:1,2 в опыте 12) за счет подачи штейновой ванны в надфурменную зону ухудшается разделение фаз и отвальный шлак обогащается по меди до 0,67-0,72% несмотря на получение в этих опытах бедного штейна (34,3% меди в опыте 11 и 28,1% в опыте 12). Аналогичный вывод можно сделать на основании данных опыта N 13.
В опыте 10 содержание меди в штейне и соотношение объемов штейна к шлаку получены за пределами, заявляемыми в изобретении. Такое состояние ванны способствует дальнейшему увеличению потерь меди с отвальным шлаком. Содержание в нем меди составило 0,86%
В опыте 14 повышение скорости циркуляции расплава до 0,24 м3/с сопровождалось обогащением шлака медью до содержания 0,89% несмотря на то, что объемное соотношение штейн: шлак менее 1: 2, плавку вели на бедный штейн (содержание меди в штейне 32,6%). Следовательно, при скорости циркуляции 0,24 м3/с, что по меньшей мере в 1,2 раза выше скорости циркуляции первой стадии цикла (опыты 6-7, 15), создаются условия вовлечения в циркулирующий поток шлака донной фазы в виде взвеси штейна (подтверждается микроструктурными исследованиями) и, таким образом, могут быть реализованы режимы второй стадии цикла.
В опыте 14 повышение скорости циркуляции расплава до 0,24 м3/с сопровождалось обогащением шлака медью до содержания 0,89% несмотря на то, что объемное соотношение штейн: шлак менее 1: 2, плавку вели на бедный штейн (содержание меди в штейне 32,6%). Следовательно, при скорости циркуляции 0,24 м3/с, что по меньшей мере в 1,2 раза выше скорости циркуляции первой стадии цикла (опыты 6-7, 15), создаются условия вовлечения в циркулирующий поток шлака донной фазы в виде взвеси штейна (подтверждается микроструктурными исследованиями) и, таким образом, могут быть реализованы режимы второй стадии цикла.
Вторая стадия цикла газлифтной плавки осуществлена в опытах 16-18. Исходное состояние ванны соответствовало соотношению объемов штейн:шлак 1:2,2; 1: 2,4 и 1: 2,6, содержанию меди в штейне 30-40% а отвальный шлак содержал 0,36-0,42% меди. Заканчивать первую стадию на низкой ванне штейна не эффективно, так как это связано с пониженным выходом сульфидно-металлического сплава на второй стадии цикла.
Газлифтная обработка штейна в опыте 16 произведена при скорости циркуляции ванны 0,24 м3/с. Штейн был получен при плавке медно-цинкового концентрата и содержал 32,8% меди и 4,2% цинка. В результате обработки был получен белый мат с содержанием меди 78,2% и богатый шлак (2,8% меди), который затем, после выпуска белого мата, был обеднен на первой стадии последующего цикла до содержания меди 0,42% Получение штейнов, содержащих менее 78% меди, здесь малоэффективно. Так, например, штейн с содержанием меди 70,3% содержал 8,6% железа и 0,9% цинка. Переработка такого штейна связана с известными трудностями ошлакования железа и требует установки дополнительного агрегата с системой газоочистки для улавливания цинковых возгонов. Только при реализации плавки на сульфидно-металлический сплав с содержанием меди более 78% цинк и железо в донном продукте практически отсутствуют, что существенно облегчает последующую переработку этого продукта в одну стадию до черновой меди любым из известных способов.
В опыте 17 вторая стадия цикла проведена при скорости циркуляции расплава 0,30 м3/с. Получен сульфидно-металлический сплав с содержанием меди 88,3% Цинк в сплаве отсутствовал. Шлак содержал 4,9% меди и 4,2% цинка. Более высокое содержание меди в сульфидно-металлическом сплаве получить в этом опыте не удалось.
Черновая медь была выплавлена из штейна, содержащего 30,7% в опыте 18. Была реализована максимальная скорость циркуляции ванны, равная 0,35 м3/с. После выпуска черновой меди шлак, содержащий 6,6% меди, был обеднен на режимах пониженной скорости циркуляции первой стадии последующего цикла с получением бедного штейна. Отвальный шлак содержал 0,42% меди.
