CN1048890A - 从硫化铅精矿冶炼金属铅的设备 - Google Patents
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Abstract
从硫化铅精矿冶炼金属铅的设备包括用隔壁(4)
分成熔炼室(5)和电热室(6)的容器(1),两室通过隔
壁(4)上的孔(8)彼此连通。隔壁(4)这样安置:使电
热室(6)横截面面积与容器(1)横截面面积之比处于
由如下不等式算出的范围内:
式中S1——电热室(6)横截面面积;
S2——熔炼室(5)横截面面积。
Description
本发明涉及有色冶金领域,涉及硫化物原料处理过程的设备形式,其中包括涉及从硫化铅精矿冶炼金属铅的设备的结构。
对自然熔炼来说,从硫化铅精矿熔炼金属铅的设备中的工艺过程包括三个主要阶段:
-铅原料中所含的铅、锌、铁的硫化物在氧气氛中氧化;
-所得氧化铅熔体被碳还原成铅;
-金属铅悬浮体与氧化铅分离。
第一阶段是氧化放热阶段,而还原阶段是吸热阶段。但因硫化铅原料的热值不大,所以冶炼过程大体上要利用辅助热源(含碳燃料、电能)。因此,问题在于减少单位产品的辅助热源,而且这个问题与减少工艺烟气排放量(减少排放到大气中的公害烟气)的问题相一致。
从硫化铅精矿冶炼金属铅的已有设备是一个绕其自身轴旋转的短圆筒(直径∶长度=3∶5)(“Engin.of Mining”矿业工程,NO10,1982,ио10.64-65,69,71)。
该圆筒用气密处壳密封,设有抽气管接头、铅原料和固体还原剂的装料装置,以及供给液体燃料和氧的装置。设备按周期冶炼制操作:加料-熔炼-放出熔炼产物。
开始,往设备内一起加入硫化铅原料和熔剂,供氧。由于金属硫化物氧化而放热,因此,生成的氧化物和熔剂一起形成氧化铅高含量熔体。然后,往设备内加入固体还原剂(焦粉)、重油和空气,使之燃烧。依靠重油燃烧放出的热来补偿圆筒壁的散热损失和补偿氧化铅还原成铅的热耗。通过分析氧化物的熔体样品中的铅含量来检验氧化铅的还原度。当渣中铅含量为随铅原料加入的铅的大约2%时,即认为还原充分,还原结束后,放出贫渣和炼得的粗制铅,将设备准备再次装料,再次进行熔炼原料及还原氧化物熔体的循环。
这种设备结构的特点在于不能连续地依靠铅原料中的金属硫化物的氧化来获得热。硫化物氧化放出的大部分热,消耗在装料期内加热设备。此外,硫化物氧化产生的热随着时间不均匀地放出:在开始阶段,圆筒中硫化物最多时,其氧化放热最强。但是,当由于氧化的结果,圆筒中的硫化物数量减少时,亦即在冶炼过程需热的还原阶段开始之前,所述硫化物的氧化放热量减弱。因此,硫化物的氧化最强放热期随着时间而远离氧化铅还原成铅的反应的最强需热期(设备为周期运转)。由于放热阶段和需热阶段失配,所以需要利用很大的辅助热源-燃烧重油,以使设备运转。这不仅增加了单位产品的能耗,而且增加了需要进行充分环保净化的冶炼烟气的排出量(重油燃烧废气被铅化合物污染)。
还知道一种从硫化铅精矿冶炼金属铅的设备,它是衬耐火砖的圆筒形容器,直径与长度之比为1∶10,筒轴水平安置。这样,筒的下部为炉底,上部为炉顶(“J.Metals”,V.34,ио6,1982,P.60-64)。
该容器水平轴以下的容积在靠近炉底处,用带孔的垂直隔壁分成两个区-装料区和熔体还原区,使还原区的横截面为全部容积横截面的65%左右。在原料氧化区的顶都设有加入粒状铅原料(颗粒直径约1厘米)的装置,而在还原区的顶部设有气体燃料或液体燃料燃烧器。氧化区和还原区底部分别设置风口。在氧化区,通过风口供氧而在还原区送入煤粉和空气的混合物。容器在氧化区有放铅口,而在还原区内圆筒端部有贫铅渣排出口。
此外,容器上设有排烟口。
