RU2261285C1 - Method of production of blister copper and zinc - Google Patents
Method of production of blister copper and zinc Download PDFInfo
- Publication number
- RU2261285C1 RU2261285C1 RU2004105782/02A RU2004105782A RU2261285C1 RU 2261285 C1 RU2261285 C1 RU 2261285C1 RU 2004105782/02 A RU2004105782/02 A RU 2004105782/02A RU 2004105782 A RU2004105782 A RU 2004105782A RU 2261285 C1 RU2261285 C1 RU 2261285C1
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- zinc
- copper
- slag
- melting unit
- oxide
- Prior art date
Links
- 239000011701 zinc Substances 0.000 title claims abstract description 84
- 229910052725 zinc Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 79
- HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N Zinc Chemical compound [Zn] HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims abstract description 75
- RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N Copper Chemical compound [Cu] RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims abstract description 68
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims abstract description 25
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 title abstract description 8
- XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N Iron Chemical compound [Fe] XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 73
- 230000008018 melting Effects 0.000 claims abstract description 65
- 238000002844 melting Methods 0.000 claims abstract description 65
- 239000002893 slag Substances 0.000 claims abstract description 60
- XLOMVQKBTHCTTD-UHFFFAOYSA-N Zinc monoxide Chemical compound [Zn]=O XLOMVQKBTHCTTD-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 42
- 239000010949 copper Substances 0.000 claims abstract description 41
- 229910052802 copper Inorganic materials 0.000 claims abstract description 40
- 229910052742 iron Inorganic materials 0.000 claims abstract description 36
- 235000014692 zinc oxide Nutrition 0.000 claims abstract description 34
- QPLDLSVMHZLSFG-UHFFFAOYSA-N Copper oxide Chemical compound [Cu]=O QPLDLSVMHZLSFG-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 22
- 239000005751 Copper oxide Substances 0.000 claims abstract description 21
- 229910000431 copper oxide Inorganic materials 0.000 claims abstract description 21
- 239000011787 zinc oxide Substances 0.000 claims abstract description 21
- RNWHGQJWIACOKP-UHFFFAOYSA-N zinc;oxygen(2-) Chemical class [O-2].[Zn+2] RNWHGQJWIACOKP-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 13
- 239000002184 metal Substances 0.000 claims description 24
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 claims description 24
- 238000006722 reduction reaction Methods 0.000 claims description 17
- 238000003723 Smelting Methods 0.000 claims description 16
- UQSXHKLRYXJYBZ-UHFFFAOYSA-N Iron oxide Chemical compound [Fe]=O UQSXHKLRYXJYBZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 12
- 238000011084 recovery Methods 0.000 claims description 9
- 239000000155 melt Substances 0.000 claims description 8
- 239000007788 liquid Substances 0.000 claims description 6
- 230000015572 biosynthetic process Effects 0.000 claims description 5
- 230000005672 electromagnetic field Effects 0.000 claims description 3
- 238000005272 metallurgy Methods 0.000 abstract description 12
- 238000006243 chemical reaction Methods 0.000 abstract description 5
- 238000000605 extraction Methods 0.000 abstract description 4
- 230000000694 effects Effects 0.000 abstract 1
- 239000000126 substance Substances 0.000 abstract 1
- 239000012071 phase Substances 0.000 description 20
- 239000012141 concentrate Substances 0.000 description 16
- 239000007789 gas Substances 0.000 description 12
- 239000003638 chemical reducing agent Substances 0.000 description 9
- 238000012545 processing Methods 0.000 description 6
- 239000005083 Zinc sulfide Substances 0.000 description 5
- 238000010438 heat treatment Methods 0.000 description 5
- 235000013980 iron oxide Nutrition 0.000 description 5
- 229910052984 zinc sulfide Inorganic materials 0.000 description 5
- DRDVZXDWVBGGMH-UHFFFAOYSA-N zinc;sulfide Chemical compound [S-2].[Zn+2] DRDVZXDWVBGGMH-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 5
- NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N Sulfur Chemical compound [S] NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- 230000006698 induction Effects 0.000 description 4
- 239000000203 mixture Substances 0.000 description 4
- 229910052717 sulfur Inorganic materials 0.000 description 4
- 239000011593 sulfur Substances 0.000 description 4
- 229910001369 Brass Inorganic materials 0.000 description 3
- OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N Carbon Chemical compound [C] OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N Sulphide Chemical compound [S-2] UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- 239000010951 brass Substances 0.000 description 3
- 229910052799 carbon Inorganic materials 0.000 description 3
- TVZPLCNGKSPOJA-UHFFFAOYSA-N copper zinc Chemical compound [Cu].[Zn] TVZPLCNGKSPOJA-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- 238000010586 diagram Methods 0.000 description 3
- 239000011133 lead Substances 0.000 description 3
- 101100465519 Arabidopsis thaliana MPA1 gene Proteins 0.000 description 2
- CWYNVVGOOAEACU-UHFFFAOYSA-N Fe2+ Chemical compound [Fe+2] CWYNVVGOOAEACU-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 101100300012 Mannheimia haemolytica purT gene Proteins 0.000 description 2
- 101100067996 Mus musculus Gbp1 gene Proteins 0.000 description 2
- GQPLMRYTRLFLPF-UHFFFAOYSA-N Nitrous Oxide Chemical compound [O-][N+]#N GQPLMRYTRLFLPF-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 239000000571 coke Substances 0.000 description 2
- OMZSGWSJDCOLKM-UHFFFAOYSA-N copper(II) sulfide Chemical compound [S-2].[Cu+2] OMZSGWSJDCOLKM-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 238000010494 dissociation reaction Methods 0.000 description 2
- 230000005593 dissociations Effects 0.000 description 2
- -1 ferrous metals Chemical class 0.000 description 2
- VBMVTYDPPZVILR-UHFFFAOYSA-N iron(2+);oxygen(2-) Chemical class [O-2].[Fe+2] VBMVTYDPPZVILR-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 229910001338 liquidmetal Inorganic materials 0.000 description 2
- 150000002739 metals Chemical class 0.000 description 2
- 238000007670 refining Methods 0.000 description 2
- VYPSYNLAJGMNEJ-UHFFFAOYSA-N silicon dioxide Inorganic materials O=[Si]=O VYPSYNLAJGMNEJ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 239000002699 waste material Substances 0.000 description 2
- 235000008733 Citrus aurantifolia Nutrition 0.000 description 1
- 102100028538 Guanylate-binding protein 4 Human genes 0.000 description 1
- 101001058851 Homo sapiens Guanylate-binding protein 4 Proteins 0.000 description 1
- 229910000805 Pig iron Inorganic materials 0.000 description 1
