SU1084575A1 - Method of removing accretion in metallurgical furnaces - Google Patents
Method of removing accretion in metallurgical furnaces Download PDFInfo
- Publication number
- SU1084575A1 SU1084575A1 SU823521295A SU3521295A SU1084575A1 SU 1084575 A1 SU1084575 A1 SU 1084575A1 SU 823521295 A SU823521295 A SU 823521295A SU 3521295 A SU3521295 A SU 3521295A SU 1084575 A1 SU1084575 A1 SU 1084575A1
- Authority
- SU
- USSR - Soviet Union
- Prior art keywords
- melting
- slag
- lead
- mixture
- clinker
- Prior art date
Links
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims abstract description 15
- 238000002844 melting Methods 0.000 claims abstract description 30
- 230000008018 melting Effects 0.000 claims abstract description 26
- 239000000203 mixture Substances 0.000 claims abstract description 21
- 239000002893 slag Substances 0.000 claims abstract description 21
- 239000000463 material Substances 0.000 claims abstract description 9
- 239000000446 fuel Substances 0.000 claims abstract description 5
- 238000002485 combustion reaction Methods 0.000 claims abstract description 3
- 230000004907 flux Effects 0.000 claims description 4
- 206010039509 Scab Diseases 0.000 claims 1
- VYPSYNLAJGMNEJ-UHFFFAOYSA-N Silicium dioxide Chemical compound O=[Si]=O VYPSYNLAJGMNEJ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 18
- XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N Iron Chemical compound [Fe] XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 10
- HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N Zinc Chemical compound [Zn] HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 9
- 229910052725 zinc Inorganic materials 0.000 description 9
- 239000011701 zinc Substances 0.000 description 9
- UQSXHKLRYXJYBZ-UHFFFAOYSA-N Iron oxide Chemical compound [Fe]=O UQSXHKLRYXJYBZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 8
- 238000002474 experimental method Methods 0.000 description 8
- 238000003723 Smelting Methods 0.000 description 7
- 239000000377 silicon dioxide Substances 0.000 description 7
- RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N Copper Chemical compound [Cu] RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 6
- 229910052802 copper Inorganic materials 0.000 description 6
- 239000010949 copper Substances 0.000 description 6
- 239000005083 Zinc sulfide Substances 0.000 description 5
- 229910052742 iron Inorganic materials 0.000 description 5
- 239000000126 substance Substances 0.000 description 5
- 229910052984 zinc sulfide Inorganic materials 0.000 description 5
- 239000000292 calcium oxide Substances 0.000 description 4
- ODINCKMPIJJUCX-UHFFFAOYSA-N calcium oxide Inorganic materials [Ca]=O ODINCKMPIJJUCX-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- 230000005496 eutectics Effects 0.000 description 4
- 239000004576 sand Substances 0.000 description 4
- 235000012239 silicon dioxide Nutrition 0.000 description 4
- BRPQOXSCLDDYGP-UHFFFAOYSA-N calcium oxide Chemical compound [O-2].[Ca+2] BRPQOXSCLDDYGP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- 238000004090 dissolution Methods 0.000 description 3
- 239000011133 lead Substances 0.000 description 3
- DRDVZXDWVBGGMH-UHFFFAOYSA-N zinc;sulfide Chemical compound [S-2].[Zn+2] DRDVZXDWVBGGMH-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N Carbon Chemical compound [C] OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- BQCADISMDOOEFD-UHFFFAOYSA-N Silver Chemical compound [Ag] BQCADISMDOOEFD-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 229910052799 carbon Inorganic materials 0.000 description 2
- 238000006243 chemical reaction Methods 0.000 description 2
- 229910052681 coesite Inorganic materials 0.000 description 2
- 229910052906 cristobalite Inorganic materials 0.000 description 2
- PCHJSUWPFVWCPO-UHFFFAOYSA-N gold Chemical compound [Au] PCHJSUWPFVWCPO-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 229910052737 gold Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000010931 gold Substances 0.000 description 2
- XCAUINMIESBTBL-UHFFFAOYSA-N lead(ii) sulfide Chemical compound [Pb]=S XCAUINMIESBTBL-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 description 2
- 239000000155 melt Substances 0.000 description 2
