EA005386B1 - Способ производства черновой меди - Google Patents

Способ производства черновой меди Download PDF

Info

Publication number
EA005386B1
EA005386B1 EA200400266A EA200400266A EA005386B1 EA 005386 B1 EA005386 B1 EA 005386B1 EA 200400266 A EA200400266 A EA 200400266A EA 200400266 A EA200400266 A EA 200400266A EA 005386 B1 EA005386 B1 EA 005386B1
Authority
EA
Eurasian Patent Office
Prior art keywords
copper
slag
cao
concentrate
matte
Prior art date
Application number
EA200400266A
Other languages
English (en)
Other versions
EA200400266A1 (ru
Inventor
Илкка Койо
Пекка Ханньяла
Карлос Кабалеро Дерамонд
Сесар Акуна Рохас
Original Assignee
Отокумпу Оюй
Priority date (The priority date is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the date listed.)
Filing date
Publication date
Application filed by Отокумпу Оюй filed Critical Отокумпу Оюй
Publication of EA200400266A1 publication Critical patent/EA200400266A1/ru
Publication of EA005386B1 publication Critical patent/EA005386B1/ru

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
    • C22B15/0047—Smelting or converting flash 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
    • C22B15/0054—Slag, slime, speiss, or dross treating
    • 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

Landscapes

  • Engineering & Computer Science (AREA)
  • Chemical & Material Sciences (AREA)
  • Manufacturing & Machinery (AREA)
  • Materials Engineering (AREA)
  • Mechanical Engineering (AREA)
  • Metallurgy (AREA)
  • Organic Chemistry (AREA)
  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
  • Processing Of Solid Wastes (AREA)

Abstract

Настоящее изобретение относится к способу производства черновой меди или богатого штейна в плавильном реакторе непосредственно из материала, содержащего концентрат сульфида меди и/или мелкоизмельченный купферштейн, в соответствии с которым кислородсодержащий газ, медный концентрат и/или мелкоизмельченный купферштейн подают в реактор. Согласно изобретению флюс, содержащий СаО и SiO, подают в плавильный реактор вместе с кислородсодержащим газом, медным концентратом и/или купферштейном и часть меди в концентрате и/или в штейне окисляют для образования шлака, в котором отношение CaO/SiOсоставляет более 1,5, медь находится в окисленной форме, а содержание извести, рассчитанное в системе CaO+SiO+FeO=100, составляет более 20%.