该设备运转如下;往圆筒形容器中加入的粒状原料是硫化铅原料熔剂和返回的氧化尘混合物,湿度大约8%。因此,所述矿粒氧化时放出的热的一部分同时用于蒸发和加热水蒸气至不高于9.50℃的温度。该温度为最佳温度。如果温度较高,铅向蒸汽相转移剧增,这是不希望的,而且炉衬很快被破坏;如果温度较低,则氧化熔炼阶段的效率降低。因此,矿粒中的水分可作为使熔体保持所要求的温度的一种手段。硫化物原料氧化而形成的氧化物熔体(氧化铅含量高)经过带孔隔壁溢流到还原区。在还原区内,由于往熔体中吹入煤粉和空气混合物,氧化铅便还原成铅。金属铅沉积在炉底,并逐渐经过隔壁孔溢流到氧化区,而贫铅渣经过出渣口从容器中排出。为了保证高效率,以及为了预防氧化物熔体粘度增加,依靠从还原区炉顶的燃烧器送入的燃料的燃烧,随着熔体从隔壁移向出渣口,熔体温度便逐渐升高到1150℃。还原区产生的烟气进入氧化区,同硫化物氧化而产生的烟气一起从容器中排出。但是,因为必须通过提高硫化物原料湿度至8%的方法,人为地降低原料的发热量,所以筒衬在氧化铅含量高的熔体内稳定性低,在该设备中,热焓低(T=950℃)的熔体进入还原区。因此,为了保证还原所需的高温(1150℃)保证补偿氧化铅还原成铅的热耗,以及补偿延长的还原区内通过容器 壁的大量热损失,这就需要大量补充供热(例如,燃烧气体燃料或液体燃料)。此外,所述设备设有使氧化物熔体与金属铅悬浮体分离的静置沉淀区,以致铅随贫渣的损失增加。因此,该设备应当采用沉淀铅悬浮体的辅助装置,例如电沉淀池。实际上该设备的两个构造特征如下:使用耐火保护衬和在还原区用煤粉与空气混合物吹炼熔体,从而补充热耗,亦即补充蒸发水分的热耗和加热水蒸汽的热耗(实质上,这些热耗是利用还原区中的燃料来补充的),并补充金属铅悬浮体沉淀在辅助电沉淀池内所需的电热耗。
最后,还知道一种从硫化铅精矿冶炼金属铅的设备(US,A,4519836),该设备包括一个容器,其下壁是炉底,并设有金属铅排放口。该容器用垂直隔壁分成两个室,利用隔壁上靠近熔炼室炉底的孔彼此连通,上述容器设有同时送入氧、硫化铅精矿和固体还原剂的装置和排烟道(有排烟口),还设有带电极、出渣口和排汽口的电热室。而且,隔壁这样安置:使电热室的面积与容器横截面面积之比为0.653(=70.5米2/108米2)。
在该设备中,下述处理硫化铅原料的三个基本工艺阶段并行不悖:原料中的硫化物氧化成氧化物阶段、氧化铅还原成金属铅阶段和金属铅悬浮体沉淀阶段。在该设备中,硫化铅原料处理过程如下:
通过送炉料和氧混合物的装置进入熔炼室的细磨的熔剂、硫化物精矿、返回的氧化尘和粉碎的碳还原剂(焦粉、炭)中,只有铅原料所含的硫化铅、硫化锌、硫化铁和硫化铜同氧反应,而还原剂由于颗粒大,虽然本身具有很高的点火温度,但来不及被显著氧化。因此,在熔炼室下部装入的原始混合物有选择地同氧作用而转化氧化物熔体的小滴和碳还原剂颗粒的混合物。这些还原剂颗粒落到熔炼室下部 的氧化物熔体液面上,这样就形成50到500毫米高的还原剂层。获得的氧化物熔体小滴(含氧化铅)通过含碳层。同时依靠硫化物原料中的硫化铅氧化时放出的热和部分地依靠从含碳层下面的熔体获得的热流,氧化铅还原成金属铅。熔炼室和电热室是通过隔壁上的孔借助共用渣池彼此连通的(根据连通器原理),这样就能送入热流。因此,电热室(利用电能)中放出的一部分热就进入熔炼室。经过含碳层的熔体(其中氧化铅已还原成金属铅)同含碳层下面的熔体合并,而且大部分铅滴沉淀,而极其细小的铅滴同氧化物熔体一起进入电热室。细小的金属铅滴沉淀在该室。贫铅氧化物熔体经过放渣口从设备中排出。在所述的设备内连续地熔炼硫化铅原料,而贫铅氧化物熔体和所获得的金属铅的产出可以是连续的或间歇的。
但是,在所述设备中熔炼硫化铅原料的特征是电耗高,每吨炉料(硫化铅精矿、熔剂和返回的氧化产物的混合物)达400-500千瓦小时。
