EA003759B1 - Способ производства черновой меди в реакторе взвешенной плавки - Google Patents
Способ производства черновой меди в реакторе взвешенной плавки Download PDFInfo
- Publication number
- EA003759B1 EA003759B1 EA200200747A EA200200747A EA003759B1 EA 003759 B1 EA003759 B1 EA 003759B1 EA 200200747 A EA200200747 A EA 200200747A EA 200200747 A EA200200747 A EA 200200747A EA 003759 B1 EA003759 B1 EA 003759B1
- Authority
- EA
- Eurasian Patent Office
- Prior art keywords
- slag
- reactor
- concentrate
- copper
- furnace
- Prior art date
Links
Classifications
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B15/00—Obtaining copper
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B15/00—Obtaining copper
- C22B15/0026—Pyrometallurgy
- C22B15/0028—Smelting or converting
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B15/00—Obtaining copper
- C22B15/0026—Pyrometallurgy
- C22B15/0028—Smelting or converting
- C22B15/0047—Smelting or converting flash smelting or converting
-
- Y—GENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
- Y02—TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
- Y02P—CLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
- Y02P10/00—Technologies related to metal processing
- Y02P10/20—Recycling
Abstract
Настоящее изобретение относится к способу для пирометаллургического производства черновой меди в реакторе взвешенной плавки непосредственно из ее сульфидного концентрата. В соответствии с данным способом, сульфидный концентрат меди подают в реактор взвешенной плавки, в который также подают охлажденный и мелко измельченный купферштейн для поглощения тепла, выделяемого из концентрата.
Description
Настоящее изобретение относится к способу производства черновой меди пирометаллургическим способом в реакторе взвешенной плавки непосредственно из концентрата сульфидной руды. В соответствии с настоящим способом концентрат сульфида меди подают в реактор взвешенной плавки, в который также подают охлажденный и мелко перемолотый купферштейн, предназначенный для поглощения тепла, высвобождаемого из концентрата.
Уровень техники
Хорошо известен способ производства неочищенной меди или черновой меди из сульфидного концентрата, включающий несколько этапов, при выполнении которого концентрат плавят в реакторе взвешенной плавки, таком как печь для плавки во взвешенном состоянии с продувкой воздухом или воздухом, обогащенным кислородом, что приводит к образованию обогащенного медью купферштейна (50-75% Си) и шлака. Способ такого рода описан, например, в патенте И8 2506557. Купферштейн, сформированный в печи для плавки во взвешенном состоянии, преобразуют, например, в конвертере типа Пирса-Смита или в преобразователе с кипящим слоем в черновую медь, которую затем рафинируют в анодной печи.
Производство черновой меди непосредственно из сульфидного концентрата в процессе с одним этапом в реакторе взвешенной плавки является экономически целесообразным с определенным ограничением условий. Наибольшая проблема, связанная с непосредственным производством черновой меди, включая шлакоотделение меди, состоит в большом количестве формируемого шлака и большом количестве тепла, выделяемого при сжигании концентрата. Большое количество шлака требует применения большого плавильного агрегата с большой площадью поверхности, что влияет на капитальные затраты процесса.
Помимо большого количества шлака, другая проблема, возникающая при непосредственном производстве меди, состоит в большом количестве тепла, выделяемого при сжигании сульфидных концентратов, из-за чего степень обогащения кислородом при сжигании нормальных концентратов (содержание меди 2031% Си) должна быть низкой, даже ниже 50% кислорода, благодаря чему нагрев азота в технологическом воздухе балансирует экономию тепла. Это, однако, приводит к необходимости подачи значительного количества технологического газа, что, в свою очередь, приводит к необходимости использовать печи большого объема и, прежде всего, к необходимости использовать крупные агрегаты для обработки газа (бойлер, электрический осадитель, газопровод, блоки промывки кислотных установок и т.д.). Чтобы можно было использовать агрегаты обработ ки газа с более экономичными размерами, следует использовать высокую степень обогащения кислородом в реакторе взвешенной плавки (более 50% О2 в составе технологического газа).