Description

Настоящее изобретение относится к пирометаллургическому способу производства черновой меди в плавильном реакторе, таком как печь взвешенной плавки, непосредственно из ее сернистого концентрата и/или мелкоизмельченного купферштейна.
Известный из предшествующего уровня техники способ предназначен для производства необогащенной меди или черновой меди из сернистого концентрата в несколько стадий; в соответствии с этим способом концентрат плавят в реакторе со взвешенным слоем, таком как печь взвешенной плавки, с помощью воздуха или обогащенного кислородом воздуха, что приводит к получению обогащенного медью штейна, содержащего от 50 до 75 мас.% меди, и шлака. Такой способ описан, например, в патенте США 2 506 557. Купферштейн, полученный в печи взвешенной плавки, превращают, например, в конвертере цилиндрического типа (Р1етсе-8шйй 1уре сопусПсг) или в скоростном конвертере (Дакй соиуейет) в черновую медь, а потом рафинируют в анодной печи.
С экономической точки зрения и в определенных граничных условиях производство черновой меди из сернистого концентрата сразу за одну производственную стадию в реакторе со взвешенным слоем оправданно. Самые крупные проблемы, связанные с непосредственным производством черновой меди, включают поведение меди по отношению к шлаку и большое количество образуемого шлака. Большое количество шлака требует дополнительной технологической стадии обработки для восстановления меди, что ухудшает пригодность процесса с экономической точки зрения.
Если содержание меди в концентрате достаточно высокое, обычно по меньшей мере 37 мас.% меди, как, например, в плавильной печи О1ушрю Эаш в Австралии, где содержание меди в концентрате обычно превышает 40 мас.%, экономически допустимо производство черновой меди сразу за одну стадию. При использовании ранее описанного концентрата получается умеренное количество шлака, но для производства черновой меди, которая имеет низкое содержание серы, менее 1 мас.% серы, условия окисления следует выбирать таким образом, чтобы шлак содержал от 15 до 25 мас.% меди.
Концентрат с низким содержанием меди может также оказаться подходящим для непосредственного производства черновой меди, если он имеет благоприятный состав. Например, в плавильной печи С1одо\у в Польше черновую медь производят из концентрата в одну стадию, поскольку содержание железа в нем низкое и получающееся количество шлака не является значительным. Производство меди в одну стадию из обычных концентратов вызывает шлакование всего железа и прочей пустой породы. Подобный способ описан в патенте США 4 030 915.
В финском патенте 104838 описан способ производства черновой меди в реакторе со взвешенным слоем непосредственно из концентрата сульфида меди, в соответствии с которым в реактор подают концентрат, флюс и обогащенный кислородом воздух. Охлажденный и мелкоизмельченный купферштейн загружают в реактор со взвешенным слоем вместе с концентратом, чтобы связать тепло, высвобожденное из концентрата, и, соответственно, уменьшить количество шлака, вследствие чего степень обогащения воздуха, подаваемого в реактор, кислородом составляет по меньшей мере 50% кислорода.
Однако в этом финском патенте 104838 способ имеет ограничения, а именно обогащение кислородом составляет свыше 50% кислорода и, с другой стороны, качество концентрата ограничено содержанием меди в концентрате выше 31%. В зависимости от качества концентрата патент ограничен использованием железокремнеземистого шлака (по существу, не содержащего кальция) и кальциево-ферритового шлака (по существу, не содержащего силиката).
В международной заявке \¥О 00/09772 описан способ плавления концентрата сульфида меди с помощью кислородного плавления концентрата сульфида меди и удаления в шлак большей части железа из концентрата сульфида меди, а также удаления части или большей части содержащейся в нем серы в виде диоксида серы 8О2 с получением таким образом меди из сульфидного концентрата в виде белого штейна (\\'1Ше ше1а1 шаНе). почти белого штейна или черновой меди. В соответствии со способом кислородное плавление проводят добавлением в концентрат сульфида меди материала, содержащего 81О2, и материала, содержащего СаО, в качестве флюса для получения шлака, в котором массовое отношение СаО/(81О2+СаО) составляет от 0,3 до 0,6, (СаО/81О2 составляет от 0,43 до 1,5), а массовое отношение Бе/(БеОх+81О2+СаО) составляет от 0,2 до 0,5, и белого штейна, почти белого штейна или черновой меди. Целью данной международной заявки \УО 00/09772 является обеспечение способа плавления концентрата сульфида меди для производства белого штейна или черновой меди при непрерывном окислении концентрата сульфида меди или штейна при температуре 1300°С или ниже, без трудностей, связанных с магнетитом; при этом способ применим при обработке концентрата сульфида меди или штейна, содержащего 81О2, обладает меньшими потерями меди в шлак, пригоден для восстановления меди, содержащейся в шлаке, посредством флотации, обладает высокой степенью перехода мышьяка, сурьмы и свинца в шлак и характеризуется меньшей эрозией огнеупоров.
Однако международная заявка \¥О 00/09772 ограничивает подходящий состав шлака до узких пределов, в которых отношение СаО/81О2 в шлаке ниже 1,5, содержание диоксида кремния в шлаке относительно высокое и составляет, как минимум, приблизительно 12,4% 81О2 в чистой системе СаО-81О-БеОх (СаО=18,6%). Поскольку содержание извести в шлаке растет, содержание диоксида кремния в шлаке тоже должно вырасти, и, соответственно, растет общее количество шлака. Например, когда отношение
СаО/(8Ю2+СаО) составляет 0,6, а отношение Ее/(8Ю2+СаО+ЕеОх) уменьшается от 0,5 до 0,2, количество шлака увеличивается более чем вдвое. Наибольшее отношение СаО/81О2 составляет 1,5.