此外,该熔炼造成返回的氧化物产物产出率高,贫渣中细小的金属铅悬浮体含量高。总之,金属铅的直接提炼率(从原料提炼)降低,以及单位产品生产成本增加。
本发明提供了改进从硫化铅精矿冶炼金属铅的设备中包括的课题,改进方法是选择装料区的面积与熔体电热处理区的面积之比,该面积比保证能建立从电热室向熔炼室传热的机构,从而有利于提高铅的直接提炼率,同时降低电能单耗。
该课题的解决方法如下:在从硫化铅精矿冶炼金属铅的设备中包括一个容器,容器下壁为炉底,且设有放铅口。容器被垂直隔离分成熔炼室和电热室两个室,两个室利用隔壁上的靠近炉底的开孔彼此连通。熔炼室设有同时送氧、硫化铅精矿和固体还原剂的装置,排烟道(带排烟口)。
而电热室设有电极、放渣口、蒸气排放口。根据本发明,隔壁这样安置:使电热室横截面面积与容器横截面面积之比处于由如下不等式确定的范围:
0.41< (S1)/(S1+S2) <0.65
式中S1-电热室横截面面积;
S2-熔炼室横截面面积。
根据本发明实施的从硫化铅精矿冶炼金属铅的设备,依靠金属铅以小滴悬浮体的形式随氧化物熔体的损失的减少和依靠电热室内铅转入气相的减少,可使金属铅的直接提炼率提高0.4-1.2%。与此同时,电能单耗降低若干成。此外,在效率相同的条件下,所述设备比较紧凑,因为是利用减小截面积S1来改变S1/(S1+S2)之比。
下面用本发明的具体实施方案和附图来阐明本发明,附图如下:
图1-根据本发明,从硫化铅精矿冶炼金属铅设备的总示意图;
图2-沿图1Ⅱ-Ⅱ的剖面图;
图3-电能的单位消耗与S1/S1+S2比值的关系曲线。
图1、2所示的从硫化铅精矿冶炼金属铅的设备包括容器1,容器壁上安装有水冷部件2,有放铅口3。容器1被垂直隔壁4分成两室5、6,室5为熔炼室,室6为电热室,都排列在公共炉底7(容器1的下壁)上。室5和室6由隔壁4上的、靠近炉底7的孔8连 通。放铅口3位于室5处的底7上。此外,熔炼室5设有同时送入氧硫化铅精矿和固体还原剂的装置,在本情况下,设有配料一氧燃烧器9和带内壁11的排烟道10,排烟道10有出口12。出口12和燃烧器9排列在室5的上壁,与炉底7相对。电热室6设有能垂直移动的两个电极13,还设有出渣口14、蒸汽排放口15,以及加入含碳还原剂或其它固体还原剂(例如,铅、锌、铜有色金属含量高的粒渣)的装置16。
此外,室6内有熔体液面指示器17和渣熔体底部液面指示器18。隔壁4这样安置:使电热室6横截面面积与容器1横截面面积之比值处于由如下不等式算出的范围内:
0.41< (S1)/(S1+S2) <0.65
式中S1-电热室6横截面面积;
S2-熔炼室5横截面面积。
根据本发明,从硫化铅精矿冶炼铅的设备中发生下列过程:
1)氧化和熔炼硫化物原料,形成分散的氧化物熔体,同时放热;
2)在含碳物料层中,将所述氧化物熔体中的氧化铅还原成金属铅,同时吸热;
3)将金属铅悬浮体与贫铅氧化物熔体分离。
同时,随着时间推移通过含碳层的熔体,其中的氧化铅含量逐渐降低,熔体温度也逐渐降低。同时形成金属铅滴,而且或是形成大量很小的铅滴,或是形成少量大铅滴。为了补偿含碳层中熔体温度的降低,从电热室6通过对流和热流导来传热。熔炼室5、含碳层和电热室6之间通过孔8实现能量调配,这就能减少对外部热源的能量需要。熔体的温度随着熔体通过含碳层而降低是主要关键:第一,熔体中氧化铅浓度的降低必然导致金属铅形成速度降低;第二,熔体温度的降低会更大程度地降低与温度呈指数函数关系的还原速度。因此,这两个因素(氧化铅浓度的降低和温度的降低)大大影响含碳层的还原能力,从而减少金属铅的提炼率。此外,熔体温度低,主要形成大量的细小金属铅滴,必然要用较长时间来沉淀金属铅悬浮体,亦即需要大面积的电热室6。虽然在该设备中实现该过程时,下部含碳层对热能的需要相对不大,对温度降低的补偿需要也不大,而该设备的 (S1)/(S1+S2) >0.65,这就势必发生不必要的大电耗。其原因是,在 (S1)/(S1+S2) =0.65或以上时,为了使含碳层下部达到必需的效果,需要大大增加电热室6中的熔体温度。然而,如此升高温度不仅导致电耗增加,并通过水冷部件2损失热量,而且铅进入蒸汽相增多(增多的那部分铅随后以返回的氧化产物形式返回熔炼),而贫铅氧化物熔体中金属铅悬浮体未显著减少。