Если содержание меди в концентрате будет достаточно высоким, обычно, по меньшей мере, 37% Си, как, например, в плавильне О1ушрю Эаш в Австралии, в которой содержание меди в концентрате превышает 50%, становится возможным организовать производство черновой меди непосредственно за один этап, поскольку тепловое значение концентрата обычно тем ниже, чем выше содержание меди в концентрате. Фактически, при высоком содержании меди пропорция минералов на основе сульфида железа низка. При использовании вышеописанного концентрата можно использовать высокую степень обогащения кислородом и, в результате этого, количество газа остается умеренными.
Концентрат с более низким содержанием меди также может быть пригодным для непосредственного производства черновой меди, если он имеет благоприятный состав. Например, в плавильне С1одоте в Польше черновую медь производят из концентрата за один этап, поскольку в нем низкое содержание железа, и в результате образуется не слишком большое количество шлака. Производство меди за один этап с использованием нормальных концентратов приводит к шлакообразованию всех железосодержащих и других пустых пород. Способ такого типа описан в патенте И8 4,030,915.
Сущность изобретения
В настоящее время разработан новый способ производства черновой меди в реакторе взвешенной плавки, причем в этом способе охлажденный и мелко измельченный купферштейн подают в реактор взвешенной плавки вместе с концентратом для связывания тепла, высвобождаемого концентратом, содержащим сульфид меди, и для относительного снижения количества шлака. Купферштейн производят в отдельном блоке, охлаждаемом, например, при гранулировании, и затем мелко измельчают. Под термином относительное уменьшение количества шлака следует понимать, что вырабатывается меньшее количество шлака по отношению к количеству производимой черновой меди, чем при использовании обычного способа. С помощью этого способа становится возможным использовать высокую степень обогащения кислородом при непосредственном производстве черновой меди и при этом можно обойтись использованием агрегатов обработки газа меньших размеров, чем ранее. Кроме того, общий объем плавильной печи может быть существенно увеличен, без повышения общего количества подачи в реактор взвешенной плавки. Существенные свойства настоящего изобретения будут очевидными из прилагаемой формулы изобретения.
Основная концепция, лежащая в основе настоящего способа, состоит в том, что, вместо обычного способа, в котором дополнительное тепло связывают азотом, входящим в состав газа, в данном способе тепло связывают охлажденным купферштейном. При добавлении охлажденного купферштейна в концентрат можно повышать степень обогащения кислородом с ростом пропорции купферштейна, как для концентратов с низким содержанием меди, так и для концентратов с богатым содержанием меди. Если пропорция охлажденного и мелко измельченного купферштейна в составе подачи будет очень велика, степень обогащения кислородом можно существенно повысить даже для бедных концентратов, и непосредственное производство черновой меди можно сделать экономически целесообразным.
Другое преимущество способа в соответствии с настоящим изобретением состоит в том, что относительное количество шлака, вырабатываемого в реакторе взвешенной плавки, снижается пропорционально повышению пропорции купферштейна в подаче, благодаря чему потери меди в шлаке снижаются, и количество меди, рециркулированной через очистку шлака, также снижается. В зависимости от состава концентрата в печи для производства черновой меди может использоваться шлак, состоящий из силикатного железа, или шлак из феррита кальция. Если производство, как купферштейна, так и черновой меди происходит в одной и той же плавильной печи так, что переработка шлака может производиться совместно, достигается преимущество, состоящее в том, что в обоих реакторах используют один и тот же тип шлака. Если при переработке шлака производят концентрирование шлака, достигается преимущество, состоящее в том, что шлак представляет собой шлак, состоящий из силиката железа. Купферштейн, подаваемый в печь для плавки черновой меди, может представлять собой купферштейн, производимый в плавильной печи любого известного типа.
Плавильный агрегат с одним взвешенным слоем может быть построен непосредственно как плавильный агрегат для производства черновой меди, в зависимости от содержания меди и состава доступных концентратов, а также от количества и состава доступного купферштейна. Шлаки дополнительно обрабатывают в одном этапе или, предпочтительно, в двух этапах очистки шлака. Способ очистки в два этапа включает либо обработку в двух электрических печах, либо в одной электрической печи и в установке концентрирования шлака. Если шлаки обрабатывают в установке концентрирования шлака, концентрат шлака можно подавать обратно в реактор взвешенной плавки. Черновая медь поступает далее на обычное рафинирование в анодной печи.