П р и м е р 1. На газлифтной установке площадью сечения барботажной камеры на уровне фурм 0,9 м2 осуществлена двухстадийная плавка медно-цинкового концентрата. После разогрева установки в нее заливали расплав шлака и штейна (затравка) в количестве 10 т с температурой 1250оС. Одновременно с заливкой расплава включали дутье. На первой стадии цикла грузили 1,5 т шихты в час. Концентрат содержал 14,5% меди, 6,3% цинка, 37,7% серы, 30,7% железа, 0,9% оксида кальция и 5,2% диоксида кремния. По мере набора ванны скорость циркуляции расплава изменялась от 0,10 до 0,15 м3/с. Относительная глубина погружения газлифта при выходе на стационарный режим составила 0,7. Получен штейн с содержанием меди 32,8% цинка 4,2% железа 42,1% и отвальный шлак, содержащий 0,37% меди и 4,4% цинка. Накопление штейновой ванны первой стадии цикла закончилось при соотношении объемов штейна к шлаку 1:2,4. На второй стадии цикла газлифтную обработку донного продукта производили, поддерживая скорость циркуляции расплава, равной 0,24 м3/с. По ходу продувки содержание меди в штейне повышалось, а цинка снижалось. При содержании меди в донном продукте 61,1% и 70,3% содержание цинка составило 1,9 и 0,8% соответственно. К концу продувки получен белый мат следующего состава: медь 78,2% железо 1,5% цинк 0,15% Шлак содержал 2,8% меди и 4,0% цинка. Одновременно с выпуском белого мата была снижена скорость циркуляции расплава до 0,1 м3/c и установлены режимы загрузки шихты, обеспечивающие плавку ее на штейн заданного состава. В результате получен штейн, содержащий 40,1% меди, а отвальный шлак выдавали с содержанием меди 0,42%
П р и м е р 2. На газлифтной установке площадью сечения барботажной камеры на уровне фурм 0,9 м2 после выпуска сульфидно-металлического сплава, содержащего 88,3% меди, произведена газлифтная обработка шлака газообразным восстановителем с загрузкой в циркулирующий поток расплава угля. Скорость циркуляции ванны составила 0,1 м3/с. В результате опыта шлак с исходным содержанием цинка 4,2% и меди 4,9% был обеднен до содержания 0,54% цинка и 0,42% меди. Средняя скорость обеднения шлакового расплава по цинку составила 2,9% в час.
П р и м е р 2. На газлифтной установке площадью сечения барботажной камеры на уровне фурм 0,9 м2 после выпуска сульфидно-металлического сплава, содержащего 88,3% меди, произведена газлифтная обработка шлака газообразным восстановителем с загрузкой в циркулирующий поток расплава угля. Скорость циркуляции ванны составила 0,1 м3/с. В результате опыта шлак с исходным содержанием цинка 4,2% и меди 4,9% был обеднен до содержания 0,54% цинка и 0,42% меди. Средняя скорость обеднения шлакового расплава по цинку составила 2,9% в час.
Claims (2)
1. Способ плавки в расплаве сульфидных материалов, содержащих железо и цветные металлы, с получением сульфидно-металлического сплава, включающий продувку расплава газообразным окислителем, отличающийся тем, что плавку ведут двустадийным циклом при циркуляционном газлифтном перемешивании расплава с получением на первой стадии цикла расплава бедного штейна с содержанием меди не более 42% и отвального шлака при объемном соотношении этих продуктов не более 1 2, а на второй стадии сульфидно-металлического сплава с содержанием меди более 78% и шлака, который затем после выпуска сульфидно-металлического сплава подвергают промывке бедным штейном первой стадии последующего цикла плавки до состояния отвального, причем плавку ведут при отношении скоростей циркуляции расплава на второй и первой стадиях цикла 1,2 3,5.
2. Способ по п.1, отличающийся тем, что при плавке медно-цинкового сырья газлифтную обработку шлака второй стадии цикла ведут продувкой газообразным восстановителем.