所述金属铅悬浮体未显著减少,实际上是因为氧化物熔体温度升高(熔体过热)并不影响金属铅悬浮体沉淀速度,然而金属铅,其中包括氧化物熔体下面形成的金属铅层中的金属铅却显著蒸发。
实质上,转移到返回的氧化产物中的铅量增多相当于单位能耗增高,因为一部分铅又进入原料处理的全部三个阶段。因此,在 (S1)/(S1+S2) ≥0.65的设备中未达到合理利用电能,也就是说,与 形成金属铅的专门过程相比,随着电能消耗的增大,在很大程度上引起所不希望的伴生过程强度大大增强。因为在含碳层下面的熔体中和电热室6内的熔体中进行着同样的物理化学过程,亦即金属铅悬浮体沉淀,所以熔炼室5内的熔体和电热室6内的熔体热损失应当为平均值,这是由物理化学过程的不可逆现象决定的。因此,
(F)/(S1l) (1- (TO)/(T2) )-(1- (TO)/(T1) )
= (F)/(S2l) (1- (TO)/(T3) )-(1- (TO)/(T2) ) (1)
式中T1-含碳层出口处熔体的绝对温度;
T2-电热室中熔体的平均绝对温度;
T3-电极附近熔体的绝对温度;
T0-环境绝对温度;
F-电功率;
l-熔体液面高度(根据连通器原理相连的电热室和熔炼室中熔体液面高度相等)。
因此,实施专门过程(冶炼金属铅)中符合最佳电能利用率的S2/S1之比等于:
(S2)/(S1) = ((1-T0/T3)-(1-T0/T2))/((1-T0/T2)-(1-T0/T1)) (2)
因此,S2/S1值符合该等式(2)时,冶炼每吨铅原料的电耗最低。
在该方程中仅知T0=2980K;T3可以根据科技文献(例如,参阅д.A.диомидовский著“меци цgе тной металлургии”,м.:металлургия,1956,460с.)估算。其余各值:T1和T2,以及S2/S1比值可以根据含碳层中氧化铅还原时的需热条件和在电热室6中处理熔体的温度条件具体设定。
图3上的连续曲线A表明了电能单耗P(千瓦小时/吨)与比值S1/(S1+S2)的关系,该曲线是根据T1和T2的实验值绘制的,而点a、b、c、d、e、f为P的实验值,这些实验值是在熔炼室5横截面面积S2是恒定值,而S1不同的设备中得出的。在各次实验中,S2可以保持不变,从而得出设备生产率(按硫化铅原料计)的可比较的数据。相应于这些实验的工艺指标列于表1。
从硫化铅精矿冶炼金属铅的设备运行如下:预先粉碎并干燥的硫化物精矿同熔剂、返回的氧化产物混合,即配得硫化物炉料。用工业氧气流将该炉料同含碳固体还原剂颗粒(例如,焦炭、煤)一起通过炉料一氧燃烧器9不断送入熔炼室5。在硫化物焙烧熔炼区19内,在早先放出的热的作用下,炉料被燃烧、氧化并熔化,于是形成氧化物熔体和富SO2烟气。该氧化物熔体以小液滴形式进入有选择性的碳热还原区(含固体碳的还原剂层),该区位于焙烧熔炼区19和熔炼室5内的熔体镜面之间。富SO2烟气进入烟气道10,由此经过排烟口12不断排出,并送往硫利废装置(用已知的方法)。含碳固体还原剂的粒度(2到50毫米)这样选择:所述还原剂颗粒在焙烧熔炼区19内实际上来不及燃烧,且此时被烧透到有选择地将氧化铅进行碳热还原而成金属铅所需的温度。