Целью настоящего изобретения является устранение недостатков предшествующего уровня техники и предложение усовершенствованного способа производства черновой меди или высокого штейна в реакторе со взвешенным слоем непосредственно из сульфидного концентрата и/или мелкоизмельченного купферштейна, при котором также загружают материалы, содержащие диоксид кремния (8Ю2) и известь (СаО), чтобы получить шлак, который является текучим в диапазоне температур от 1250 до 1350°С. Отличительные особенности изобретения становятся очевидными из прилагаемых патентных притязаний.
Согласно данному способу концентрат сульфида меди и/или купферштейн с кислородсодержащим газом подают в плавильный реактор, например в печь взвешенной плавки, куда для получения шлака также загружают материалы, содержащие диоксид кремния (8Ю2) и известь (СаО), с тем чтобы отношение СаО/8Ю2 в шлаке было выше 1,5 и шлак являлся текучим в диапазоне температур от 1250 до 1350°С. Существенным условием для текучести шлака является также содержание в шлаке по меньшей мере 6 мас.% меди в окисленной форме.
Способ согласно изобретению основан на том факте, что окисленная медь в шлаке является эффективным плавнем для магнетита и для двухкальциевого силиката, которые ограничивают применение шлака СаО-8Ю-ЕеОх в плавлении меди. В условиях окисления, при которых содержание серы в меди составляет менее 0,8 мас.%, часть меди в концентрате и/или в мелкоизмельченном штейне окисляется, оказывая флюсующий эффект, что позволяет расширить рабочие рамки, т.е. снимает ограничения, при которых СаО/(8Ю2+СаО) составляет от 0,3 до 0,6, а Ее/(8Ю2+СаО+ЕеОх) составляет от 0,2 до 0,5, установленные в способе согласно международной заявке \¥О 00/09772.
В способе согласно изобретению производят черновую медь или высокий штейн в плавильном реакторе из смеси медного концентрата и/или штейна, а также из материала, содержащего силикат, и материала, содержащего известь. Охлажденный и мелкоизмельченный купферштейн подают в плавильный реактор для получения черновой меди с содержанием серы менее 1,0 мас.% и относительно низким количеством шлака, в котором активность извести является высокой, чтобы увеличить шлакование мышьяка и сурьмы, но в котором активность диоксида кремния является высокой, чтобы удалить свинец из черновой меди.
Мелкоизмельченный штейн, подаваемый в печь для черновой меди, может быть штейном, полученным в любой известной плавильной печи и имеющим содержание меди от 60 до 78 мас.%. Одноступенчатую установку взвешенной плавки можно спроектировать непосредственно в виде плавильной печи для черновой меди, в зависимости от содержания меди и состава имеющихся концентратов и от количества мелкоизмельченного штейна.
Шлак дополнительно обрабатывают в одностадийном или предпочтительно в двухстадийном процессе очистки шлака. Двухстадийный способ очистки включает или две электропечи, или электропечь и шлакообогатительную установку. Если шлак обрабатывают на шлакообогатительной установке, концентрат шлака можно подавать обратно в плавильный реактор. Черновая медь идет на обычное рафинирование в анодной печи.
Если производство высокого штейна осуществляют в высокоскоростной плавильной печи, шлак, полученный на стадии черного плавления, предпочтительно можно гранулировать и подавать в основную плавильную печь для восстановления меди. Экономику определяет количество концентрата в подаваемой смеси и количество произведенного шлака. Шлак из основной плавильной печи затем идет на обычную одностадийную очистку шлака или сразу же удаляется (электропечь, печь для очистки шлака или флотация шлака), в зависимости от содержания меди в шлаке.
В дальнейшем изобретение поясняется более подробно со ссылкой на примеры и прилагаемые чертежи.
На фиг. 1 изображена зависимость содержания меди в различных типах шлака от приведенного парциального давления кислорода (Т=1300°С) в черновой меди согласно примеру 1.
На фиг. 2 показана зависимость коэффициента распределения мышьяка между шлаком и черновой медью в шлаках различного типа от приведенного парциального давления кислорода в черновой меди согласно примеру 1.
На фиг. 3 показана зависимость коэффициента распределения свинца между шлаком и черновой медью в шлаках различного типа от приведенного парциального давления кислорода в черновой меди согласно примеру 1.
На фиг. 4 показано содержание меди в шлаке, приведенное в виде диаграммы ЕеОх+8Ю2+СаО=100, согласно примеру 1.
На фиг. 5 приведена зависимость коэффициента распределения мышьяка между шлаком и черновой медью, показанная в диаграмме ЕеОх+8Ю2+СаО=100, нормализованной по (% Си) в шлаке=20%, согласно примеру 1.
На фиг. 6 приведена зависимость коэффициента распределения свинца между шлаком и черновой медью, показанная в диаграмме ЕеОх+8Ю2+СаО=100, нормализованной по (% Си) в шлаке=20%, согласно примеру 1.
На фиг. 7 приведена температура шлака при вязкости 200 сП, показанная в диаграмме Ее0х+8102+Са0=100, нормализованной по (%Си) в шлаке=15%, согласно примеру 1.
Пример 1.
Черновую медь получали в экспериментальной мини-печи взвешенной плавки в результате серии испытаний, в которых сырьевые материалы, содержащие медь, представляли собой мелкоизмельченный купферштейн (72,3 мас.% Си, 3,4 мас.% Ее, 20,3 мас.% 8) и медный концентрат (29,2 мас.% Си, 33,7 мас.% 8, 21,0 мас.% Ее). Смесь купферштейна и концентрата (кг штейна)/(кг штейна + кг концентрата)· 100 находилась в интервале от 50 до 100%. Скорость загрузки составляла от 100 до 200 кг/ч. Степень окисления полученной черновой меди регулировали кислородным показателем (м3 02/тонна загрузки), а состав шлака (СаО/81О2, Ее/81О2 в шлаке) регулировали добавлением в загрузку кварцевого песка и извести. После каждого периода, во время которого параметры процесса поддерживали постоянными, шлак и черновую медь сливали из отстойника экспериментальной мини-печи, а полученную черновую медь и шлак анализировали. Среднее содержание серы в черновой меди составляло 0,2 мас.% серы (от 0,01 до 0,89% серы).
