ES2326845T3 - Procedimiento para la extraccion continua o discontinua de un metal o de varios metales a partir de una escoria que contenga el metal o un compuesto del metal. - Google Patents

Procedimiento para la extraccion continua o discontinua de un metal o de varios metales a partir de una escoria que contenga el metal o un compuesto del metal. Download PDF

Info

Publication number
ES2326845T3
ES2326845T3 ES07819301T ES07819301T ES2326845T3 ES 2326845 T3 ES2326845 T3 ES 2326845T3 ES 07819301 T ES07819301 T ES 07819301T ES 07819301 T ES07819301 T ES 07819301T ES 2326845 T3 ES2326845 T3 ES 2326845T3
Authority
ES
Spain
Prior art keywords
metal
slag
furnace
primary
copper
Prior art date
Legal status (The legal status 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 status listed.)
Active
Application number
ES07819301T
Other languages
English (en)
Inventor
Rolf Degel
Jurgen Kunze
Current Assignee (The listed assignees may be inaccurate. Google has not performed a legal analysis and makes no representation or warranty as to the accuracy of the list.)
SMS Siemag AG
Original Assignee
SMS Siemag AG
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 SMS Siemag AG filed Critical SMS Siemag AG
Application granted granted Critical
Publication of ES2326845T3 publication Critical patent/ES2326845T3/es
Active legal-status Critical Current
Anticipated expiration legal-status Critical

Links

Classifications

    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B7/00Working up raw materials other than ores, e.g. scrap, to produce non-ferrous metals and compounds thereof; Methods of a general interest or applied to the winning of more than two metals
    • C22B7/04Working-up slag
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C21METALLURGY OF IRON
    • C21DMODIFYING THE PHYSICAL STRUCTURE OF FERROUS METALS; GENERAL DEVICES FOR HEAT TREATMENT OF FERROUS OR NON-FERROUS METALS OR ALLOYS; MAKING METAL MALLEABLE, e.g. BY DECARBURISATION OR TEMPERING
    • C21D5/00Heat treatments of cast-iron
    • C21D5/04Heat treatments of cast-iron of white cast-iron
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B15/00Obtaining copper
    • C22B15/0026Pyrometallurgy
    • C22B15/0054Slag, slime, speiss, or dross treating
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B4/00Electrothermal treatment of ores or metallurgical products for obtaining metals or alloys
    • C22B4/04Heavy metals
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B4/00Electrothermal treatment of ores or metallurgical products for obtaining metals or alloys
    • C22B4/08Apparatus
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B5/00General methods of reducing to metals
    • C22B5/02Dry methods smelting of sulfides or formation of mattes
    • C22B5/04Dry methods smelting of sulfides or formation of mattes by aluminium, other metals or silicon
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B5/00General methods of reducing to metals
    • C22B5/02Dry methods smelting of sulfides or formation of mattes
    • C22B5/18Reducing step-by-step
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B9/00General processes of refining or remelting of metals; Apparatus for electroslag or arc remelting of metals
    • C22B9/16Remelting metals
    • C22B9/18Electroslag remelting
    • FMECHANICAL ENGINEERING; LIGHTING; HEATING; WEAPONS; BLASTING
    • F27FURNACES; KILNS; OVENS; RETORTS
    • F27BFURNACES, KILNS, OVENS, OR RETORTS IN GENERAL; OPEN SINTERING OR LIKE APPARATUS
    • F27B3/00Hearth-type furnaces, e.g. of reverberatory type; Tank furnaces
    • F27B3/04Hearth-type furnaces, e.g. of reverberatory type; Tank furnaces of multiple-hearth type; of multiple-chamber type; Combinations of hearth-type furnaces
    • F27B3/045Multiple chambers, e.g. one of which is used for charging
    • FMECHANICAL ENGINEERING; LIGHTING; HEATING; WEAPONS; BLASTING
    • F27FURNACES; KILNS; OVENS; RETORTS
    • F27BFURNACES, KILNS, OVENS, OR RETORTS IN GENERAL; OPEN SINTERING OR LIKE APPARATUS
    • F27B3/00Hearth-type furnaces, e.g. of reverberatory type; Tank furnaces
    • F27B3/08Hearth-type furnaces, e.g. of reverberatory type; Tank furnaces heated electrically, with or without any other source of heat
    • F27B3/085Arc furnaces
    • FMECHANICAL ENGINEERING; LIGHTING; HEATING; WEAPONS; BLASTING
    • F27FURNACES; KILNS; OVENS; RETORTS
    • F27DDETAILS OR ACCESSORIES OF FURNACES, KILNS, OVENS, OR RETORTS, IN SO FAR AS THEY ARE OF KINDS OCCURRING IN MORE THAN ONE KIND OF FURNACE
    • F27D99/00Subject matter not provided for in other groups of this subclass
    • F27D99/0001Heating elements or systems
    • F27D99/0006Electric heating elements or system
    • F27D2099/0021Arc heating
    • F27D2099/0023DC arc heating
    • YGENERAL 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
    • Y02TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
    • Y02PCLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
    • Y02P10/00Technologies related to metal processing
    • Y02P10/20Recycling
    • YGENERAL 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
    • Y02TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
    • Y02PCLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
    • Y02P10/00Technologies related to metal processing
    • Y02P10/25Process efficiency