这样,氧化物熔体和被加热的含碳固体还原剂颗粒就从焙烧熔炼区19进入碳热还原区20。在1200-1400℃,氧化物熔体内所含的氧化铅在碳热还原区 20被选择性地还原成金属铅,该金属铅和残留的氧化物熔体(渣)一起流到熔炼室5内原先获得的熔体镜面上,在所述区20生成的烟气(CO和CO2)经过口21排出。这样,在碳热还原区20形成的金属铅和氧化物熔体进入金属铅和渣的分离区22,同时不断地从熔炼室5经过隔壁4上的孔8流入电热室6。在所述区22(一部分在电热室6)内,金属铅依靠重力沉淀在原先获得的金属铅层上,由此不断地从放铅口3放出。在电热室6内,依靠电极13中的碳和高温,熔体的组分被部分还原。进行碳热还原的结果,残留在渣内的一部分铅,以及一部分锌变成升华物(蒸气),升华物从电热室6经过蒸气排放口15排出。得出的贫熔体从电热室6经过放渣口14不断地或按蓄积量放出。根据连通器原理,熔炼室5内和电热室6内由指示器17监控的熔体液面高度是相等的。
因为在焙烧熔炼区19中产生的热量不能满足碳热还原区20和金属铅与贫氧化物熔体分离区22内的工艺过程的需要(这与碳热还原时的吸热效应,以及由于熔体的高侵蚀性,而不得不用水冷却部件2冷却容器1有关),所以利用电极13(可以垂直移动)往电热室6内以电能形式补充热量。而且利用这样一个事实:氧化物熔体起着电解质作用,电流通过电解质时便放出焦耳热。
为了更好地理解本发明,下文具体举出若干实施例。在下述的全部实施例中都使用硫化铅精矿,其组成(重量%)为:Pb-54.3,Zn-8.0,Fe-7.2,S-18.1。
例1:
在用硫化铅精矿冶炼金属铅的设备中处理硫化铅精矿。该设备有下列特征:电热室6的面积S1为1.66米×0.76米,电极数 目为2。电热室6横截面面积为S1与总面积(S1+S2)之比(考虑到熔炼室5横截面面积S2的选择)为S1/(S1+S2)=0.653。实验结果列于表1。
例2:
例2的原始数据不同于例1的原始数据之处在于:其S1/(S1+S2)=0.650。实验结果列于表1。
例3:
例3的原始数据不同于例1的原始数据之处在于:其S1/(S1+S2)=0.635。实验结果列于表1。
例4:
例4的原始数据不同于例1的原始数据之处在于:其S1/(S1+S2)=0.432。实验结果列于表1。
例5:
例5的原始数据不同于例1的原始数据之处在于:其S1/(S1+S2)=0.411。
例6:
例6的原始数据不同于例1的原始数据之处在于:其S1/(S1+S2)=0.405。实验结果列于表1。
从图3和表1可以看出,电热室6的面积S1减少而使比值S1/(S1+S2)达到0.55时〔S1/(S1+S2)=0.65及以下〕,电能单耗大大降低。铅的直接提炼率的增加主要依靠减少铅随贫渣的损失,其次是依靠减少电热室升华物中的铅(这部分铅以返回的氧化产物形式返回熔炼阶段)。这是因为在所述的S1/(S1+S2)减小及电能单耗降低的情况下,从含碳层出来
表1 S1/(S1+S2)之比对硫化铅原料 的处理工艺指标的影响
实验号 | S1/(S1+S2) | 铅提炼率,相对% | 电耗(千瓦小时/吨) | ||
金属铅 | 在电热室的升华物(返回的铅)中 | 在贫铅氧化物熔体中 | |||
1(a)2(b)3(c)4(d)5(e)6(f) | 0.6530.6500.6350.4320.4110.405 | 91.191.192.092.391.991.5 | 2.36.36.16.06.16.1 | 2.32.11.81.61.92.3 | 428400345258412465 |