Если имеется два плавильных агрегата, по меньшей мере, один из которых представляет собой печь взвешенной плавки, обычные медные концентраты обрабатывают в блоке производства купферштейна. Полученный купферштейн гранулируют и подают в мелко размолотом виде в плавильный агрегат черновой меди вместе с концентратом, благодаря чему концентрат, подаваемый в печь для производства черновой меди, получается более богатым, чем обычно (содержание Си больше, чем 31%). Шлак из печи для производства купферштейна обрабатывают в соответствии с известным уровнем техники, например в установке концентрирования шлака, и шлак из печи для черновой меди, предпочтительно, вначале обрабатывают в электрической печи, из которой шлак поступает в установку концентрирования шлака. В этом случае обработка шлака из печи для черновой меди также может быть выполнена за один этап.
Перечень фигур
На фиг. 1 представлена принципиальная схема компоновки в соответствии с настоящим изобретением, где используют один агрегат взвешенной плавки и электрическую печь, а на фиг. 2 представлена другая схема, в которой используют два агрегата взвешенной плавки, установку концентрирования шлака и электрическую печь.
Сведения, подтверждающие возможность осуществления изобретения
В соответствии с фиг. 1 концентрат из сульфида меди подают с флюсом и купферштейном в агрегат взвешенной плавки, который в этом случае представляет собой печь для плавки во взвешенном состоянии (Е8Е) (ПВС). На схеме для простоты показано, что в печь подают кислород, но чаще используют воздух, обогащенный кислородом. Как указано выше, предпочтительно, чтобы степень обогащения кислородом составляла более 50%. Черновая медь, сформированная в печи взвешенной плавки, поступает на анодную печь, и там ее рафинируют обычным способом и отливают в аноды.
Шлак из печи для плавки во взвешенном состоянии обрабатывают в электрической печи, когда шлак представляет собой феррит кальция или шлак, состоящий из силиката железа. Черновая медь, вырабатываемая в электрической печи, поступает непосредственно в анодную печь, и небольшое количество шлака, вырабатываемого в анодной печи, поступает в электрическую печь.
На фиг. 2 изображена схема в соответствии со вторым альтернативным вариантом настоящего изобретения, в котором используются два плавильных агрегата, одна печь для производства черновой меди и другая для производства купферштейна, который должен подаваться в печь для черновой меди. Для формирования купферштейна концентрат сульфида меди и флюс, содержащий силикат, такой как песок, подают в соответствии с известным уровнем техники в реакционную шахту первичного плавильного реактора обработки с дутьем кислородом или газом, обогащенным кислородом. В этом случае реактор представляет собой печь для плавки во взвешенном состоянии, но в некоторых случаях для формирования купферштейна могут использоваться другие реакторы. Концентрат, который должен поступать в эту печь, предпочтительно, представляет собой бедный или нормальный медный концентрат, с содержанием меди приблизительно 20-31% Си. Купферштейн формируется на дне нижней секции печи для плавки во взвешенном состоянии, в нижней печи, и поверх фаялитного шлака, который содержит некоторое количество меди.
Концентрат меди, который представляет собой сульфидный концентрат, поступает в реактор взвешенной плавки (ПВС), производящий черновую медь, но содержание в нем меди, предпочтительно выше (содержание Си больше 31%), чем в концентрате, который подают в плавильную печь для производства купферштейна. При этом содержание серы и железа в концентрате, подаваемом в печь для производства черновой меди, будет тем ниже, чем беднее концентрат, и, таким образом, тепловой показатель концентрата также будет ниже, чем в концентрате, подаваемом в печь для производства купферштейна.
Купферштейн, формируемый в печи для производства купферштейна, гранулируют, перемалывают и подают с концентратом меди, флюсом, содержащим силикат, и кислородом или воздухом, обогащенным кислородом, в реактор для производства черновой меди, который также, предпочтительно представляет собой плавильную печь для плавки во взвешенном состоянии. Очевидно, не обязательно весь купферштейн должен поступать из печи, предназначенной для производства купферштейна, часть купферштейна может быть произведена в другом месте. Черновую медь производят в печи для плавки черновой меди, которая готова для подачи в анодную печь, куда сырая медь поступает в расплавленном состоянии. Из меди, предназначенной для рафинирования в анодной печи, отливают медные аноды.