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU94014988A RU2060286C1 (ru) | 1994-04-22 | 1994-04-22 | Способ плавки в расплаве сульфидных материалов |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU94014988A RU2060286C1 (ru) | 1994-04-22 | 1994-04-22 | Способ плавки в расплаве сульфидных материалов |
Publications (2)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| RU94014988A RU94014988A (ru) | 1996-02-10 |
| RU2060286C1 true RU2060286C1 (ru) | 1996-05-20 |
Family
ID=20155117
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| RU94014988A RU2060286C1 (ru) | 1994-04-22 | 1994-04-22 | Способ плавки в расплаве сульфидных материалов |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| RU (1) | RU2060286C1 (ru) |
Cited By (5)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2255996C1 (ru) * | 2004-02-04 | 2005-07-10 | ОАО "Институт Гипроникель" | Способ переработки сульфидных медно-никелевых концентратов |
| RU2400544C1 (ru) * | 2009-04-06 | 2010-09-27 | Государственное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Санкт-Петербургский государственный горный институт имени Г.В. Плеханова (технический университет)" | Способ переработки сульфидных медно-никелевых концентратов |
| CN116426767A (zh) * | 2023-03-14 | 2023-07-14 | 盛屯能源金属化学(贵州)有限公司 | 一种有色金属熔炼渣的强化贫化工艺、强化贫化炉 |
| WO2024172686A1 (ru) * | 2023-02-15 | 2024-08-22 | Общество с ограниченной ответственностью "Инновационная Компания Интехпром" | Способ пирометаллургической переработки сульфидных руд и концентратов |
| RU2853446C1 (ru) * | 2025-02-17 | 2025-12-23 | Общество с ограниченной ответственностью "Инновационная Компания Интехпром" | Способ пирометаллургической переработки сульфидных концентратов с утилизацией диоксида серы |
-
1994
- 1994-04-22 RU RU94014988A patent/RU2060286C1/ru active
Non-Patent Citations (1)
| Title |
|---|
| Ванюков А.В. и др. Плавка в жидкой ванне. М.: Металлургия, 1988, с.14-16. * |
Cited By (5)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2255996C1 (ru) * | 2004-02-04 | 2005-07-10 | ОАО "Институт Гипроникель" | Способ переработки сульфидных медно-никелевых концентратов |
| RU2400544C1 (ru) * | 2009-04-06 | 2010-09-27 | Государственное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Санкт-Петербургский государственный горный институт имени Г.В. Плеханова (технический университет)" | Способ переработки сульфидных медно-никелевых концентратов |
| WO2024172686A1 (ru) * | 2023-02-15 | 2024-08-22 | Общество с ограниченной ответственностью "Инновационная Компания Интехпром" | Способ пирометаллургической переработки сульфидных руд и концентратов |
| CN116426767A (zh) * | 2023-03-14 | 2023-07-14 | 盛屯能源金属化学(贵州)有限公司 | 一种有色金属熔炼渣的强化贫化工艺、强化贫化炉 |
| RU2853446C1 (ru) * | 2025-02-17 | 2025-12-23 | Общество с ограниченной ответственностью "Инновационная Компания Интехпром" | Способ пирометаллургической переработки сульфидных концентратов с утилизацией диоксида серы |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| RU2205878C2 (ru) | Установка и способ (варианты) получения расплавов металла | |
| US3890139A (en) | Continuous process for refining sulfide ores | |
| AU2007204927B2 (en) | Use of an induction furnace for the production of iron from ore | |
| JP2001032006A (ja) | 直接製錬法の開始方法 | |
| US4252560A (en) | Pyrometallurgical method for processing heavy nonferrous metal raw materials | |
| RU2039106C1 (ru) | Способ непрерывной плавки меди | |
| US5258054A (en) | Method for continuously producing steel or semi-steel | |
| US4144055A (en) | Method of producing blister copper | |
| RU2127321C1 (ru) | Способ получения стали и устройство для его осуществления | |
| US4294433A (en) | Pyrometallurgical method and furnace for processing heavy nonferrous metal raw materials | |
| CA1159261A (en) | Method and apparatus for the pyrometallurgical recovery of copper | |
| US4025059A (en) | Device for the continuous production of steel | |
| RU2060286C1 (ru) | Способ плавки в расплаве сульфидных материалов | |
| US3901489A (en) | Continuous process for refining sulfide ores | |
| US4052197A (en) | Process for making steel from pig iron | |
| US3473918A (en) | Production of copper | |
| WO1979000104A1 (en) | A method of producing blister copper from copper raw material containing antimony | |
| US4116678A (en) | Method of producing iron | |
| US2368508A (en) | Process of treating ores and electric furnace therefor | |
| US2769706A (en) | Smelting sulfide ores | |
| US4120696A (en) | Process for the production of steel | |
| RU2346056C2 (ru) | Способ прямого производства стали из железосодержащих материалов | |
| US6314123B1 (en) | Method for continuous smelting of solid metal products | |
| US596992A (en) | Xmethod o of and apparatus for-bgssemerizinq matte | |
| RU2165461C2 (ru) | Способ производства чугуна и шлака |