(即在“含碳层与熔体”的界面上)的熔体的温度升高。这就导致流入含碳层中的热流增加,从而导致该层中氧化铅还原成金属铅的还原度增高。同时,随着还原度的增高,形成大滴金属铅(这是所希望的),而细小的金属铅悬浮体产生率成正比例地降低。细小的金属铅悬浮体的减少,就保证了电热室内贫氧化物熔体和金属铅的分离时间缩短,因此,电热室面积相对减小不会导致铅随贫熔体的损失增加。而且,含碳层中铅滴增大的效果比减小电热室的面积(和容体体积)造成的另一种效果(缩短悬浮体沉淀时间)好。然而进一步减小S1/(S1+S2),电能单耗就会增高。单耗的增高和其它工艺指标的破坏,使得经过水冷部件2的热损失大为增加,亦即输入电功率如此分配的结果,使得进入含碳层的热量,无论其相对值、还是绝对值部会降低。
在含碳物料层中将氧化铅还原成金属铅时,S1/(S1+S2)之值从0.41到0.65的设备适用于处理含铅为35-37%到74-78%、含锌为0到18-25%、含铜为0到5-8%的硫化铅原料。熔炼所述原料时,既定的规律性(图3)在性质上不变,因为通用的方程式(2)仍有效。还可以看出,该方程式不仅对于矩形截面的设备(图2)能成立,而且对于别种形状的截面和熔炼室5同电热室6的相互位置是另一种形式的设备也能成立。
Claims (1)
- 从硫化铅精矿冶炼金属铅的设备包括容器(1),该容器的下壁为炉底(7),该炉底有放铅口(3),该容器用垂直隔壁(4)分为两室(5、6),通过隔壁(4)上靠近炉底(7)的孔(8)彼此连通;一个是熔炼室(5),设有能同时送入氧、硫化铅精矿和固体还原剂的装置和排烟道(10);一个是由电热室(6),设有电极(13)、放渣口(14)、蒸气排放口(15);该设备的特征为:隔壁(4)这样安置:使电热室(6)横截面面积与容器(1)横截面面积之比处于由如下不等式算出的范围内:0.41< (S1)/(S1+S2) <0.65式中S1-电热室(6)横截面面积;S2-熔炼室(5)横截面面积。
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FR (1) | FR2649191A1 (zh) |
Cited By (7)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN1325672C (zh) * | 2006-04-17 | 2007-07-11 | 中国恩菲工程技术有限公司 | 一种炼铅法以及用于实现该炼铅法的装置 |
CN101200777B (zh) * | 2007-09-24 | 2010-06-16 | 云南锡业集团(控股)有限责任公司 | 硫化铅精矿连续冶炼的方法及设备 |
WO2011017855A1 (zh) * | 2009-08-14 | 2011-02-17 | 中国恩菲工程技术有限公司 | 铅渣还原炉及铅渣还原工艺 |
CN101838741B (zh) * | 2009-08-14 | 2012-07-04 | 中国恩菲工程技术有限公司 | 铅渣还原工艺 |
CN101476052B (zh) * | 2009-01-06 | 2013-06-19 | 扬州宁达贵金属有限公司 | 锗挥发氧化炉 |
CN101839625B (zh) * | 2009-08-14 | 2013-11-13 | 中国恩菲工程技术有限公司 | 铅渣还原炉 |
CN110129584A (zh) * | 2019-05-31 | 2019-08-16 | 中国恩菲工程技术有限公司 | 短流程火法炼锌装置及方法 |
Family Cites Families (3)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