Landscapes

  • Engineering & Computer Science (AREA)
  • Chemical & Material Sciences (AREA)
  • Mechanical Engineering (AREA)
  • Materials Engineering (AREA)
  • Metallurgy (AREA)
  • Organic Chemistry (AREA)
  • Manufacturing & Machinery (AREA)
  • Environmental & Geological Engineering (AREA)
  • Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
  • General Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
  • Geology (AREA)
  • General Engineering & Computer Science (AREA)
  • Geochemistry & Mineralogy (AREA)
  • Physics & Mathematics (AREA)
  • Thermal Sciences (AREA)
  • Crystallography & Structural Chemistry (AREA)
  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
  • Conductive Materials (AREA)

Abstract

Procedimiento para la extracción continua o discontinua de un metal o de varios metales a partir de una escoria que contenga al metal o a un compuesto del metal, en el que la escoria fundida, que contiene al metal, es calentada en un grupo primario o secundario de fusión (1), caracterizado porque la escoria que contiene metal es calentada en un grupo de fusión primario o secundario (1) conformado como horno eléctrico de corriente alterna y la fundición es llevada luego desde el grupo de fusión primario o secundario (1) a un horno conformado como horno eléctrico de corriente continua (2), en el que se realiza una separación electrolítica del metal a extraer, con lo que en el grupo de fusión primario o secundario (1) se introduce y/o se inyecta un agente reductor en forma de siliciuro de calcio (CaSi), carburo de calcio (CaC2), ferrosilicio (FeSi), y/o aluminio (Al).