В качестве примера ниже приведены результаты одного из периодов испытаний. Скорость загрузки штейна Качество штейна (3,4% Ее, 18,2% 8, 0,26% Аз, 0,2% РЬ) Скорость загрузки концентрата Качество концентрата (20,9% Ее, 30,7% 8, 5,1% 81О2, 1,3% Аз, 0,11% РЬ) Скорость загрузки кварцевого песка Скорость загрузки извести Скорость загрузки технич. кислорода в камеру сгорания концентрата Скорость загрузки воздуха в камеру сгорания концентрата Обогащение кислородом Кислородный показатель Загрузка бутана в реакционную шахту и отстойник для сбалансирования тепловых потерь Продолжительность испытания (подача) Температура выпуска металла
89,7 кг/ч
72,3% Си
59,9 кг/ч
30,2% Си
0,5 кг/ч
10,3 кг/ч
29,0 ст.м3/ч
31,0 ст.м3ч
59,2%
245,4 ст.м3 О2/т
3,03 кг/ч ч 10 мин
1300°С
Качество полученной черновой меди:
Содержание серы
Содержание мышьяка
Содержание свинца
Качество полученного шлака:
Содержание меди
Содержание извести
Содержание диоксида кремния
Содержание железа
Содержание мышьяка
Содержание свинца
СаО/81О2, мас.%/мас.%
Ее/81О2, мас.%/мас.% СаО/(81О2+СаО), мас.%/мас.% Коэффициент распределения мышьяка между шлаком и черновой медью Коэффициент распределения свинца между шлаком и черновой медью
0,08% 8
0,077% Аз
0,035% РЬ
18,3% Си
19,3%СаО 7,6% 81О2
28,2% Ее
0,68% Аз
0,28% РЬ
2,54
3,71
0,72
8,8
8,0
Далее на основе результатов тестовых испытаний и фиг. с 1 по 7 рассмотрена применимость способа.
На фиг. 1 приведена зависимость содержания меди в различных типах шлака от приведенного парциального давления кислорода (Т=1300°С) в черновой меди. Можно при этом заметить, что когда отношение СаО/81О2 (при заданном отношении Ее/81О2) в шлаке растет, содержание меди в шлаке падает. Для сравнения на фиг. 1 приведено также содержание меди в шлаке, содержащем фаялит (силикат желе005386 за). По сравнению со шлаком, содержащим фаялит, содержание меди при таком же кислородном потенциале значительно ниже.
На фиг. 2 изображена зависимость коэффициента распределения мышьяка между шлаком и черновой медью 1 Ак в шлаке/% Ай в черновой меди) для шлака различных типов от приведенного парциального давления кислорода в черновой меди. Можно заметить, что, когда отношение СаО/81О2 (при заданном отношении Бе/81О2) в шлаке растет, коэффициент распределения мышьяка, ЬАк (Шлак/Си), возрастает. Для сравнения на фиг. 2 приведен также коэффициент распределения мышьяка между шлаком, содержащим силикат железа, и черновой медью. По сравнению с коэффициентом распределения мышьяка ЬАк(Шлак/Си) в шлаке, содержащем фаялит, при одинаковом кислородном потенциале у СаО/81О2 шлака он выше, что свидетельствует о гораздо более высокой способности удаления мышьяка из черновой меди.
На фиг. 3 изображена зависимость коэффициент распределения свинца между шлаком и черновой медью ЬРЬ (Шлак/Си)=(% РЬ в шлаке/% РЬ в черновой меди) для шлака различных типов от приведенного парциального давления кислорода в черновой меди. Можно заметить, что, когда отношение СаО/81О2 (при заданном отношении Бе/81О2) в шлаке растет, коэффициент распределения свинца, ЬРЬ(Шлак/Си), немного уменьшается. Для сравнения на фиг. 3 также приведен коэффициент распределения свинца между шлаком, содержащим кальциевый феррит, и черновой медью. По сравнению с коэффициентом распределения свинца ЬРЬ(Шлак/Си) в шлаке, содержащем кальциевый феррит, у СаО/81О2 шлака этот коэффициент выше при таком же кислородном потенциале, что свидетельствует о более высокой способности удаления мышьяка из черновой меди.
На фиг. 4 показано содержание меди в шлаке, приведенное в диаграмме ЕеОх+СаО+81О2=1ОО. Результаты нормализованы по температуре, равной 1300°С, и по парциальному давлению кислорода, равному 1од рО2=-4,5. Можно заметить, что во время работы со шлаком из БеОх+СаО+81О2+оксид меди при постоянном парциальном давлении кислорода содержание меди в шлаке находится между 10-20%, если отношение СаО/81О2 выше 1,5, а содержание СаО в системе СаО+81О2+БеОх выше 20%.
На фиг. 5 показан коэффициент распределения мышьяка между шлаком и черновой медью, представленный в диаграмме ЕеОх+СаО+8Ю2=1ОО, нормализованный по (% Си) в шлаке, равному 20%. Также обозначены изолинии распределения, полученные в результатах испытаний. Когда отношение СаО/81О2 выше 1,5, коэффициент распределения возрастает с ростом содержания СаО в системе.
На фиг. 6 показан коэффициент распределения свинца между шлаком и черновой медью, представленный в диаграмме БеОх+СаО+8Ю2=100, нормализованный по (% Си) в шлаке, равному 20%. Когда отношение СаО/81О2 выше 1,5, коэффициент распределения свинца растет с падением содержания СаО в системе.
Вязкость шлаков в экспериментальных исследованиях была достаточно низкой, чтобы их можно было выпустить из печи через обычное выпускное отверстие. Для того чтобы более подробно изучить поведение вязкости шлаков, для некоторых шлаков, полученных в данных испытаниях, провели измерения вязкости. На фиг. 7 показана температура шлака при вязкости 200 сП, зависимость представлена в диаграмме БеОх+СаО+8Ю2=100, нормализованной по содержанию (% Си) в шлаке, равному 15%. Температура при вязкости 200 сП возрастает с падением содержания СаО в шлаке. Исходя из теоретических расчетов, образование твердого магнетита ограничивает применимость этого вида шлака, как это представлено пунктирной линией на фиг. 7.
Результаты на фиг. 1-7 означают, что шлак является достаточно текучим, чтобы его можно было слить из печи, если отношение СаО/81О2 в шлаке выше 1,5, и содержание СаО в шлаке, рассчитанное в системе ЕеОх+СаО+8Ю2=100, выше 20%, и когда содержание меди в шлаке выше 8% Си.