DE2655397A1 (de) * | 1976-12-07 | 1978-06-08 | Gnii Cvetnych Metallov Gincvet | Verfahren zur komplexen kontinuierlichen verarbeitung von buntmetallrohstoffen und vorrichtung zur durchfuehrung des verfahrens |
US4519836A (en) * | 1983-07-20 | 1985-05-28 | Vsesojuzny Nauchno-Issledovatelsky Institut Tsvetnoi Metallurgii | Method of processing lead sulphide or lead-zinc sulphide ores, or sulphide concentrates, or mixtures thereof |
US4741770A (en) * | 1985-04-03 | 1988-05-03 | Cra Services Limited | Zinc smelting process using oxidation zone and reduction zone |
-
1989
- 1989-06-21 AU AU36694/89A patent/AU609314B2/en not_active Ceased
- 1989-06-22 DE DE19893920522 patent/DE3920522A1/de not_active Withdrawn
- 1989-07-03 FR FR8908913A patent/FR2649191A1/fr not_active Withdrawn
- 1989-07-12 JP JP18011989A patent/JPH0353031A/ja active Pending
- 1989-07-15 CN CN 89104821 patent/CN1048890A/zh active Pending
Cited By (9)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN1325672C (zh) * | 2006-04-17 | 2007-07-11 | 中国恩菲工程技术有限公司 | 一种炼铅法以及用于实现该炼铅法的装置 |
CN101200777B (zh) * | 2007-09-24 | 2010-06-16 | 云南锡业集团(控股)有限责任公司 | 硫化铅精矿连续冶炼的方法及设备 |
CN101476052B (zh) * | 2009-01-06 | 2013-06-19 | 扬州宁达贵金属有限公司 | 锗挥发氧化炉 |
WO2011017855A1 (zh) * | 2009-08-14 | 2011-02-17 | 中国恩菲工程技术有限公司 | 铅渣还原炉及铅渣还原工艺 |
CN101838741B (zh) * | 2009-08-14 | 2012-07-04 | 中国恩菲工程技术有限公司 | 铅渣还原工艺 |
AU2009351077B2 (en) * | 2009-08-14 | 2013-07-18 | China Enfi Engineering Corporation | Furnace for lead-slag reduction and process for lead-slag reduction |
CN101839625B (zh) * | 2009-08-14 | 2013-11-13 | 中国恩菲工程技术有限公司 | 铅渣还原炉 |
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