Description

Procedimiento para la extracción continua o discontinua de un metal o de varios metales a partir de una escoria que contenga el metal o un compuesto del metal.
\global\parskip0.940000\baselineskip
La presente invención hace referencia a un procedimiento para la extracción continua o discontinua de un metal o de varios metales a partir de una escoria que contenga el metal o a un compuesto del metal, en el que la escoria fundida, que contenga al metal, es calentada en un grupo primario o secundario de fusión.
Al fundir concentrados de cobre se obtiene mata de cobre y escoria. La escoria contiene tanto cobre en forma disuelta, como también en forma de inclusiones de mata transformadas de forma mecánica. Existen dos procedimientos esencialmente diferentes para la limpieza de la escoria. La separación de la escoria por flotación después del enfriamiento brusco, la trituración y la reducción pirometalúrgica de la escoria líquida.
La limpieza pirometalúrgica de escoria o la fundición de concentrados generalmente se realiza en tres variantes,
a saber:
1)
en un horno de fusión de arco de CA por reducción con coque y electrodos, precalentamiento de la escoria y sedimentación,
2)
en hornos rotativos horizontales cilíndricos por inyección de un agente reductor, por ejemplo en un horno de limpieza de escoria tipo Teniente,
3)
en un convertidor vertical con inyección de un agente reductor, por ejemplo proceso TBRC o Isasmelt, Ausmelt o similar.
La limpieza de la escoria requiere la reducción de magnetita para liberar las inclusiones suspendidas y posibilitar el depósito de las mismas y permitir la co-reducción de óxido cuproso.
La limpieza de escoria más utilizada en hornos de fusión de arco de CA requiere de un horno grande debido al tiempo de reducción y sedimentación necesario, que es de 3 a 8 horas. Esta ocasiona un consumo de energía específico relativamente alto debido a la gran influencia específica de las pérdidas de calor. La limpieza de escoria en un horno de fusión de arco se realiza como un proceso por lotes o semicontinuo. La flexibilidad del horno de fusión de arco en cuanto a su regulación de temperatura permite un correcto precalentamiento de la escoria. Sin embargo, la formación de inclusiones de cobre metálicas dispersas como producto de la reducción de óxido cuproso, junto con una parte de pequeñas inclusiones de mata de cobre limitan la separación de fases y una recuperación suficiente de cobre.
Un procedimiento para la recuperación de metales de escorias que contengan metales, especialmente de escorias de hierro y cobre en un horno de fundición se conoce de la US 4,110,107. La escoria fundida se coloca en un horno de fusión de arco en el que tiene lugar una refundición. Se utiliza una unidad de inyección de carbono para introducir carbono en el área de base del baño de fundición. En el baño también se introduce un agente de escorificación, como por ejemplo CaO. Después de la reducción, el metal es retirado del horno.
Un procedimiento similar para la recuperación de, especialmente, níquel y una mezcla de níquel y cobre de una fusión de escoria se conoce de la US 4,036,636. Allí se reduce magnetita en la escoria con materiales que contienen carbono. Para ello se mezcla la escoria con un agitador mecánico mientras se realiza la reducción de la escoria.
De la WO 01/49890 A1 se conoce un procedimiento para la fabricación de cobre blister directamente a partir de concentrado de sulfato de cobre, en el que, en una cuba de reacción y oxigenándolo, el cobre es extraído de mata de cobre finamente molida y enfriada. La oxigenación se realiza suministrando aire enriquecido con oxígeno, con lo que el contenido de oxígeno es al menos de un 50%. El cobre blister, también llamado "cobre ampollado", es un cobre con burbujas no refinado. En estado de fusión, el cobre posee una mayor fuerza disolvente para gases que el metal sólido. Al solidificarse los gases se separan dentro del cobre en forma de pequeñas burbujas (inglés: blister).
La US 4,060,409 muestra un sistema pirometalúrgico con el que el material puede ser mantenido en estado fundido. El sistema presenta un recipiente para la recepción del material, con lo que el interior del recipiente presenta una cantidad de celdas de igual tamaño. Además, se encuentra prevista una gran cantidad de agitadores mecánicos para poder remover el material fundido.
La US 6,436,169 revela un procedimiento para operar un horno de fundición de cobre, con lo que se añade una sustancia férrea con más del 80 por ciento en peso de hierro y que presenta una densidad de entre 3,0 y 8,0; el diámetro de las partículas es de entre 0,3 y 15 milímetros. A la sustancia férrea se agrega escoria de cobre con contenido de hierro. Luego se realiza una reducción de Fe_{3}O_{4} a FeO.
También la US 5,765,489 y la WO 2006/131372 A1 revelan procedimientos pirometalúrgicos para la extracción de metal.