Шлак, формирующийся в плавильной печи по производству купферштейна, медленно охлаждают и перемалывают. Затем производят концентрирование шлака способом флотации в установке для концентрирования шлака, и получаемый таким образом концентрат шлака поступает обратно в ту же плавильную печь по производству купферштейна. Поскольку содержание меди в полученном концентрате часто бывает довольно высоким, он также может подаваться в печь для производства черновой меди. Отходы от концентрирования шлака представляют собой отработанный шла, с содержа нием Си приблизительно 0,30-0,5%, предпочтительно 0,3-0,35%.
Шлак, формируемый в реакторе для производства черновой меди (ПВС), предпочтительно поступает в электрическую печь (ЭП) (ЕР) в расплавленном состоянии, например, по каналам. В электрической печи шлак восстанавливают с помощью кокса, и черновая медь, получаемая в печи, поступает непосредственно в анодную печь. Шлак, образуемый в анодной печи, также поступает в ту же электрическую печь. Шлак электрической печи медленно охлаждают, так же, как и шлак из печи для плавки во взвешенном состоянии для производства купферштейна, и подают в концентратор шлака для обработки вместе со шлаком, поступающим из плавильной печи для производства купферштейна.
Пример 1.
Черновая медь была получена в печи для плавки во взвешенном состоянии, как показано на фиг. 1. Подача в печь для плавки во взвешенном состоянии составила 83,7 тонн/ч, которая имела следующий состав: концентрат 36,1 тонн/ч, концентрат шлака 2,2 тонн/ч, флюс 4,4 тонн/ч, купферштейн 35,4 тонн/ч и колошниковая пыль 5,6 тонн/ч.
Состав концентрата:
Си % 43,00
Ре % 14,00 % 26,00 81О2 % 5,00
Содержание 81О2 во флюсе, подаваемом в печь, 90%.
Анализ медного купферштейна показал следующий состав:
Си % 70,00
Ре % 7,96 % 21,34
Количество кислорода, подаваемого в печь, составляло 13 400 м3 в час при нормальных условиях и количество воздуха 4 140 м3 в час при нормальных условиях, при этом степень обогащения кислородом составила 74,6%.
В печи для плавки во взвешенном состоянии получили 35,6 тонны/ч черновой меди, и содержание меди в ней составило 99,41%. Количество фаялитного шлака составило 29,2 тонны/ч, и он имел следующий состав: Си 20%, Ре 28,7%, 8 0,1% и 81О2 21%. Количество газа, отходящего из печи, составило 29 100 м3 в час при нормальных условиях, при температуре 1320°С и его анализ дал следующий состав: 8О2 42,3% и О2 2,1%. Газ подавали в бойлер для отбора отходящего тепла, при этом колошниковую пыль, получаемую в нем, возвращали обратно в печь для плавки во взвешенном состоянии.
Шлак из печи для плавки во взвешенном состоянии и из анодной печи обрабатывали вместе в электрической печи, благодаря чему количество шлака из ПВС составило 701 тонн/ч с содержанием Си 20%, и количество шлака из анодной печи составило 4,5 тонн/ч при содержании Си 60%. Подача кокса составила 30 тонн/ч. Количество черновой меди, производимой в электрической печи, составило 121 тонн/ч с содержанием Си 99,35%. Черновую медь подавали в анодную печь для рафинирования вместе с черновой медью из печи для плавки во взвешенном состоянии. Количество шлака составило 557 тонн/ч при содержании Си 4%. Так как содержание Си в шлаке было слишком высоким, шлак подавали для дальнейшей обработки на установку концентрирования шлака. В результате флотационной концентрации в концентрате шлака содержание Си составило 38,4%, и содержание Си в отработанном шлаке составило 0,38%.
Пример 2.
В этом примере описано решение, представленное на фиг. 2. Количество подаваемого и выходящего материала вычисляли для 1000 кг концентрата, подаваемого в первичную плавильную печь. Первичная плавильная печь в этом случае представляла собой печь для плавки во взвешенном состоянии.
В первичную плавильную печь подавали 1000 кг концентрата, имеющего следующий состав:
Си 31% Ре 25% 8 31%
Количество флюса - песка, подаваемого в печь, составляло 88 кг, концентрата шлака - 70 кг и циркуляционных осевших веществ - 22 кг. Общая подача в печь составила, таким образом, 1180 кг, поскольку здесь не учитывалась циркуляционная пыль. В реакционную шахту печи подавали 172 м3 при нормальных условиях воздуха и 157 м3 при нормальных условиях кислорода, так что степень обогащения кислородом составляла 57%.