- 229910000831 Steel Inorganic materials 0.000 description 1
- 241000282887 Suidae Species 0.000 description 1
- 235000011941 Tilia x europaea Nutrition 0.000 description 1
- DAZWMJDZEPDDGO-UHFFFAOYSA-N [O].[O].[Cu] Chemical compound [O].[O].[Cu] DAZWMJDZEPDDGO-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 238000010521 absorption reaction Methods 0.000 description 1
- 229910045601 alloy Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000000956 alloy Substances 0.000 description 1
- 238000013459 approach Methods 0.000 description 1
- QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N atomic oxygen Chemical compound [O] QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000003818 cinder Substances 0.000 description 1
- 150000001875 compounds Chemical class 0.000 description 1
- LBJNMUFDOHXDFG-UHFFFAOYSA-N copper;hydrate Chemical compound O.[Cu].[Cu] LBJNMUFDOHXDFG-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 238000004090 dissolution Methods 0.000 description 1
- 230000009977 dual effect Effects 0.000 description 1
- 239000000428 dust Substances 0.000 description 1
- 238000010891 electric arc Methods 0.000 description 1
- 238000005516 engineering process Methods 0.000 description 1
- 238000001704 evaporation Methods 0.000 description 1
- 230000008020 evaporation Effects 0.000 description 1
- 230000002349 favourable effect Effects 0.000 description 1
- 238000010304 firing Methods 0.000 description 1
- 230000004907 flux Effects 0.000 description 1
- 230000000762 glandular Effects 0.000 description 1
- PCHJSUWPFVWCPO-UHFFFAOYSA-N gold Chemical compound [Au] PCHJSUWPFVWCPO-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910052737 gold Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000010931 gold Substances 0.000 description 1
- 239000012535 impurity Substances 0.000 description 1
- 239000004571 lime Substances 0.000 description 1
- 238000010310 metallurgical process Methods 0.000 description 1
- QMQXDJATSGGYDR-UHFFFAOYSA-N methylidyneiron Chemical compound [C].[Fe] QMQXDJATSGGYDR-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000001272 nitrous oxide Substances 0.000 description 1
- 238000013021 overheating Methods 0.000 description 1
- 229910052760 oxygen Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000001301 oxygen Substances 0.000 description 1
- 238000005191 phase separation Methods 0.000 description 1
- 238000009853 pyrometallurgy Methods 0.000 description 1
- 239000010453 quartz Substances 0.000 description 1
- 229910052710 silicon Inorganic materials 0.000 description 1
- 229910052814 silicon oxide Inorganic materials 0.000 description 1
- 229910052709 silver Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000004332 silver Substances 0.000 description 1
- 238000005245 sintering Methods 0.000 description 1
- 239000010959 steel Substances 0.000 description 1
- 239000000758 substrate Substances 0.000 description 1
- 150000004763 sulfides Chemical class 0.000 description 1
- 239000012808 vapor phase Substances 0.000 description 1
- 150000003751 zinc Chemical class 0.000 description 1
Landscapes
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
Description
Изобретение относится к металлургии, в частности к производству черновой меди и цинка из их оксидов, которые в разных количествах имеют место в медных рудах, концентратах, шламах и отвальных шлаках.The invention relates to metallurgy, in particular to the production of blister copper and zinc from their oxides, which in different quantities occur in copper ores, concentrates, sludges and dump slags.
Предлагаемое техническое решение относится к тому случаю, когда на плавку поступает окисленная (свободная от серы) шихта, содержащая Cu и Zn. Такая шихта может быть, если руда или концентрат из этой руды не будут содержать сульфидов, если имеющаяся в руде или концентрате сера будет окислена и на плавку будет поступать огарок, полностью освобожденный от серы. В медной металлургической практике такую плавку называют "плавка по бесштейновой схеме" [1].The proposed technical solution relates to the case when the oxidized (sulfur-free) charge containing Cu and Zn is fed to the smelting. Such a charge may occur if the ore or concentrate from this ore does not contain sulfides, if the sulfur present in the ore or concentrate is oxidized and a cinder that is completely free of sulfur is supplied to the smelting. In copper metallurgical practice, such smelting is called “melt-free smelting” [1].
Широко известно производство черновой меди из концентратов сульфидной руды, содержащей сравнительно незначительное количество сульфида Zn [1, 2]. Концентрат, после удаления из него лишней серы, плавится на штейн и шлак. При конвертировании штейна получают черновую медь. Оксид цинка при таком производстве в большей части оказывается в отвальном шлаке. В отвальных шлаках, например, Среднеуральского медеплавильного завода (г. Ревда), Кировоградского медеплавильного завода (г. Кировоград) и Красноуральского медеплавильного завода (г. Красноуральск) содержится цинка в шлаке соответственно 4,53%, 2,40% и 3,97% [3].The production of blister copper from sulfide ore concentrates containing a relatively small amount of Zn sulfide is widely known [1, 2]. The concentrate, after removing excess sulfur from it, is melted on matte and slag. When converting matte get blister copper. Zinc oxide in this production is mostly found in waste slag. In dump slags, for example, Sredneuralskiy smelter (Revda), Kirovograd smelter (Kirovograd) and Krasnouralsk smelter (Krasnouralsk), zinc contains 4.53%, 2.40% and 3.97 respectively in slag. % [3].
Если перерабатывается руда или концентрат, в которых кроме сульфида меди имеется значительное содержание сульфида цинка, то полное извлечение цинка в товарную продукцию на медеплавильном предприятии затруднено. При переработке такой руды или концентрата на штейн и шлак одна часть сульфида цинка уходит в штейн, вторая часть - в отвальный шлак. При конвертировании такого штейна сульфид цинка переводится в окисленную форму и уходит в возвратный конвертерный шлак, но часть цинка оказывается в возгонах, которая удаляется из конвертера с отходящими газами. Уловленные в фильтрах возгоны направляются на переработку, как правило, на цинковый завод.If ore or concentrate is processed in which, in addition to copper sulfide, there is a significant content of zinc sulfide, then the complete extraction of zinc into commercial products at a smelter is difficult. When processing such ore or concentrate into matte and slag, one part of zinc sulfide goes to matte, the second part to dump slag. When converting such a matte, zinc sulfide is converted to the oxidized form and goes to the return converter slag, but part of the zinc is in sublimates, which is removed from the converter with exhaust gases. Sublimates captured in filters are sent for processing, usually to a zinc plant.