Un dispositivo para el tratamiento metalúrgico continuo del cobre se conoce de la EP 0 487 032 B1. Esta presenta un horno de fundición para la fundición y la oxidación de concentrado de cobre para generar una mezcla de mata y escoria. Además se encuentra previsto un horno de separación para la separación de la mata de la escoria. En un horno de conversión se oxida la mata separada de la escoria para la obtención de cobre bruto. El horno de fundición, el horno de separación y el horno de conversión se encuentran conectados por elementos para que la colada de fundición fluya. Para refinar el cobre en el horno de conversión se prevén hornos anódicos.
La unión entre el horno de conversión y los hornos anódicos se logra a través de elementos para que fluya el cobre bruto.
De la EP 0 487 031 B1 resulta un procedimiento para la fundición continua de cobre. También aquí se encuentran previstos un horno de fundición, un horno de separación y un horno de conversión, que se encuentran conectados entre sí con elementos de unión para el flujo. Además se prevén hornos anódicos que se encuentran conectados con el horno de conversión a través de uniones para el flujo. El concentrado de cobre es introducido en el horno de fundición, en donde se realiza la fundición y la oxidación del concentrado para la fabricación de una mezcla de mata cruda y escoria. A continuación, la mezcla de mata cruda y escoria es introducida al horno de separación, en el que se realiza una separación de la mata cruda de la escoria. Entonces la mata cruda separada de la escoria es llevada al horno de conversión, dónde es oxidado para la fabricación de cobre bruto. El cobre bruto fluye entonces hacia uno de los hornos anódicos, en donde se fabrica el cobre.
Los procedimiento antes conocidos para la extracción de un metal de una escoria que contiene metal aún requieren de un perfeccionamiento en lo que respecta a su eficiencia.
Es por ello que es tarea de la invención poner a disposición un procedimiento mejorado para la recuperación de metales, especialmente cobre, a partir de escorias.
La solución de esta tarea mediante la invención se encuentra caracterizada porque la escoria que contiene metal es calentada en un grupo de fusión primario o secundario conformado como horno eléctrico de corriente alterna y la fundición es llevada luego desde el grupo de fusión primario o secundario a un horno conformado como horno eléctrico de corriente continua, en el que se realiza una separación electrolítica del metal a extraer, con lo que en el grupo de fusión primario o secundario se introduce y/o se inyecta un agente reductor en forma de siliciuro de calcio (CaSi), carburo de calcio (CaC_{2}), ferrosilicio (FeSi), y/o aluminio (Al).
Como grupo de fusión primario o secundario preferentemente se implementa un horno de fusión de arco.
El material a extraer es preferentemente cobre (Cu), que se encuentra en una escoria cuprosa. Pero también es posible que el material a extraer sea plomo (Pb), cinc (Zn), platino (Pt), cromo (Cr) o níquel (Ni).
En el grupo de fusión primario o secundario conformado como horno eléctrico de corriente alterna se puede realizar reducción previa u oxidación de la escoria o de concentrados de metal y una separación de mata de metal o un compuesto de metal, especialmente de mata de cobre, con lo que en el segundo horno conformado como horno eléctrico de corriente continua se realiza una profunda reducción de escoria y una eliminación de inclusiones.
En el segundo horno, conformado como horno eléctrico de corriente continua, también se puede realizar una agitación electromagnética de la fundición durante la extracción del metal. Para la generación de la agitación electromagnética puede actuar al menos un electroimán sobre la fundición que se encuentra en el segundo horno. Pero también se puede prever, que para la generación de la agitación electromagnética actúe al menos un imán permanente sobre la fundición que se encuentra en el segundo horno. El al menos un imán genera, preferentemente, un campo magnético de entre 50 y 1.000 gauss, con lo que el campo magnético abarca al menos una parte de la sección transversal de la fundición y del área de los electrodos en el segundo horno.
Durante el calentamiento, en el grupo de fusión primario o secundario también se puede añadir coque como agente reductor.
Sobre la superficie de la fundición en el segundo horno se puede añadir material que contenga carbono, especialmente coque, de manera que se conforme una capa del material que contiene carbono con un espesor esencialmente constante, con lo que la capa, que actúa como ánodo, está en contacto con una conexión eléctrica. Además se puede prever, que en el área de base debajo de la fundición en el segundo horno se mantenga una capa de mata de metal o de aleación de metal, especialmente de mata de cobre, con un espesor esencialmente constante, con lo que la capa, que actúa como cátodo, está en contacto con una conexión eléctrica.