- 238000010309 melting process Methods 0.000 description 2
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000002184 metal Substances 0.000 description 2
- VNWKTOKETHGBQD-UHFFFAOYSA-N methane Chemical compound C VNWKTOKETHGBQD-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 229910052709 silver Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000004332 silver Substances 0.000 description 2
- KKCBUQHMOMHUOY-UHFFFAOYSA-N sodium oxide Chemical compound [O-2].[Na+].[Na+] KKCBUQHMOMHUOY-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 229910001948 sodium oxide Inorganic materials 0.000 description 2
- 229910052682 stishovite Inorganic materials 0.000 description 2
- 229910052905 tridymite Inorganic materials 0.000 description 2
- 235000019738 Limestone Nutrition 0.000 description 1
- CDBYLPFSWZWCQE-UHFFFAOYSA-L Sodium Carbonate Chemical compound [Na+].[Na+].[O-]C([O-])=O CDBYLPFSWZWCQE-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N Sulfur Chemical compound [S] NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- ATJFFYVFTNAWJD-UHFFFAOYSA-N Tin Chemical compound [Sn] ATJFFYVFTNAWJD-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- QRSFFHRCBYCWBS-UHFFFAOYSA-N [O].[O] Chemical compound [O].[O] QRSFFHRCBYCWBS-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000000654 additive Substances 0.000 description 1
- 230000000996 additive effect Effects 0.000 description 1
- QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N atomic oxygen Chemical compound [O] QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 230000015572 biosynthetic process Effects 0.000 description 1
- 229910052948 bornite Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000003153 chemical reaction reagent Substances 0.000 description 1
- 239000003245 coal Substances 0.000 description 1
- 239000010459 dolomite Substances 0.000 description 1
- 229910000514 dolomite Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000000428 dust Substances 0.000 description 1
- 230000000694 effects Effects 0.000 description 1
- -1 ferrous metals Chemical class 0.000 description 1
- 239000010436 fluorite Substances 0.000 description 1
- 239000002529 flux (metallurgy) Substances 0.000 description 1
- 239000000295 fuel oil Substances 0.000 description 1
- 239000007789 gas Substances 0.000 description 1
- 238000009434 installation Methods 0.000 description 1
- GNVXPFBEZCSHQZ-UHFFFAOYSA-N iron(2+);sulfide Chemical compound [S-2].[Fe+2] GNVXPFBEZCSHQZ-UHFFFAOYSA-N 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
- 239000006028 limestone Substances 0.000 description 1
- 239000003345 natural gas Substances 0.000 description 1
- 229910000510 noble metal Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000009856 non-ferrous metallurgy Methods 0.000 description 1
- 239000001301 oxygen Substances 0.000 description 1
- 229910052760 oxygen Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000002360 preparation method Methods 0.000 description 1
- NIFIFKQPDTWWGU-UHFFFAOYSA-N pyrite Chemical compound [Fe+2].[S-][S-] NIFIFKQPDTWWGU-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910052683 pyrite Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000011028 pyrite Substances 0.000 description 1
- 229910052979 sodium sulfide Inorganic materials 0.000 description 1
- GRVFOGOEDUUMBP-UHFFFAOYSA-N sodium sulfide (anhydrous) Chemical compound [Na+].[Na+].[S-2] GRVFOGOEDUUMBP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- WGPCGCOKHWGKJJ-UHFFFAOYSA-N sulfanylidenezinc Chemical compound [Zn]=S WGPCGCOKHWGKJJ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910052717 sulfur Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000011593 sulfur Substances 0.000 description 1
- 229910052718 tin Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000011135 tin Substances 0.000 description 1
Landscapes
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