Потери медеплавильным предприятием товарного цинка особенно нежелательны, когда перерабатывается медно-цинковая руда с высоким содержанием сульфида цинка (до 20%). При обогащении такой руды трудно получить селективные концентраты (отдельно концентрат сульфида меди и концентрат сульфида цинка). Поэтому получают коллективный сульфидный медно-цинковый концентрат, который и идет на переработку с указанными недостатками.Losses of commercial zinc in a smelter are particularly undesirable when copper-zinc ore with a high content of zinc sulfide (up to 20%) is processed. When enriching such an ore, it is difficult to obtain selective concentrates (separately a copper sulfide concentrate and a zinc sulfide concentrate). Therefore, a collective sulfide copper-zinc concentrate is obtained, which is being processed with the indicated disadvantages.
Если же из поступающей в переработку медно-цинковой руды или концентрата на медеплавильном предприятии методом обжига удалить серу, то по предлагаемому способу становится возможным из окисленной шихты производить не только черновую медь, но и товарный цинк, причем не только из руды или концентрата, но и из отвальных шлаков, где значительное содержание цинка.If sulfur is removed from the copper-zinc ore or concentrate at the smelter at the smelter by firing, the proposed method makes it possible to produce not only blister copper, but also marketable zinc from the oxidized charge, not only from ore or concentrate, but also from waste slag, where there is a significant content of zinc.
Известна технология переработки коллективного концентрата [4], содержащего более 10% Cu и 15% Zn. После добавки к такому концентрату извести и кварца его обжигали и агломерировали. Полученный агломерат в смеси с 10% кокса перерабатывали в дуговой электропечи. В результате получали штейн, шлак и сухие возгоны. При такой переработке в штейн уходило 97% меди и 6,2% цинка. В шлак уходило 1% меди, а цинка - 6%. В возгонах же оказалось 87% Zn и 2% Cu. Далее из штейна получали черновую медь по хорошо отработанному методу и в целом извлечение меди было довольно высоким. Извлечение цинка в возгоны тоже можно считать высоким. Однако дальнейшая переработка возгонов на товарный цинк дело трудоемкое и дорогостоящее.A known technology for processing collective concentrate [4] containing more than 10% Cu and 15% Zn. After adding lime and quartz to such a concentrate, it was calcined and agglomerated. The resulting agglomerate in a mixture with 10% coke was processed in an electric arc furnace. The result was matte, slag and dry sublimates. With this processing, 97% of copper and 6.2% of zinc went into matte. 1% of copper went to slag, and 6% went to zinc. The sublimates turned out to be 87% Zn and 2% Cu. Further, blister copper was obtained from matte by a well-established method, and overall copper recovery was quite high. Extraction of zinc in sublimates can also be considered high. However, the further processing of sublimates for commercial zinc is a laborious and expensive business.
Известен механизм восстановления цинка из расплавленных шлаков без добавки кокса [5]. Было замечено, что если на подине плавильной печи находится высаженная ранее железная настыль, то между окисью цинка, содержащейся в шлаке, и железом настыли происходит реакция ZnO+Fe=Zn+FeO. Реакция проходит при подводе тепла. На одном из заводов вследствие такой реакции снижали содержание Zn в шлаке с 12% до 2%. Следует заметить, что при определенных условиях восстановление цинка из оксида железом (металлотермическое восстановление) происходит быстрее, чем цинк из оксида восстанавливается углеродом (карботермическое восстановление) [6].A known mechanism for the recovery of zinc from molten slag without the addition of coke [5]. It was noted that if there was previously deposited iron deposits on the bottom of the smelting furnace, then the reaction ZnO + Fe = Zn + FeO occurs between the zinc oxide contained in the slag and the iron overlaid. The reaction takes place when heat is supplied. At one of the plants, due to this reaction, the Zn content in the slag was reduced from 12% to 2%. It should be noted that under certain conditions, the reduction of zinc from oxide by iron (metallothermal reduction) occurs faster than zinc from oxide is reduced by carbon (carbothermal reduction) [6].
Если при производстве черновой меди в ней оказывается цинк, то его удаляют на первой стадии огневого рафинирования, при котором часть меди окисляют до закиси меди Cu2О [7]. Закись меди может растворяться в черновой меди до 12,4% (при температуре, равной 1200°С). Кислород закиси меди хорошо окисляет цинк, поскольку свободная энергия образования у Zn намного больше свободной энергии образования меди. Окисленный цинк переходит через границу металл - шлак и, как правило, ошлаковывается оксидом кремния, который всегда имеется в шлаке.If zinc is found in it during the production of blister copper, then it is removed at the first stage of fire refining, in which part of the copper is oxidized to copper oxide Cu 2 O [7]. Copper oxide can dissolve in blister copper up to 12.4% (at a temperature of 1200 ° C). Copper oxide oxygen oxidizes zinc well, since the free energy of formation in Zn is much more than the free energy of copper formation. Oxidized zinc crosses the metal – slag interface and, as a rule, is slagged with silicon oxide, which is always present in the slag.
В качестве ближайшего аналога предлагается способ, раскрытый в [8]. Известный способ производства черновой меди и цинка включает плавку окисленной шихты, содержащей оксиды меди и цинка, на шлак, содержащий оксид меди и первичный оксид цинка, восстановление из полученного шлака меди в металлическую фазу, цинка в газовую фазу, удаление металлической фазы из плавильного агрегата в ковш для черновой фазы, удаление газовой фазы из плавильного агрегата.As the closest analogue, a method is disclosed in [8]. A known method for the production of blister copper and zinc involves the melting of an oxidized charge containing copper and zinc oxides onto slag containing copper oxide and primary zinc oxide, reduction from the obtained copper slag into the metal phase, zinc into the gas phase, removal of the metal phase from the melting unit in ladle for draft phase, removal of the gas phase from the smelter.