Количество купферштейна, вырабатываемого в плавильной печи, составило 464 кг, и он имел состав: Си 70%, Ре 7,0% и 8 21,2% при температуре 1280°С. Количество шлака составило 568 кг, и он имел состав: Си 2,6%, Ре 42%, 8 0,7% и 8ίΟ2 27% при температуре 1320°С.
Купферштейн, формируемый в первичной плавильной печи, гранулировали, измельчили, и измельченный купферштейн подали в печь для плавления во взвешенном состоянии для связывания тепла, генерируемого в печи. Для формирования черновой меди в печь подавали концентрат со следующим составом: Си 38%, Ре 29% и 8 26% в количестве 214 кг. Флюс, который снова представлял собой песок, подавали в количестве 44 кг. Таким образом, общее количество подачи составило 710 кг, где потери, образующиеся при перемалывании, не принимались в расчет. В печь для плавки черновой меди подавали 50 м3 при нормальных условиях воздуха и 111 м3 при нормальных условиях кислорода, так, что степень обогащения кислородом составляла 72%.
Количество неочищенной меди, выработанной в печи для плавления во взвешенном состоянии, в этом случае в печи взвешенной плавки, составило 362 кг и содержание в ней Си составило 98,8% и содержание 8 - 0,6%, при температуре 1280°С. Количество шлака, образовавшегося в печи для плавления во взвешенном состоянии, составило 239 кг, и он имел состав: Си 20%, Ре 31,2%, 8 0,1% и 8ίΟ2 21% при температуре 1300°С.
Шлак из печи для плавки черновой меди подали в электрическую печь таким же образом, как и шлак из анодной печи, где количество шлака составило только 3 кг с содержанием Си 60%. Добавили 10 кг кокса. В электрической печи было выплавлено 44 кг черновой меди с содержанием Си 96%. Количество шлака в электрической печи составило 188 кг, и он имел следующий состав: Си 4%, Ре 27,3%, 8 4,8% и 8ίΟ2 17,6%.
Шлак, поступивший из плавильной печи первичной плавки и из электрической печи, медленно охладили и подали в концентратор шлака для обработки. После концентрирования флотацией концентрат шлака имел следующее содержание: Си 29,3%, Ре 27,3%, 8 4,8% и 8ίΟ2 17,6%. Отработанный шлак показал следующий состав: Си 0,3%, Ре 43% и 8ίΟ2 27,9%.
Claims (13)
1. Способ производства черновой меди в реакторе взвешенной плавки непосредственно из концентрата сульфидной меди, в соответствии с которым концентрат, флюс и воздух, обогащенный кислородом, подают в реактор, отличающийся тем, что охлажденный и мелко измельченный купферштейн подают в реактор взвешенной плавки вместе с концентратом для связывания тепла, выделяемого из концентрата, и для относительного снижения количества шлака, благодаря чему степень обогащения кислородом воздуха, подаваемого в реактор, составляет, по меньшей мере, 50% Ο2.
2. Способ по п.1, отличающийся тем, что содержание меди в концентрате, подаваемом в реактор взвешенной плавки, составляет, по меньшей мере, 31%.
3. Способ по п.1, отличающийся тем, что реактор взвешенной плавки представляет собой печь для плавки во взвешенном состоянии.
4. Способ по п.1, отличающийся тем, что шлак из реактора взвешенной плавки для производства черновой меди обрабатывают в два этапа.
5. Способ по п.4, отличающийся тем, что шлак из реактора взвешенной плавки для производства черновой меди обрабатывают в электрической печи (ЭП) и шлак из электрической печи обрабатывают в установке концентрирования шлака.
6. Способ по п.5, отличающийся тем, что шлак из электрической печи медленно охлаждают и обрабатывают в установке концентрирования шлака, из которой концентрат шлака подают в реактор взвешенной плавки, и что шлак представляет собой отработанный шлак с содержанием меди 0,3-0,5% Си.
7. Способ по п.4, отличающийся тем, что шлак из реактора взвешенной плавки для производства черновой меди обрабатывают в двух электрических печах.
8. Способ по п.1, отличающийся тем, что купферштейн, который требуется подавать в реактор взвешенной плавки, формируют в реакторе для производства купферштейна и что содержание меди в концентрате, подаваемом в последний, составляет 20-31% Си.