СПОСОБ УДАЛЕНИЯ НАСТЫЛЕЙ В МЕТАЛЛУРГИЧЕСКИХ ПЕЧАХ, включающий оплавление их при сжигании топлива и с подачей флюсов, отличающийс , тем, что, с целью удешевлени и ускорени процесса удалени настылей, оплавление нactылeй ведут смесью шлака электроплавки свйнецсодержаших материалов и клинкера вельцевани при массовом соотношении их 1: A METHOD FOR REMOVING THE REMOVALS IN METALLURGICAL FURNACES, including melting them during fuel combustion and with fluxing, characterized in that, in order to reduce the cost and speed up the process of removing scalls, the melting of the invents is carried out with a mixture of slag of electric melting materials and patterns, in order to reduce the speed of the removal of scaling, with the contents of the template, with the patterns and patterns, in order to reduce the rate of removal of scraps, melting
Description
оо oo
ел ate
О Изобретение относитс к цветной металлургии и может быть использовано дл плавки и удалени настылей в печах. Известен способ удалени настылей в металлургических печах оплавлением их с подачей флюсов, которое провод т газокислородной горелкой в присутствии флюсов-доломита , известн ка, плавикового шпата , песчаника в соотношении SiO2:CaO 0,4-0,5 и добавкой + 10-20% соды от веса флюсов 1. Недостатком данного способа вл етс большой расход газа, кислорода и флюсов , а также расход дорогосто щего реагента - соды, кроме того, плавка требует значительных затрат. Наиболее близким к предлагаемому вл етс способ удалени настылей в металлургических печах, включающий оплавление их при сжигании топлива с подачей флюсов, которое осуш,ествл етс за счет сжигани топлива (природный газ, мазут или пылеуголь) при поддержании температуры настыли 1300-1500°С с подачей аэросмеси , состо щей из песка (SiOj) и воздуха 2. Недостатками известного способа вл ютс низка скорость плавлени настылей и удорожание процесса плавки за счет наличи специальной установки дл подготовки аэросмеси. Цель изобретени - удешевление и ускорение процесса удалени настылей. Поставленна цель достигаетс тем, что согласно способу удалени настылей в металлургических печах, включающему оплавление их при сжигании топлива и с подачей флюсов, оплавление настылей ведут смесью шлака электроплавки свинецсодержащих материалов и клинкера вельцевани при массовом соотношении их 1: (0,6-0,9) и расходе смеси 20-30% от массы настыли. В качестве шлака электроплавки свинецсодержащих материалов используют шлак печи обезмеживани чернового свинца, шлаки от электроплавки свинцовых пылей шликеров и т.д. Клинкер от вельцевани цинковых кеков или шлаков содержит, мас%: углерод до 20, железо металлическое до 15 и окисное (FeO) до 20, кремнезем SiO, до 20. При производстве свинца, цинка, меди, олова пирометаллургическим способом образуютс настыли, содержащие 20-40% сульфида цинка (ZnS), имеющие температуру плавлени выще 1600°С. При плавлении указанных настылей .в присутствии смеси, состо щей из шлака электроплавки свинецсодержащих материалов и клинкера от вельцевани , тугоплавкий сульфид цинка (FeS) взаимодействует с металлическим железом клинкера по известной реакции ZnS-fFe Zn-fFeS. Часть закиси железа (FeO) щлака и клинкера образует с сульфидом железа (FeS) легкоплавкую эвтектику (FeO-FeS), имеющую температуру плавлени 950°С, а часть вступает в реакцию с кремнеземом клинкера., образует легкоплавкую эвтектику (2FeO« SiO2) с температурой плавлени 1180°С. Кроме того, сульфид свинца (PbS), содержащийс в настыле, взаимодействует с окисью натри (), содержащей в шлаке электроплавки свинецсодержащих материалов по известной реакции 3PbS-|2Naj O 3Pb + + SO2. Свежевыделенный сульфид натри взаимодействует с сульфидом цинка в настыли , образует легкоплавкую эвтетику ( 2ZnS-Na2S) с температурой плавлени 870°С и переходит в расплыв. Таким образом, происходит химическое растворение настылей. Поэтому загрузка смеси, состо щей из шлака электроплавки свинецсодержащих материалов и клинкера от вельцевани цинковых кеков или шлаков оказываетс более эффективной, чем загрузка одного песка с воздухом, так как позвол ет быстрее проплавить настыль в печи за счет химического ее растворени и образовани легкоплавких эвтетик. Кроме того, при использовании смеси, состо щей из шлака и клинкера, дополнительно из них извлекаютс свинец, медь, цинк и благородные металлы. Плавку настылей с песком и смесью, состо щую из шлака электроплавки свинецсодержащих материалов и клинкера от вельцевани , провод т в шамотных тигл х в электрической печи при 1300°С в Течение 60 мин. После плавлени настыли, которое определ ют по перемещению фиксированного штока, массу из тигл выливают