Предлагаемый способ отличается от известного тем, что оксид меди восстанавливают в 1-м плавильном агрегате цинком с образованием при этом в шлаковой фазе вторичного оксида цинка, а первичный и вторичный оксиды цинка восстанавливают во 2-м плавильном агрегате, приводят во вращение и компенсируют затраты тепла на эндотермическую реакцию восстановления оксида цинка, при этом шлак из 2-го плавильного агрегата сливают полностью после израсходования установленного количества расплава железа на восстановление оксидов цинка и расплавляют в нем следующую порцию железа на восстановление оксидов цинка и расплавляют в нем следующую порцию железа, причем газовую фазу из плавильного агрегата удаляют в конденсатор для образования жидкого цинка, одну часть которого разливают в товарные чушки, а вторую часть направляют на восстановление меди из оксида.The proposed method differs from the known one in that copper oxide is reduced in the 1st melting unit with zinc to form secondary zinc oxide in the slag phase, while primary and secondary zinc oxides are reduced in the 2nd melting unit, rotate and compensate for heat to the endothermic reaction of reduction of zinc oxide, while the slag from the 2nd melting unit is completely drained after the set amount of iron melt has been used up to reduce zinc oxides and melted into further portion of iron on the recovery of zinc oxide and melted therein following iron portion, wherein the gas phase is removed from the melting furnace to the condenser to form the liquid zinc, one of which is poured into ingot product, and a second portion directed to the recovery of copper oxide.
Основной недостаток известного способа заключается в том, что оксид меди и оксид цинка восстанавливаются одновременно восстановителем, который образует в процессе восстановления газовую фазу. Восстановленный из оксида цинк также получается в газовой фазе, которая смешивается с другой, указанной выше, газовой фазой, и в виде газовой смеси удаляются из плавильного агрегата. При последующем разделении фаз часть цинка успевает окислиться и превратиться в мелкую пыль, которую необходимо улавливать и снова пускать на переработку.The main disadvantage of this method is that copper oxide and zinc oxide are reduced simultaneously with a reducing agent, which forms a gas phase in the recovery process. Zinc reduced from oxide is also obtained in the gas phase, which is mixed with the other gas phase indicated above, and is removed from the melting unit as a gas mixture. In the subsequent phase separation, part of the zinc has time to oxidize and turn into fine dust, which must be captured and recycled again.
Задача предлагаемого технического решения - получение черновой меди и максимально возможное извлечение цинка в товарный продукт из перерабатываемой окисленной шихты непосредственно на медеплавильном предприятии.The objective of the proposed technical solution is to obtain blister copper and the maximum possible extraction of zinc into a marketable product from the processed oxidized charge directly at the smelter.
Поставленная задача решается следующим образом.The problem is solved as follows.
Предлагается способ производства черновой меди и цинка, включающий плавку окисленной шихты, содержащей оксиды меди и цинка, на шлак, содержащий оксид меди и первичный оксид цинка, восстановление из полученного шлака меди в металлическую фазу, цинка в газовую фазу, удаление металлической фазы из плавильного агрегата в ковш для черновой меди, удаление газовой фазы из плавильного агрегата, отличающийся тем, что оксид меди восстанавливают в 1-м плавильном агрегате цинком с образованием при этом в шлаковой фазе вторичного оксида цинка, а первичный и вторичный оксиды цинка восстанавливают во 2-м плавильном агрегате железом, которое перед этим расплавляют во 2-м плавильном агрегате, приводят во вращение и компенсируют затраты тепла на эндотермическую реакцию восстановления оксида цинка, при этом шлак из 2-го плавильного агрегата сливают полностью после израсходования установленного количества расплава железа на восстановление оксидов цинка и расплавляют в нем следующую порцию железа, причем газовую фазу из плавильного агрегата удаляют в конденсатор для образования жидкого цинка, одну часть которого разливают в товарные чушки, а вторую часть направляют на восстановление меди из оксида.A method for the production of blister copper and zinc is proposed, including smelting an oxidized charge containing copper and zinc oxides onto slag containing copper oxide and primary zinc oxide, recovering copper from slag into the metal phase, zinc into the gas phase, and removing the metal phase from the melting unit in the ladle for blister copper, removal of the gas phase from the smelting unit, characterized in that the copper oxide is reduced in the 1st melting unit with zinc with the formation of secondary zinc oxide in the slag phase, and the first The secondary and secondary zinc oxides are reduced in the 2nd melting unit with iron, which is previously melted in the 2nd melting unit, rotated and compensated for the heat consumption of the endothermic reduction reaction of zinc oxide, while the slag from the 2nd melting unit is completely drained after the set amount of iron melt has been consumed for the reduction of zinc oxides and the next portion of iron is melted in it, the gas phase from the melting unit is removed into a condenser to form liquid qi Single, one of which is poured into ingot product, and a second portion directed to the recovery of copper oxide.
Возможно восстановление меди цинком при вращении шлакового расплава.It is possible to restore copper with zinc during the rotation of the slag melt.
Возможно осуществление способа, когда удаляют часть черновой меди из 1-го плавильного агрегата при ее вращении со скоростью, обеспечивающей освобождение от черновой меди той части днища плавильной камеры агрегата, в которой размещена центральная донная сливная летка, после чего донную летку раскрывают, сливают шлаковую фазу в ковш, который перемещают ко 2-му плавильному агрегату и переливают ее из ковша в этот агрегат.It is possible to carry out the method when a portion of blister copper is removed from the 1st melting unit when it is rotated at a speed that releases the blister copper from that part of the bottom of the melting chamber of the unit in which the central drain drain is located, after which the bottom notch is opened and the slag phase is drained into the bucket, which is moved to the 2nd melting unit and pour it from the bucket into this unit.
Возможно осуществление способа, когда расплав железа во 2-м плавильном агрегате приводят во вращение электромагнитным полем, при этом в расплаве образуют лунку параболической формы, в которую вводят энергию для компенсации потерь тепла при реакции восстановления цинка из оксида железом.It is possible to carry out the method when the iron melt in the 2nd melting unit is rotated by an electromagnetic field, and a parabolic shape hole is formed in the melt, into which energy is introduced to compensate for heat losses during the reduction of zinc from iron oxide.