Claims (4)

1. Способ производства черновой меди или богатого штейна в реакторе взвешенной плавки непосредственно из материала, содержащего концентрат сульфида меди и/или мелкоизмельченный купферштейн, при котором кислородсодержащий газ, медный концентрат и/или мелкоизмельченный купферштейн загружают в плавильный реактор, отличающийся тем, что флюс, содержащий СаО и 81О2, загружают в плавильный реактор вместе с кислородсодержащим газом, медным концентратом и/или купферштейном и часть меди в концентрате и/или в штейне окисляют для образования шлака, в котором отношение СаО/81О2 выше 1,5, медь находится в окисленной форме и содержание извести, рассчитанное в системе СаО+8Ю2+БеОх=100, превышает 20%.
2. Способ по п.1, отличающийся тем, что содержание меди в окисленной форме составляет в шлаке по меньшей мере 6 мас.%.
3. Способ по п.1 или 2, отличающийся тем, что активность извести в образованном шлаке высокая для того, чтобы повысить шлакование мышьяка и сурьмы.
4. Способ по п.1 или 2, отличающийся тем, что активность диоксида кремния в образованном шлаке высокая для того, чтобы устранить свинец из черновой меди.
EA200400266A 2001-09-21 2002-09-20 Способ производства черновой меди EA005386B1 (ru)