и охлаждают. По изменению геометрических размеров настыли в процессе плавки и продолжительности опыта определ ют скорость плавки настыли. В опытах используют настыль шахтной печи, имеющую следующий химический состав, % : цинк 23,2; свинец 11,0; железо 22,8; медь 3,4; сера - 18,8; окись кальци 4,4; двуокись кремни 7,8. Фазовый, минералогический анализ настыли показывает, что она состоит из следующих фаз: сфалерит (ZnS), борнит (CUjFeS), галенит (PbS), пирит (FeSa), магнетит (FejO)., причем тугоплавкой фазы (ZnS)содержитс 27,5%. Шлак электроплавки печи непрерывного обезмеживани состава, имеет следующий химический состав, %; цинк 2,5, свинец 3,8; медь 2,8; окись кальци 11,0; закись железа 27,5; двуокись кремни 19,4 и окись натри 6,3. Клинкер от вельцевани цинковых кеков , состава, %: цинк 1,4; свинец 0,3; медь 1 железо 29,6 (в том числе железо металлическое 13,1), углерод 19,1; окись кальци 6,4; двуокись кремни 18,8; золото 4,2 г/т, серебро 64,4 г/т.O The invention relates to non-ferrous metallurgy and can be used to melt and remove scum in furnaces. There is a known method of removing walling in metallurgical furnaces by reflowing them up with fluxing, which is carried out with an oxygen-oxygen burner in the presence of flux-dolomite, limestone, fluorspar, sandstone in the ratio of SiO2: CaO 0.4-0.5 and additive + 10-20% soda by weight of fluxes. The disadvantage of this method is the high consumption of gas, oxygen and fluxes, as well as the consumption of expensive reagent - soda, in addition, melting requires significant costs. The closest to the present invention is a method of removing walling in metallurgical furnaces, including melting them when burning fuel with a flux feed, which is dried out by burning fuel (natural gas, fuel oil or pulverized coal) while maintaining the nastiry temperature of 1300-1500 ° C supplying an air mixture consisting of sand (SiOj) and air 2. The disadvantages of this method are the low rate of wall melting and the appreciation of the melting process due to the presence of a special installation for preparing the air mixture. The purpose of the invention is to reduce the cost and speed up the process of removing wall accretions. This goal is achieved by the fact that according to the method of removing scaling in metallurgical furnaces, including their melting during fuel combustion and with fluxing, the scaling is led by a mixture of slag from electric melting of lead-containing materials and Veller clinker at a mass ratio of 1: (0.6-0.9 ) and the mixture flow rate of 20-30% by weight has nastily. As slag for electric smelting of lead-containing materials, slag of deboning furnace of rough lead, slags from electric smelting of lead dust of slips, etc. are used. The clinker from velvetsevani zinc cake or slag contains, wt.%: Carbon up to 20, metallic iron up to 15 and oxide (FeO) up to 20, silica SiO, up to 20. In the production of lead, zinc, copper, tin, the nastily formed 20 -40% zinc sulfide (ZnS) having a melting point above 1600 ° C. In the presence of a mixture consisting of slag electrowelting of lead-containing materials and Veltsevka clinker, the refractory zinc sulfide (FeS) interacts with metallic iron clinker in the known ZnS-fFe Zn-fFeS reaction. A part of ferrous oxide (FeO) of slag and clinker forms with iron sulfide (FeS) a low-melting eutectic (FeO-FeS), having a melting point of 950 ° C, and a part reacts with clinker silica., Forms a low-melting eutectic (2FeO "SiO2) s melting point 1180 ° C. In addition, lead sulfide (PbS), which is contained in the wall, interacts with sodium oxide (), which contains lead-containing materials in the slag of electric smelting by the known reaction 3PbS- | 2Naj O 3Pb + + SO2. Freshly isolated sodium sulfide interacts with zinc sulfide in nastily, forms a low-melting eutectic (2ZnS-Na2S) with a melting point of 870 ° C and becomes diffuse. Thus, there is a chemical dissolution of wall accretions. Therefore, the loading of a mixture consisting of slag electrofusion of lead-containing materials and clinker from Velcating zinc cakes or slags is more effective than loading one sand with air, as it allows the furnace to penetrate more quickly in the furnace due to its chemical