Возможно осуществление способа, когда шлак из 2-го плавильного агрегата, имеющий повышенное содержание железа, сливают после раскрытия центральной сливной летки, после того как вращающийся расплав железа будет израсходован до состояния, при котором днище в зоне центральной сливной летки освободится от железа.It is possible to implement the method when the slag from the 2nd smelting unit having a high iron content is poured after the central drain tap hole is opened, after the rotating iron melt is used up to a state in which the bottom in the central drain tap zone is freed from iron.
Возможно осуществление способа, когда вторую часть жидкого цинка направляют на восстановление оксидов, у которых стандартная свободная энергия образования меньше, чем у цинка.It is possible to carry out the method when the second part of liquid zinc is directed to the reduction of oxides in which the standard free energy of formation is less than that of zinc.
В металлургической практике в качестве металлических восстановителей чаще используют Al и Si, которые считают сильными восстановителями. Цинк в качестве металла-восстановителя практически не применяют по следующей причине.In metallurgical practice, Al and Si, which are considered strong reducing agents, are more often used as metal reducing agents. Zinc as a metal reducing agent is practically not used for the following reason.
Во-первых, цинк может восстанавливать лишь незначительное количество металлов из оксидов, а во-вторых, он испаряется при низкой температуре (906°С), а многие шлаковые расплавы, из которых надо восстанавливать металлы, имеют температуру плавления намного выше.Firstly, zinc can recover only a small amount of metals from oxides, and secondly, it evaporates at a low temperature (906 ° C), and many slag melts from which metals need to be reduced have a melting point much higher.
Рекомендация использовать цинк в качестве восстановителя меди из оксида основывается, главным образом, на следующем. Медь, как известно, хорошо сплавляется с цинком, образуя латунь. В марках латуни содержание Zn может доходить до 50%. Если проанализировать, как черновую медь освобождают от цинка в процессе первого этапа огневого рафинирования, то можно заметить, что цинк в основном переводит в шлак кислород закиси меди, который, как было сказано выше, хорошо (до 12,4%) растворяется в черновой меди. Следовательно, можно утверждать, что после растворения закиси меди в черновой меди цинк освобождает медь от кислорода, а сам уходит в шлаковую фазу. Если цинк, являясь примесью в черновой меди, может хорошо восстанавливать медь из закиси меди, то вполне возможно, что он так же хорошо может восстанавливать закись меди, которая находится в шлаке и размещается на границе шлак - металл, причем восстанавливать быстро, подобно тому, как углерод чугуна восстанавливает оксид железа на границе металл - шлак. По утверждению Капустина Е.А. [9] скорость восстановления оксидов железа углеродом чугуна превышает скорость восстановления оксидов железа углеродистым восстановителем в доменной печи в 100 раз.The recommendation to use zinc as a reducing agent for copper from oxide is mainly based on the following. Copper is known to melt well with zinc to form brass. In brass grades, the content of Zn can reach up to 50%. If we analyze how blister copper is released from zinc during the first stage of fire refining, we can see that zinc mainly converts copper oxide to slag, which, as mentioned above, dissolves well in blister copper (up to 12.4%) . Therefore, it can be argued that after the dissolution of copper oxide in blister copper, zinc releases copper from oxygen, and itself goes into the slag phase. If zinc, being an impurity in blister copper, can well restore copper from copper oxide, then it is quite possible that it can also restore copper oxide, which is located in the slag and is located at the slag-metal interface, and recover quickly, similar to how carbon iron reduces iron oxide at the metal - slag interface. According to Kapustin E.A. [9] the rate of reduction of iron oxides by carbon of pig iron exceeds the rate of reduction of iron oxides by a carbon reducing agent in a blast furnace by 100 times.
Восстановлению меди из оксида, находящегося в шлаке, цинком, находящимся в черновой меди, способствует еще одно следующее обстоятельство. Окись меди (CuO) при температуре 1100-1500°С в результате диссоциации превращается в закись меди (Cu2О) [10], при этом увеличивается плотность закиси меди примерно в 1,5 раза. Поскольку шлак в плавильной камере агрегата с меньшим числом оборотов, чем черновая медь, так же вращается, в шлаке возникают центробежные силы, которые более тяжелые оксиды стремятся переместить к границе шлак - металл. Для потяжелевшей после диссоциации закиси меди создаются благоприятные условия для приближения к границе шлак - металл и встречи на этой границе с цинком-восстановителем, причем с цинком, который будет в зоне границы и с цинком за пределами границы, т.к. закись меди частично будет растворяться в черновой меди.The recovery of copper from oxide, which is in the slag, zinc, located in blister copper, contributes to another following circumstance. Copper oxide (CuO) at a temperature of 1100-1500 ° C as a result of dissociation turns into copper oxide (Cu 2 O) [10], while the density of copper oxide increases by about 1.5 times. Since the slag in the smelting chamber of the unit with a lower number of revolutions than blister copper also rotates, centrifugal forces appear in the slag, which heavier oxides tend to move to the slag-metal interface. Favorable conditions are created for copper oxide, which became heavier after dissociation, to approach the slag-metal border and meet zinc-reducing agent at this border, moreover, zinc, which will be in the border zone and zinc outside the border, because copper oxide will partially dissolve in blister copper.
Пополнение черновой меди цинком-восстановителем не представляет трудностей.Replenishment of blister copper with zinc reducing agent is not difficult.
После плавки шихты образуется шлак, включающий первичный оксид цинка. После проведения операции по восстановлению меди из оксида цинком, шлак в 1-м плавильном агрегате пополнится вторичным оксидом цинка. Такой шлак и будет передаваться во 2-й плавильный агрегат на вращающуюся подложку из расплавленного железа.After melting the charge, slag is formed, including primary zinc oxide. After the operation to restore copper from zinc oxide, the slag in the 1st melting unit will be replenished with secondary zinc oxide. Such slag will be transferred to the 2nd melting unit on a rotating substrate of molten iron.
В перелитом во 2-й агрегат шлаке может оказаться незначительная часть закиси и окиси меди, которые сразу железом восстановятся до меди и разместятся на дне плавильного агрегата, где может накапливаться и аккумулировать в себе, например, золото и серебро, если они будут в шихте и не перейдут в черновую медь в 1-м агрегате.In the slag poured in the 2nd unit, there may be an insignificant part of nitrous and copper oxide, which immediately will be reduced to copper by iron and placed at the bottom of the smelting unit, where, for example, gold and silver can accumulate and accumulate in themselves if they are in the charge and will not go into blister copper in the 1st unit.