9. Способ по п.8, отличающийся тем, что шлак из реактора для производства купферштейна медленно охлаждают и обрабатывают в установке концентрирования шлака, из которой полученный концентрат шлака подают в реактор для производства купферштейна, и что шлак представляет собой отработанный шлак с содержанием меди 0,3-0,5% Си.
10. Способ по п.8, отличающийся тем, что шлак из реактора для производства купферштейна медленно охлаждают и обрабатывают в установке концентрирования шлака, из которой полученный концентрат шлака подают в реактор взвешенной плавки для производства черновой меди, и что шлак представляет собой отработанный шлак с содержанием меди 0,3-0,5% Си.
11. Способ по п.1, отличающийся тем, что шлак из реактора взвешенной плавки для производства черновой меди обрабатывают сначала в электрической печи и получаемый при этом шлак медленно охлаждают и подают в установку концентрирования шлака вместе со шлаком из реактора для производства купферштейна для совместной обработки.
12. Способ по п.8, отличающийся тем, что реактор для производства купферштейна представляет собой печь взвешенной плавки.
13. Способ по п.10, отличающийся тем, что печь взвешенной плавки для производства купферштейна представляет собой плавильную печь для плавки во взвешенном состоянии.
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| PCT/FI2000/000004 WO2001049890A1 (en) | 1998-12-30 | 2000-01-04 | Method for the production of blister copper in suspension reactor |
Publications (2)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| EA200200747A1 EA200200747A1 (ru) | 2002-12-26 |
| EA003759B1 true EA003759B1 (ru) | 2003-08-28 |
Family
ID=8555865
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| EA200200747A EA003759B1 (ru) | 2000-01-04 | 2000-01-04 | Способ производства черновой меди в реакторе взвешенной плавки |
Country Status (17)
| Country | Link |
|---|---|
| US (1) | US6761749B1 (ru) |
| EP (1) | EP1257676B1 (ru) |
| JP (1) | JP4936624B2 (ru) |
| KR (1) | KR100658405B1 (ru) |
| CN (1) | CN1167819C (ru) |
| AT (1) | ATE260994T1 (ru) |
| AU (1) | AU777665B2 (ru) |
| BR (1) | BR0016890A (ru) |
| CA (1) | CA2395995C (ru) |
| DE (1) | DE60008804T2 (ru) |
| EA (1) | EA003759B1 (ru) |
| MX (1) | MXPA02006652A (ru) |
| PL (1) | PL194875B1 (ru) |
| PT (1) | PT1257676E (ru) |
| RS (1) | RS49863B (ru) |
| TR (1) | TR200201715T2 (ru) |
| WO (1) | WO2001049890A1 (ru) |
Families Citing this family (14)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| FI115536B (fi) * | 2001-09-21 | 2005-05-31 | Outokumpu Oy | Menetelmä raakakuparin tuottamiseksi |
| FI116069B (fi) * | 2002-06-11 | 2005-09-15 | Outokumpu Oy | Menetelmä raakakuparin valmistamiseksi |
| FI115638B (fi) * | 2002-12-05 | 2005-06-15 | Outokumpu Oy | Menetelmä kuonan käsittelemiseksi |
| USRE44850E1 (en) | 2004-04-07 | 2014-04-22 | Outotec Oyj | Process for copper converting |
| FI118648B (fi) * | 2005-02-14 | 2008-01-31 | Outotec Oyj | Menetelmä kuparipitoisten materiaalien käsittelemiseksi |
| DE102006022779A1 (de) | 2005-06-08 | 2006-12-21 | Sms Demag Ag | Verfahren und Vorrichtung zur Gewinnung eines Metalls aus einer das Metall enthaltenden Schlacke |
| DE102006052181A1 (de) | 2006-11-02 | 2008-05-08 | Sms Demag Ag | Verfahren zur kontinuierlichen oder diskontinuierlichen Gewinnung eines Metalls oder mehrerer Metalle aus einer das Metall oder eine Verbindung des Metalls enthaltenden Schlacke |
| FI120157B (fi) * | 2007-12-17 | 2009-07-15 | Outotec Oyj | Menetelmä kuparirikasteen jalostamiseksi |