dissolution and the formation of low-melting eutectic. In addition, when using a mixture consisting of slag and clinker, lead, copper, zinc, and noble metals are also extracted from them. The smelting of sand and sand mixtures, consisting of slag, electrofusion of lead-containing materials and Weltsev clinker, is carried out in chamotte crucibles in an electric furnace at 1300 ° C for 60 minutes. After melting the wax, which is determined by the movement of the fixed stem, the mass of crucible is poured and cooled. From the change in the geometrical dimensions of the nastily during the smelting process and the duration of the experiment, the rate of smelting of the nastily was determined. In the experiments used nastila shaft furnace, having the following chemical composition,%: zinc 23.2; lead 11.0; iron 22.8; copper 3.4; sulfur - 18,8; calcium oxide 4.4; silicon dioxide 7,8. Phase, mineralogical analysis of nastily shows that it consists of the following phases: sphalerite (ZnS), bornite (CUjFeS), galena (PbS), pyrite (FeSa), magnetite (FejO)., And the refractory phase (ZnS) contains 27.5 % Slag of electric melting of the furnace for continuous deboning of the composition has the following chemical composition,%; zinc 2.5, lead 3.8; copper 2.8; calcium oxide 11.0; iron monoxide 27.5; silica 19.4 and sodium oxide 6.3. Clinker from the manufacture of zinc cakes, composition,%: zinc 1,4; lead 0.3; copper 1 iron 29.6 (including metallic iron 13.1), carbon 19.1; calcium oxide 6.4; silicon dioxide 18.8; gold 4.2 g / t, silver 64.4 g / t.
Результаты опытов приведены в таблице , из которой видно, что максимальна скорость плавлени настыли при одинаковой продолжительности (60 мин) и температуре (1300°С) получены в опытах № 7, 8,9, 11 и 12 составит от 1,28 до 1,36 мм/мин-, т., смесью шлака с клинкером при весовом отношении шлака к клинкеру 1:(0,60 ,9) и расходе смеси 20-30% от веса настыли .The results of the experiments are given in the table, from which it is clear that the maximum rate of melting of nastily with the same duration (60 min) and temperature (1300 ° C) obtained in experiments No. 7, 8.9, 11 and 12 will be from 1.28 to 1, 36 mm / min-, t., A mixture of slag with clinker with a weight ratio of slag to clinker 1: (0.60, 9) and a mixture consumption of 20-30% of the weight of the nastily.
При этом скорость плавлени настыли в 2,8-3,0 раза больше, чем при плавке по прототипу.At the same time, the melting rate of the nastily was 2.8-3.0 times greater than during the melting of the prototype.
Уменьшение расхода смеси шлака и клинкера менее 20% от веса настыли (опыты № 1-5) нецелесообразно, так как ее недостаточно дл химического растворени и поэтому скорость плавлени низка , а увеличение расхода смеси более 30% от веса настыли (опыт № 10) не приводит к существенному увеличению скорости плав.лени .Reducing the consumption of a mixture of slag and clinker less than 20% of the weight of nastily (experiments No. 1-5) is impractical because it is not enough for chemical dissolution and therefore the melting rate is low, and the increase in consumption of the mixture more than 30% of the weight of nastily (experiment No. 10) leads to a significant increase in the rate of floating.
Весовое отношение шлак/клинкер при оптимальной загрузке смеси (20-30% отSlag / clinker weight ratio with optimal mixture loading (20-30% of
веса настыли) также вли ет на скорость плавлени настыли.weight of nastily) also affects the rate of melting of nastily.
Уменьшение отношени шлак/клинкер до 1:0,5 (опыт № 6) и увеличение его до 5 1:1 (опыт № 3) также не дает суш.ественного увеличени скорости плавлени настыли , так как расплав после плавки получаетс в зким. Выпуск такого расплава из печи св зан с увеличением продолжительности плавки и поэтому скорость плавки О настыли сушественно не увеличилась.Reducing the slag / clinker ratio to 1: 0.5 (experiment no. 6) and increasing it to 5 1: 1 (experiment no. 3) also does not give a sig nificant increase in the rate of melting of the nastily, since the melt after melting is viscous. The release of such a melt from the furnace is associated with an increase in the duration of melting, and therefore the rate of melting O has not substantially increased.