Перед переливом шлака из 1-го плавильного агрегата во 2-й температуру железного расплава целесообразно иметь на 100-200°С больше температуры плавления железа. Это необходимо по двум причинам. Первая - передаваемый из первого агрегата шлак может иметь температуру меньше, чем температура плавления железа. Вторая - последующая операция по восстановлению цинка из оксида железом эндотермическая, т.е. с поглощением тепла, и это тепло необходимо будут получать за счет перегрева железа, а также за счет энергии, подаваемой к плавильному агрегату, в котором используется индукционный метод нагрева жидкого железа.Before overflowing slag from the 1st melting unit to the 2nd temperature of the iron melt, it is advisable to have 100-200 ° C higher than the melting temperature of iron. This is necessary for two reasons. The first - the slag transferred from the first unit may have a temperature lower than the melting point of iron. The second - the subsequent operation to restore zinc from iron oxide endothermic, i.e. with the absorption of heat, and this heat will need to be obtained due to overheating of iron, as well as due to the energy supplied to the melting unit, which uses the induction method of heating liquid iron.
При индукционном методе нагрева жидкого металла небезразлично, как вводится электромагнитная энергия в металлический расплав. Чем больше металла будет находиться в зоне действия электромагнитного поля, тем больше мощности будет передаваться в расплав. Поскольку расплав железа во 2-м плавильном агрегате рекомендуется вращать, в его плавильной камере будет иметь место подъем жидкого металла относительно вертикальной стенки этой камеры и, следовательно, относительно витков тигельной части плавильного агрегата.With the induction method of heating liquid metal, it is not indifferent to how electromagnetic energy is introduced into the metal melt. The more metal will be in the electromagnetic field, the more power will be transferred to the melt. Since the molten iron in the 2nd melting unit is recommended to be rotated, in its melting chamber there will be a rise of liquid metal relative to the vertical wall of this chamber and, therefore, relative to the turns of the crucible part of the melting unit.
Вращение металла в плавильной камере должно создаваться за счет МГД-устройства. Наиболее подходящим плавильным агрегатом, в котором обеспечивается металлу и нагрев и вращение, следует считать многофункциональный плавильный агрегат (МПА) [11]. Этот агрегат и рекомендуется применять как в качестве 1-го плавильного агрегата, так и в качестве 2-го плавильного агрегата. Однако, поскольку температуры металлической и шлаковой фаз в 1-м плавильном агрегате не превышают 1500°С, то в качестве 1-го плавильного агрегата возможно применение другого плавильного агрегата [12]. В этом плавильном агрегате нагрев расплава осуществляется за счет применения канального принципа индукционного нагрева. Такой принцип широко используется в агрегатах для плавки меди. Вращение расплава в этом агрегате обеспечивается за счет размещения МГД-устройства вокруг плавильной камеры агрегата. Во 2-м плавильном агрегате МГД-устройство размещается на днище плавильного агрегата.The rotation of the metal in the melting chamber should be created due to the MHD device. The most suitable melting unit, which provides metal and heating and rotation, should be considered a multifunctional melting unit (MPA) [11]. This unit is recommended to be used both as the 1st melting unit, and as the 2nd melting unit. However, since the temperatures of the metal and slag phases in the 1st melting unit do not exceed 1500 ° C, another melting unit may be used as the first melting unit [12]. In this melting unit, the melt is heated by applying the channel principle of induction heating. This principle is widely used in units for smelting copper. The rotation of the melt in this unit is ensured by placing the MHD device around the smelting chamber of the unit. In the 2nd melting unit, the MHD device is located on the bottom of the melting unit.
Применение плавильного агрегата с канальным принципом индукционного нагрева ограничено в связи с тем, что завод в России (г. Саратов) изготовляет сдвоенные отъемные канальные единицы (СОКИЕ) мощностью до 1 МВт. Может потребоваться большая мощность. К МПА может подводиться электрическая мощность до 6 МВт.The use of a melting unit with a channel principle of induction heating is limited due to the fact that the plant in Russia (Saratov) produces dual detachable channel units (SOKIE) with a capacity of up to 1 MW. May require more power. Up to 6 MW of electrical power can be supplied to the MPA.
На чертеже представлена технологическая схема переработки шихты, содержащей оксиды меди и цинка.The drawing shows a flow diagram of the processing of a mixture containing oxides of copper and zinc.
Согласно представленной схемы возможна переработка всех указанных выше вариантов шихты, в которых имеют место оксиды меди и цинка. Как из этой шихты производится черновая медь и товарный цинк сказано выше. Ниже, с ссылкой на схему, даются дополнительные сведения, которые касаются реализации предлагаемого способа.According to the presented scheme, it is possible to process all of the above options for the mixture, in which there are copper and zinc oxides. How blister copper and marketable zinc are produced from this charge is described above. Below, with reference to the diagram, additional information is given that relate to the implementation of the proposed method.
Удаление меди из 2-го плавильного агрегата целесообразно осуществлять после многократного расхода свежих порций железа на восстановления цинка из оксида и многократных полных сливов образующихся порций железистого шлака. Однако на чертеже на этапе "Плавка в МПА2" отсутствует обозначение, указывающее на удаление черновой меди из 2-го плавильного агрегата, поскольку этого продукта может и не быть.It is advisable to remove copper from the 2nd smelting unit after repeated consumption of fresh portions of iron for the reduction of zinc from oxide and multiple complete drains of the resulting portions of ferrous slag. However, in the drawing at the stage "Smelting in MPA2" there is no designation indicating the removal of blister copper from the 2nd melting unit, since this product may not exist.
Периодически сливаемый из 2-го плавильного агрегата шлак имеет повышенное содержание железа. В связи с этим на схеме он представлен как железистый концентрат. Такой шлак не будет отвальным. После дополнительного обогащения по железу или без дополнительного обогащения этот шлак может стать составляющим шихты для доменного или агломерационного процессов.The slag periodically drained from the 2nd melting unit has a high iron content. In this regard, in the diagram it is presented as a glandular concentrate. Such slag will not be dumped. After additional enrichment with iron or without additional enrichment, this slag can become a component of the charge for blast furnace or sintering processes.