| JP4949343B2 (ja) * | 2008-09-04 | 2012-06-06 | パンパシフィック・カッパー株式会社 | 銅の製錬方法 |
| JP4949342B2 (ja) * | 2008-09-04 | 2012-06-06 | パンパシフィック・カッパー株式会社 | 銅の製錬方法 |
| JP5357536B2 (ja) * | 2008-12-09 | 2013-12-04 | シアングアング カッパー カンパニー リミテッド | 高含硫粗銅の陽極精錬方法 |
| CN102605191B (zh) * | 2012-04-16 | 2013-12-25 | 阳谷祥光铜业有限公司 | 一种铜精矿直接生产粗铜的方法 |
| AU2016275571B2 (en) | 2015-06-12 | 2021-06-17 | Commonwealth Scientific And Industrial Research Organisation | Method for treating copper concentrates |
| WO2018015611A1 (en) * | 2016-07-22 | 2018-01-25 | Outotec (Finland) Oy | Method for refining sulfidic copper concentrate |
Family Cites Families (11)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| US2506557A (en) | 1947-04-03 | 1950-05-02 | Bryk Petri Baldur | Method for smelting sulfide bearing raw materials |
| FI52358C (fi) * | 1974-11-11 | 1977-08-10 | Outokumpu Oy | Tapa valmistaa raakakuparia jatkuvasti yhdessä vaiheessa epäpuhtaasta sulfidisesta kuparirikasteesta tai -malmista . |
| CH597351A5 (ru) | 1975-01-08 | 1978-03-31 | Andres M Liniger | |
| FI69871C (fi) * | 1984-07-18 | 1986-05-26 | Outokumpu Oy | Foerfarande och anordning foer behandling av sulfidkoncentrat eller -malmer till raometaller |
| CA1245460A (en) * | 1985-03-20 | 1988-11-29 | Carlos M. Diaz | Oxidizing process for sulfidic copper material |
| CA1294131C (en) * | 1985-11-18 | 1992-01-14 | Grigori Semion Victorovich | Process for reduction smelting of materials containing base metals |
| FI98380C (fi) | 1994-02-17 | 1997-06-10 | Outokumpu Eng Contract | Menetelmä ja laitteisto suspensiosulatusta varten |
| AUPM657794A0 (en) * | 1994-06-30 | 1994-07-21 | Commonwealth Scientific And Industrial Research Organisation | Copper converting |
| US5658368A (en) * | 1995-03-08 | 1997-08-19 | Inco Limited | Reduced dusting bath method for metallurgical treatment of sulfide materials |
| US6042632A (en) * | 1996-01-17 | 2000-03-28 | Kennecott Holdings Company | Method of moderating temperature peaks in and/or increasing throughput of a continuous, top-blown copper converting furnace |
| FI103135B (fi) * | 1997-04-14 | 1999-04-30 | Outokumpu Oy | Menetelmä kuonan puhdistamiseksi sähköuunissa |
-
2000
- 2000-01-04 PT PT00901156T patent/PT1257676E/pt unknown
- 2000-01-04 AU AU21125/00A patent/AU777665B2/en not_active Expired
- 2000-01-04 RS YUP-517/02A patent/RS49863B/sr unknown
- 2000-01-04 PL PL355869A patent/PL194875B1/pl unknown
- 2000-01-04 CA CA2395995A patent/CA2395995C/en not_active Expired - Lifetime
- 2000-01-04 CN CNB008181802A patent/CN1167819C/zh not_active Expired - Lifetime
- 2000-01-04 US US10/169,524 patent/US6761749B1/en not_active Expired - Lifetime
- 2000-01-04 TR TR2002/01715T patent/TR200201715T2/xx unknown
- 2000-01-04 BR BR0016890-4A patent/BR0016890A/pt not_active IP Right Cessation
- 2000-01-04 AT AT00901156T patent/ATE260994T1/de not_active IP Right Cessation
- 2000-01-04 EP EP00901156A patent/EP1257676B1/en not_active Expired - Lifetime
- 2000-01-04 KR KR1020027008676A patent/KR100658405B1/ko active IP Right Grant
- 2000-01-04 MX MXPA02006652A patent/MXPA02006652A/es active IP Right Grant
- 2000-01-04 EA EA200200747A patent/EA003759B1/ru not_active IP Right Cessation
- 2000-01-04 JP JP2001550417A patent/JP4936624B2/ja not_active Expired - Lifetime
- 2000-01-04 DE DE60008804T patent/DE60008804T2/de not_active Expired - Lifetime
- 2000-01-04 WO PCT/FI2000/000004 patent/WO2001049890A1/en active IP Right Grant
Also Published As