Applications Claiming Priority (2)

Application Number Priority Date Filing Date Title
FI20011859A FI115536B (fi) 2001-09-21 2001-09-21 Menetelmä raakakuparin tuottamiseksi
PCT/FI2002/000748 WO2003025236A1 (en) 2001-09-21 2002-09-20 Method for the production of blister copper

Publications (2)

Publication Number Publication Date
EA200400266A1 EA200400266A1 (ru) 2004-10-28
EA005386B1 true EA005386B1 (ru) 2005-02-24

Family

ID=8561932

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
EA200400266A EA005386B1 (ru) 2001-09-21 2002-09-20 Способ производства черновой меди

Country Status (17)

Country Link
US (1) US20040244534A1 (ru)
EP (1) EP1436434A1 (ru)
JP (1) JP3828541B2 (ru)
KR (1) KR100929520B1 (ru)
CN (1) CN1295364C (ru)
AU (1) AU2002325965B2 (ru)
BR (1) BR0212651A (ru)
CA (1) CA2459962C (ru)
EA (1) EA005386B1 (ru)
FI (1) FI115536B (ru)
MX (1) MXPA04002601A (ru)
PE (1) PE20030425A1 (ru)
PL (1) PL197523B1 (ru)
RO (1) RO122640B1 (ru)
WO (1) WO2003025236A1 (ru)
YU (1) YU24704A (ru)
ZA (1) ZA200401902B (ru)

Cited By (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
RU2683675C1 (ru) * 2016-11-02 2019-04-01 Янгу Сянгуан Коппер Ко., Лтд Способ плавки медно-сульфидной руды с высоким содержанием мышьяка