Следует сказать, что чистая медь испаряется при температуре порядка 2500°С. Чистый цинк испаряется при температуре 906°С. Испарение латуни зависит от содержания в ней цинка. При содержании цинка до 10% он из латуни испаряться не будет до температуры 1400°С [13]. Поэтому на чертеже на этапе "Плавка в МПА1" отсутствует обозначение, указывающее на удаление цинка в газовой фазе из МПА1.It should be said that pure copper evaporates at a temperature of about 2500 ° C. Pure zinc evaporates at a temperature of 906 ° C. Brass evaporation depends on its zinc content. When the zinc content is up to 10%, it will not evaporate from brass to a temperature of 1400 ° C [13]. Therefore, in the drawing at the stage "Melting in MPA1" there is no designation indicating the removal of zinc in the gas phase from MPA1.
При подготовке шихты к плавке в нее могут быть введены флюсы, позволяющие снизить вязкость шлаковых расплавов и, при необходимости, связывать некоторые оксиды шихты, освобождая оксид цинка от связи в трудно восстанавливаемое соединение.When preparing the charge for melting, fluxes can be introduced into it, which reduce the viscosity of slag melts and, if necessary, bind some of the charge oxides, freeing zinc oxide from the bond into a difficult to restore compound.
Основной технический результат от реализации предлагаемого способа заключается в следующем.The main technical result from the implementation of the proposed method is as follows.
Может быть высокое извлечение меди в черновую медь, причем или только в 1-м плавильном агрегате, или в основном в 1-м и дополнительно во 2-м плавильных агрегатах.There may be a high recovery of copper into blister copper, moreover, either only in the 1st melting unit, or mainly in the 1st and additionally in the 2nd melting units.
В плавильных агрегатах нет условий для того, чтобы цинк уходил в возгоны. Практически весь восстановленный в паровую фазу цинк может быть сконденсирован и далее разлит в товарные чушки.In smelting units there are no conditions for zinc to go into sublimates. Almost all of the zinc reduced in the vapor phase can be condensed and then poured into commercial pigs.
Лишь часть цинка может оказаться в ожелезненном шлаке, удаляемом из 2-го плавильного агрегата. При необходимости из такого шлака цинк можно будет перевести в возгоны.Only part of the zinc can be in the ferrous slag removed from the 2nd smelter. If necessary, zinc can be converted into sublimates from such slag.
Фактически на восстановление меди и цинка из оксидов расходуется дешевый металлический восстановитель - железо. Хотя медь из оксида восстанавливается дорогим цинком, но этот цинк оборотный и сразу производится за счет расхода железа.In fact, a cheap metal reducing agent, iron, is spent on the reduction of copper and zinc from oxides. Although copper from oxide is reduced by expensive zinc, this zinc is circulating and is immediately produced due to the consumption of iron.
Источники информацииSources of information
1. Худяков И.Ф., Кляйн С.Э., Агеев Н.Г. Металлургия меди, никеля, сопутствующих элементов и проектирование цехов. М.: Металлургия, 1993. С.18.1. Khudyakov I.F., Klein S.E., Ageev N.G. Metallurgy of copper, nickel, related elements and design of workshops. M .: Metallurgy, 1993. P.18.
2. Цейдлер А.А. Металлургия меди и никеля. М.: Металлургия, 1958. С.391.2. Zeidler A.A. Metallurgy of copper and nickel. M.: Metallurgy, 1958. P.391.
3. Лаптева А. В поисках сырья. Ж. "Национальная металлургия", №6, 2003. С.43-51, табл.5.3. Lapteva A. In search of raw materials. J. "National Metallurgy", No. 6, 2003. P.43-51, table 5.
4. Лакерник М.М. Электротермия в металлургии меди, свинца, цинка. М.: Металлургия, 1971. С.238, табл.58.4. Lakernik M.M. Electrothermal metallurgy of copper, lead, zinc. M.: Metallurgy, 1971. P.238, table 58.
5 Лакерник М.М. Электротермия в металлурги меди, свинца, цинка. М.: Металлургия, 1971. С.57-59.5 Lakernik M.M. Electrothermal metallurgy of copper, lead, zinc. M.: Metallurgy, 1971. S. 57-59.
6. Лакерник М.М. Электротермия в металлургии меди, свинца, цинка. М.: Металлургия, 1971. С.45, с.260.6. Lakernik M.M. Electrothermal metallurgy of copper, lead, zinc. M.: Metallurgy, 1971.P.45, p.260.
7. Цейдлер М.М. Металлургия меди и никеля. М.: Металлургия, 1958. С.162.7. Zeidler M.M. Metallurgy of copper and nickel. M .: Metallurgy, 1958. P.162.
8 Худяков И.Ф. и др. Металлургия вторичных тяжелых цветных металлов. М.: Металлургия, 1987. С.157-170.8 Khudyakov I.F. and others. Metallurgy of secondary heavy non-ferrous metals. M .: Metallurgy, 1987. S.157-170.
9. Капустин Е.А. Перспективы альтернативных металлургических процессов. Сталь, №8 1998. С.77-81.9. Kapustin EA Prospects for alternative metallurgical processes. Steel, No. 8 1998. P.77-81.
10. Ванюков А.В., Зайцев В.Я. Теория пиро-металлургических процессов. М.: Металлургия, 1993. С.62-69, рис.35.10. Vanyukov A.V., Zaitsev V.Ya. Theory of pyro-metallurgical processes. M.: Metallurgy, 1993. S. 62-69, Fig. 35.
11. Патент РФ №2207476. Плавильный агрегат. /Коршунов Е.А., Сарапулов Ф.Н., Буркин С.П., Тарасов А.Г., Арагилян О.А., Третьяков B.C./ Бюлл. №8 от 27.06.2003.11. RF patent No. 2207476. The melting unit. / Korshunov E.A., Sarapulov F.N., Burkin S.P., Tarasov A.G., Aragilyan O.A., Tretyakov B.C./ Bull. No. 8 dated 06/27/2003.
12. Патент РФ №2172456. Агрегат для внепечной обработки металлического и шлакового расплавов. /Коршунов Е.А., Лисиенко В.Г., Сарапулов Ф.Н., Буркин С.П., Кащеев И.Д., Арагилян О.А., Логинов Ю.Н./ Бюлл. №23 от 20.08.2001.12. RF patent No. 2172456. Unit for out-of-furnace treatment of metal and slag melts. / Korshunov E.A., Lisienko V.G., Sarapulov F.N., Burkin S.P., Kashcheev I.D., Aragilyan O.A., Loginov Yu.N. / Bull. No. 23 dated 08/20/2001.