Предлагаемый способ удалени настылей по сравнению с прототипом позвол ет удешевить процесс путем исключени специальных устройств дл подготовки, аэросмеси и ускорить процесс плавки настылей в 2,8-3,0 раза, при этом дополнительно извлекать цветные металлы (свинец, медь, серебро, золото), содержащиес в шлаках электроплавки свинецсодержаших материалов и клинкере, в извлекаемый металл из 0 печи.The proposed method of removing walling in comparison with the prototype allows reducing the cost of the process by eliminating special devices for preparation, air mixture and speeding up the wall melting process by 2.8-3.0 times, while additionally removing non-ferrous metals (lead, copper, silver, gold) contained in slags of electric smelting of lead-containing materials and clinker, into recoverable metal from the furnace 0.
Ожидаемый экономический эффект от применени предлагаемого способа удалени настылей по сравнению с базовым составит 0,76 руб. на 1 т цинка.The expected economic effect from the application of the proposed method of removing wall accretions compared to the baseline will be 0.76 rubles. per 1 ton of zinc.
Продолжение таблицыTable continuation
Claims (1)
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| SU823521295A SU1084575A1 (en) | 1982-12-14 | 1982-12-14 | Method of removing accretion in metallurgical furnaces |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| SU823521295A SU1084575A1 (en) | 1982-12-14 | 1982-12-14 | Method of removing accretion in metallurgical furnaces |
Publications (1)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| SU1084575A1 true SU1084575A1 (en) | 1984-04-07 |
Family
ID=21038974
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| SU823521295A SU1084575A1 (en) | 1982-12-14 | 1982-12-14 | Method of removing accretion in metallurgical furnaces |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| SU (1) | SU1084575A1 (en) |
-
1982
- 1982-12-14 SU SU823521295A patent/SU1084575A1/en active
Non-Patent Citations (1)
| Title |
|---|
| 1. Авторское свидетельство СССР № 387198, кл. F 27 В 19/00, 197.2. 2. Авторское свидетельство СССР № 622859, кл. С 22 В 15/14, 1977. * |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| SU1544829A1 (en) | Method of processing fine-grain lead and lead-zinc copper-containing sulfide concentrates | |
| FI78506C (en) | Method and apparatus for continuous pyrometallurgical treatment of copper blisters | |
| RU2156820C1 (en) | Method of processing gravity separation concentrates containing precious metals | |
| US3473918A (en) | Production of copper | |
| SU1084575A1 (en) | Method of removing accretion in metallurgical furnaces | |
| US3102806A (en) | Reverberatory smelting method and apparatus | |
| CA2624670C (en) | Method and apparatus for lead smelting | |
| PL91824B1 (en) | ||
| AU594370B2 (en) | Recovery of volatile metal values from metallurgical slags | |
| CA1062917A (en) | Process for making iron or steel utilizing lithium containing material as auxiliary slag formers | |
| JP2682637B2 (en) | Operation method of flash furnace | |
| JP3590074B2 (en) | Metallurgical slag precipitation or metal content in slag fines by suspension melting | |
| SU1406196A1 (en) | Method of producing blister copper | |
| RU2114203C1 (en) | Method of recovering precious metals from silver-containing concentrates | |
| RU2224034C1 (en) | Platinum metal extraction method | |
| EP0349167B1 (en) | Method of desulfurizing molten metal in a plasma fired cupola | |
| RU2100458C1 (en) | Method of processing zinc precipitates containing precious metals | |
| SU634624A1 (en) | Method of rotary-kiln processing of materials containing zinc and other nonferrous metals | |
| RU2094494C1 (en) | Method for processing pyrite-containing materials | |
| SU615702A1 (en) | Method of processing low-silicon sulfide materials containing iron and nonferrous metals | |
| SU1557183A1 (en) | Charge for melting sulfide copper materials in liquid bath | |
| RU2201991C2 (en) | Method of production of zirconium alloying composition | |
| SU962236A1 (en) | Apparatus for treating slag melt | |
| RU2154117C2 (en) | Method of recovery of metals of platinum group from concentrates on base of ferrous sulfides | |
| AU2006299743C1 (en) | Method and apparatus for lead smelting |