Families Citing this family (14)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US7164200B2 (en) 2004-02-27 2007-01-16 Agere Systems Inc. Techniques for reducing bowing in power transistor devices
FI120157B (fi) * 2007-12-17 2009-07-15 Outotec Oyj Menetelmä kuparirikasteen jalostamiseksi
KR101005848B1 (ko) * 2008-02-01 2011-01-05 장광식 여성용 구두 뒷굽
JP4908456B2 (ja) * 2008-06-02 2012-04-04 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
SE533677C2 (sv) * 2009-04-05 2010-11-30 Boliden Mineral Ab Metod för att raffinera kopparbullion som innehåller antimon och/eller arsenik
JP5926262B2 (ja) * 2010-09-10 2016-05-25 イェルンコントレットＪｅｒｎｋｏｎｔｏｒｅｔ ナノサイズフェライトの製造
RU2520292C1 (ru) * 2012-12-06 2014-06-20 Общество С Ограниченной Ответственностью "Медногорский Медно-Серный Комбинат" Способ переработки сульфидных медно-свинцово-цинковых материалов
JP5612145B2 (ja) * 2013-03-07 2014-10-22 パンパシフィック・カッパー株式会社 電気銅の製造方法
FI125793B (en) * 2014-05-14 2016-02-15 Outotec Finland Oy Procedure for converting materials containing copper
JP6665443B2 (ja) * 2015-08-18 2020-03-13 住友金属鉱山株式会社 自熔製錬炉の操業方法
RU2639195C1 (ru) * 2016-12-02 2017-12-20 Федеральное государственное автономное образовательное учреждение высшего образования "Сибирский федеральный университет" Способ переработки никельсодержащих сульфидных медных концентратов
BE1025769B1 (nl) * 2017-12-14 2019-07-08 Metallo Belgium Verbeterde pyrometallurgische werkwijze
RU2734613C2 (ru) * 2019-02-08 2020-10-21 Открытое акционерное общество "Научно-исследовательский и проектный институт обогащения и механической обработки полезных ископаемых "Уралмеханобр" Горизонтальный конвертер и способ совмещенной плавки-конвертирования

Citations (6)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
DE3341154A1 (de) * 1983-11-14 1985-05-30 Vsesojuznyj naučno-issledovatel'skij gorno-metallurgičeskij institut cvetnych metallov, Ust-Kamenogorsk Verfahren zur verarbeitung von sulfidischen kupfer- und/oder kupfer-zinkkonzentraten
US4615729A (en) * 1985-03-20 1986-10-07 Inco Limited Flash smelting process
SU1312115A1 (ru) * 1982-07-22 1987-05-23 Всесоюзный научно-исследовательский горно-металлургический институт цветных металлов Способ переработки медных и медно-цинковых сульфидных концентратов
GB2350122A (en) * 1998-08-14 2000-11-22 Sumitomo Metal Mining Co Method for smelting copper sulfide concentrate
WO2001049890A1 (en) * 1998-12-30 2001-07-12 Outokumpu Oyj Method for the production of blister copper in suspension reactor
US20020043133A1 (en) * 2000-08-22 2002-04-18 Yasuo Ojima Method of smelting copper sulfide concentrate

Family Cites Families (5)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US1312115A (en) * 1919-08-05 Hoisting mechanism
CA1107080A (en) * 1977-05-09 1981-08-18 John M. Floyd Submerged injection of gas into liquid pyro- metallurgical bath
AUPM657794A0 (en) * 1994-06-30 1994-07-21 Commonwealth Scientific And Industrial Research Organisation Copper converting
US6231641B1 (en) * 1998-02-12 2001-05-15 Kennecott Utah Copper Corporation Enhanced phase interaction at the interface of molten slag and blister copper, and an apparatus for promoting same
AU6792300A (en) 1999-08-23 2001-03-19 3Com Corporation Architecture for a network management service which identifies and locates usersand/or devices within an enterprise network