13. Смирнягин А.П., Смирнягина Н.А., Белова А.В. Промышленные цветные металлы и сплавы. М.: Металлургия, 1974. С.40.13. Smirnyagin A.P., Smirnyagin N.A., Belova A.V. Industrial non-ferrous metals and alloys. M .: Metallurgy, 1974. P. 40.
Claims (6)
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2004105782/02A RU2261285C1 (en) | 2004-02-27 | 2004-02-27 | Method of production of blister copper and zinc |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2004105782/02A RU2261285C1 (en) | 2004-02-27 | 2004-02-27 | Method of production of blister copper and zinc |
Publications (2)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| RU2004105782A RU2004105782A (en) | 2005-08-10 |
| RU2261285C1 true RU2261285C1 (en) | 2005-09-27 |
Family
ID=35844654
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| RU2004105782/02A RU2261285C1 (en) | 2004-02-27 | 2004-02-27 | Method of production of blister copper and zinc |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| RU (1) | RU2261285C1 (en) |
Cited By (2)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2371490C1 (en) * | 2006-11-02 | 2009-10-27 | Смс Демаг Аг | Method of continuous or periodical receiving of metal or several metals from slag, containing specified metal or compound of specified metal |
| RU2567782C2 (en) * | 2013-09-24 | 2015-11-10 | Федеральное государственное бюджетное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Курганский государственный университет" | Zinc metal production from water suspension of particles of this compound of ore and device to this end |
Citations (3)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| 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 |
| SU1687637A1 (en) * | 1989-02-14 | 1991-10-30 | Сибирский металлургический институт им.Серго Орджоникидзе | A method of processing zinc-containing slags in electric furnace |
| RU2148096C1 (en) * | 1999-04-19 | 2000-04-27 | Васильев Михаил Георгиевич | Method of processing zinc-containing concentrates |
-
2004
- 2004-02-27 RU RU2004105782/02A patent/RU2261285C1/en not_active IP Right Cessation
Patent Citations (3)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| 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 |
| SU1687637A1 (en) * | 1989-02-14 | 1991-10-30 | Сибирский металлургический институт им.Серго Орджоникидзе | A method of processing zinc-containing slags in electric furnace |
| RU2148096C1 (en) * | 1999-04-19 | 2000-04-27 | Васильев Михаил Георгиевич | Method of processing zinc-containing concentrates |
Non-Patent Citations (1)
| Title |
|---|
| ХУДЯКОВ И.Ф. и др. Металлургия вторичных тяжелых цветных металлов. М.: Металлургия, 1987, с.157-170. * |
Cited By (2)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2371490C1 (en) * | 2006-11-02 | 2009-10-27 | Смс Демаг Аг | Method of continuous or periodical receiving of metal or several metals from slag, containing specified metal or compound of specified metal |
| RU2567782C2 (en) * | 2013-09-24 | 2015-11-10 | Федеральное государственное бюджетное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Курганский государственный университет" | Zinc metal production from water suspension of particles of this compound of ore and device to this end |
Also Published As
| Publication number | Publication date |
|---|---|
| RU2004105782A (en) | 2005-08-10 |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| CN100475987C (en) | Method and device for recovering non-ferrous metals from residues containing zinc | |
| RU2476611C2 (en) | Extraction of metals from wastes containing copper and other metals of value | |
| JP5336472B2 (en) | Recycling method for high zinc and sulfate content residues | |
| US3682623A (en) | Copper refining process | |
| PL213990B1 (en) | Method for refining copper concentrate | |
| CN105087952B (en) | The method of desulfurization enriching Cu silver antimony is evaporated in vacuo in a kind of many metal smelt slags from sulfur-bearing | |
| CN111733325A (en) | A method for comprehensive recovery of valuable metals from copper-based solid waste | |
| EP2082070A1 (en) | Recovery of non-ferrous metals from by-products of the zinc and lead industry using electric smelting with submerged plasma | |
| Queneau et al. | Recycling lead and zinc in the United States | |
| RU2245371C2 (en) | Method of reworking red mud of alumina production process | |
| Li et al. | Recovery of Copper, Lead and Zinc from Copper Flash Converting Slag by the Sulfurization-Reduction Process | |
| Schoukens et al. | Pilot-plant production of Prime Western grade zinc from lead blast-furnace slags using the Enviroplas process | |
| RU2206630C2 (en) | Method of converting titanomagnetite vanadium- containing ore into titanic iron, vanadium slag and titanium-containing alloy | |
| RU2261285C1 (en) | Method of production of blister copper and zinc | |
| JP2021507096A (en) | Improved solder manufacturing process | |
| Cui et al. | Pyrometallurgical recovery of valuable metals from flue dusts of copper smelter through lead alloy | |
| US3463630A (en) | Process for producing zinc and related materials | |
| JP2008545888A (en) | Separation of valuable metal from zinc leaching residue | |
| US4108638A (en) | Process for separating nickel, cobalt and copper | |
| RU2228967C2 (en) | Method of production of titanium-containing master alloy | |
| JP6542560B2 (en) | Method of treating non-ferrous smelting slag | |
| SE412766B (en) | PROCEDURE FOR THE MANUFACTURING AND REFINING OF RABLY FROM ARSENIC CONTRIBUTION | |
| US3091524A (en) | Metallurgical process | |
| SU1098968A1 (en) | Method for depleting slags from copper and copper and nickel production | |
| RU2150520C1 (en) | Method of processing zinc- and copper-containing lead cakes and dusts |
Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| MM4A | The patent is invalid due to non-payment of fees |
Effective date: 20110228 |
|
| NF4A | Reinstatement of patent |
Effective date: 20120327 |
|
| MM4A | The patent is invalid due to non-payment of fees |
Effective date: 20130228 |
|
| PC41 | Official registration of the transfer of exclusive right |
Effective date: 20090828 |
|
| NF4A | Reinstatement of patent |
Effective date: 20140610 |
|
| MM4A | The patent is invalid due to non-payment of fees |
Effective date: 20170228 |