| Publication number | Publication date |
|---|---|
| CN1167819C (zh) | 2004-09-22 |
| YU51702A (sh) | 2005-03-15 |
| WO2001049890A1 (en) | 2001-07-12 |
| PL355869A1 (en) | 2004-05-31 |
| KR20020065635A (ko) | 2002-08-13 |
| RS49863B (sr) | 2008-08-07 |
| US6761749B1 (en) | 2004-07-13 |
| AU777665B2 (en) | 2004-10-28 |
| EA200200747A1 (ru) | 2002-12-26 |
| TR200201715T2 (tr) | 2002-10-21 |
| ATE260994T1 (de) | 2004-03-15 |
| PT1257676E (pt) | 2004-06-30 |
| PL194875B1 (pl) | 2007-07-31 |
| JP2003519288A (ja) | 2003-06-17 |
| JP4936624B2 (ja) | 2012-05-23 |
| EP1257676B1 (en) | 2004-03-03 |
| DE60008804D1 (de) | 2004-04-08 |
| CN1415023A (zh) | 2003-04-30 |
| AU2112500A (en) | 2001-07-16 |
| KR100658405B1 (ko) | 2006-12-15 |
| BR0016890A (pt) | 2002-10-08 |
| MXPA02006652A (es) | 2002-09-30 |
| CA2395995A1 (en) | 2001-07-12 |
| CA2395995C (en) | 2010-05-25 |
| DE60008804T2 (de) | 2004-08-05 |
| EP1257676A1 (en) | 2002-11-20 |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| US8771396B2 (en) | Method for producing blister copper directly from copper concentrate | |
| US3890139A (en) | Continuous process for refining sulfide ores | |
| US3664828A (en) | Reverberatory smelting of copper concentrates | |
| EA003759B1 (ru) | Способ производства черновой меди в реакторе взвешенной плавки | |
| US4470845A (en) | Continuous process for copper smelting and converting in a single furnace by oxygen injection | |
| US4072507A (en) | Production of blister copper in a rotary furnace from calcined copper-iron concentrates | |
| US3725044A (en) | Method of continuous processing of sulfide ores | |
| US3663207A (en) | Direct process for smelting of lead sulphide concentrates to lead | |
| US20040244534A1 (en) | Method for the production of blister copper | |
| AU2002325965A1 (en) | Method for the production of blister copper | |
| CN100385024C (zh) | 生产粗铜的方法 | |
| RU2126455C1 (ru) | Способ получения богатого никелевого штейна | |
| US4521245A (en) | Method of processing sulphide copper- and/or sulphide copper-zinc concentrates | |
| FI78506B (fi) | Foerfarande och anordning foer kontinuerlig pyrometallurgisk behandling av kopparblysten. | |
| US5180422A (en) | Copper smelting process | |
| US4515631A (en) | Method for producing blister copper | |
| US4478394A (en) | Apparatus for the separation of lead from a sulfidic concentrate | |
| US4465512A (en) | Procedure for producing lead bullion from sulphide concentrate | |
| US3669646A (en) | Process for autogenous smelting of copper ore concentrates and charge product therefor | |
| FI104838B (fi) | Menetelmä raakakuparin valmistamiseksi suspensioreaktorissa | |
| US210020A (en) | Improvement in working nickel ores and manufacture of nickel | |
| BG64652B1 (bg) | Метод за производство на черна мед в суспенсионен реактор | |
| Opic et al. | Dead Roasting and Blast-Furnace Smelting of Chalcopyrite Concentrate | |
| SU947211A1 (ru) | Способ ковертировани свинецсодержащих медных штейнов | |
| Goto et al. | * Process Technology Department,** Metallurgy Department, Mitsubishi Metal Corporation, 5–2, Ohte—machi, 1-chome, Chiyoda-ku, Tokyo, Japan |
Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| MM4A | Lapse of a eurasian patent due to non-payment of renewal fees within the time limit in the following designated state(s) |
Designated state(s): AM AZ BY KG MD TJ TM |
|
| PC4A | Registration of transfer of a eurasian patent by assignment | ||
| MK4A | Patent expired |
Designated state(s): KZ RU |