Patent Citations (6)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
SU1312115A1 (ru) * 1982-07-22 1987-05-23 Всесоюзный научно-исследовательский горно-металлургический институт цветных металлов Способ переработки медных и медно-цинковых сульфидных концентратов
DE3341154A1 (de) * 1983-11-14 1985-05-30 Vsesojuznyj naučno-issledovatel'skij gorno-metallurgičeskij institut cvetnych metallov, Ust-Kamenogorsk Verfahren zur verarbeitung von sulfidischen kupfer- und/oder kupfer-zinkkonzentraten
US4615729A (en) * 1985-03-20 1986-10-07 Inco Limited Flash smelting process
GB2350122A (en) * 1998-08-14 2000-11-22 Sumitomo Metal Mining Co Method for smelting copper sulfide concentrate
WO2001049890A1 (en) * 1998-12-30 2001-07-12 Outokumpu Oyj Method for the production of blister copper in suspension reactor
US20020043133A1 (en) * 2000-08-22 2002-04-18 Yasuo Ojima Method of smelting copper sulfide concentrate

Non-Patent Citations (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Title
DATABASE WPI, Week 198802, Derwent Publications Ltd., London, GB; Class M 25, AN 1988-022531 & SU 1312115 A (NONFERR METAL MINE), 23 may 1987 (1987-05-23), abstract *

Cited By (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
RU2683675C1 (ru) * 2016-11-02 2019-04-01 Янгу Сянгуан Коппер Ко., Лтд Способ плавки медно-сульфидной руды с высоким содержанием мышьяка

Also Published As

Publication number Publication date
EA200400266A1 (ru) 2004-10-28
EP1436434A1 (en) 2004-07-14
JP2005503481A (ja) 2005-02-03
CA2459962C (en) 2011-01-04
PL368532A1 (en) 2005-04-04
JP3828541B2 (ja) 2006-10-04
FI20011859A0 (fi) 2001-09-21
CA2459962A1 (en) 2003-03-27
MXPA04002601A (es) 2004-06-07
BR0212651A (pt) 2004-08-24
WO2003025236A1 (en) 2003-03-27
KR100929520B1 (ko) 2009-12-03
CN1556867A (zh) 2004-12-22
FI20011859A (fi) 2003-03-22
PE20030425A1 (es) 2003-06-13
FI115536B (fi) 2005-05-31
AU2002325965B2 (en) 2008-01-24
RO122640B1 (ro) 2009-10-30
YU24704A (sh) 2006-08-17
PL197523B1 (pl) 2008-04-30
US20040244534A1 (en) 2004-12-09
KR20040029183A (ko) 2004-04-03
ZA200401902B (en) 2004-09-08
CN1295364C (zh) 2007-01-17

Similar Documents

Publication Publication Date Title
EA005386B1 (ru) Способ производства черновой меди
AU2002325965A1 (en) Method for the production of blister copper
EA003759B1 (ru) Способ производства черновой меди в реакторе взвешенной плавки
CN106332549B (zh) 吹炼含铜材料的方法
EA007445B1 (ru) Способ получения черновой меди
JP3682166B2 (ja) 硫化銅精鉱の熔錬方法
CN109971974A (zh) 一种粗铜精炼的生产工艺
US4515631A (en) Method for producing blister copper
US3984235A (en) Treatment of converter slag
CA1204598A (en) Procedure for producing lead bullion from sulphide concentrate
SU1735408A1 (ru) Способ переработки шлаков производства т желых цветных металлов
JP4274069B2 (ja) スラグフューミング法で得られる銅合金とマットの再利用方法
US3032411A (en) Metallurgical process
US3669646A (en) Process for autogenous smelting of copper ore concentrates and charge product therefor
JPS61531A (ja) 硫化銅鉱石の溶錬方法
JPS62174338A (ja) 銅の精錬方法
RU2224034C1 (ru) Способ извлечения металлов платиновой группы
US2895821A (en) Process for refining blister copper
SU947211A1 (ru) Способ ковертировани свинецсодержащих медных штейнов
SU1663031A1 (ru) Способ производства кип щей стали
US766655A (en) Method of smelting ore and cleaning converter-slag.
JPH09143518A (ja) 高炉減産操業時の低Ｓｉ銑製造方法
CS205257B1 (en) Steelmaking pig iron

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