La presente invención propone entonces una reducción de escoria de dos fases y la eliminación del metal (preferentemente del cobre) en dos hornos de fusión de arco, con lo que se prevén los agentes reductores específicos que permiten una reducción especialmente buena. El primer horno, el horno de fusión de arco de corriente trifásica, sirve para la reducción previa de la escoria y para la separación de mata de metal (mata de cobre), seguida de una profunda reducción de escoria y una eliminación de inclusiones en un horno de reducción de canal de CC con agitación electromagnética. La implementación de agitación electromagnética, que mejora la transición de la materia a la superficie de reducción y la coalescencia de las inclusiones, junto con la electrólisis de la escoria y fenómenos electroquinéticos, posibilitan una limpieza efectiva de la escoria y una alta recuperación de metal, especialmente cobre.
\global\parskip1.000000\baselineskip
En los dibujos se representa un ejemplo de ejecución de la invención. Estos muestran:
Fig. 1 una representación esquemática de un grupo de fusión primario o secundario en forma de un horno de fusión de arco de corriente trifásica y de un horno de reducción de canal de CC posconectado y
Fig. 2a y
Fig. 2b la vista frontal en corte y la vista lateral en corte del horno de reducción de canal de CC para la profunda reducción de la escoria y la eliminación de inclusiones utilizando un lecho de coque y mata de cobre líquido como electrodos.
En la fig. 1 se puede ver un grupo de fusión primario o secundario 1 en forma de un horno de corriente alterna, al que se conecta un segundo horno 2 en forma de un horno de corriente continua. La fundición de escoria de cobre preparada en el horno 1 es conducida a través de un elemento de unión 8 en forma de un canal de fundición (también posible en forma de un horno cuadrado) hacia el segundo horno 2.
En el primer horno 1, y particularmente en la fundición de escoria que se encuentra en ese horno, se sumergen dos electrodos 9 y 10 en forma de electrodos de grafito, que se encuentran conectados a una fuente de corriente alterna 11.
De acuerdo al tipo del grupo de fusión primario y/o secundario 1 las escorias contienen
-
gotitas de metal como por ejemplo en el caso de los procesos de ferroaleación (por ejemplo procesos de fabricación de FeNi, FeMn, FeCr, FeNb y TiO_{2}),
-
metales en forma silfídica u oxídica, para lo cual IsaSmelt, Aussmelt, Outokumpu o TBRC funcionan como fundidores primarios,
-
metales y aleaciones de metales, que se generan como productos durante el procesamiento de materiales de implementación oxídica, por ejemplo desde un horno eléctrico o un horno de cuba.
\vskip1.000000\baselineskip
El segundo horno 2 posee una entrada para escoria 16 para la escoria 15, así como una salida para escoria 17. En el segundo horno 2 se encuentran dos electrodos 4 y 5, que se encuentran conformados en forma de placas. Ambos electrodos 4, 5 se encuentran acoplados a una fuente de corriente continua 12 a través de conexiones eléctricas, en forma de un electrodo de contacto de grafito 6 o 7. El electrodo superior 6, que se encuentra en posición horizontal, se encuentra conectado al polo positivo de la fuente de corriente continua 12 y sirve como ánodo. De manera correspondiente, el electrodo inferior 5, que también se encuentra en posición horizontal, se encuentra conectado al polo negativo de la fuente de corriente continua 12 y sirve así como cátodo. El cobre es extraído a través de un proceso electrolítico.
Como se puede observar en la fig., el segundo horno 2 se encuentra conformado como horno de canal. En los laterales se encuentran dispuestas las bobinas eléctricas 13 y 14 alrededor de núcleos metálicos, que de ésta manera forman electroimanes 3. Con estos imanes se genera un efecto de agitación electromagnético, que agita la fundición en el segundo horno 2, véase abajo.
Una característica esencial es que la escoria, que contiene metal, es calentada en el horno eléctrico de corriente alterna 1 y que luego la fundición es llevada desde el horno 1 hacia el horno 2, conformado como horno eléctrico de corriente continua, en el que se realiza una separación electrolítica del metal a extraer, que se puede presentar, por ejemplo, como sulfuro u óxido. Para ello en el horno 1 se introduce o se inyecta un agente reductor en forma de siliciuro de calcio (CaSi), carburo de calcio (CaC_{2}), ferrosilicio (FeSi), aluminio (Al) y/o gases de reducción.
Durante la reducción tiene lugar un proceso que en si es conocido y que - en el ejemplo no conforme a la invención de la adición de coque - resulta de la siguiente manera: aquí magnetita y oxido cuproso reaccionan en la escoria con el carbono de los electrodos de grafito 9, 10 y el coque agregado, conforme a las ecuaciones:
1
La reducción de óxido cuproso es limitada por la co-reducción de magnetita. Las condiciones de la co-reducción son determinadas por el equilibrio de esta reacción:
2
El contenido de cobre en la escoria fundida se encuentra entre un 2 y un 10% y el contenido de magnetita entre un 10 y un 20%, según el procedimiento de fusión y la calidad de la mata producida.
El primer paso del tratamiento de la escoria en el horno de fusión de arco de CA 1 se concentra en la reducción de magnetita en un valor de un 7 hasta un 8% y un contenido de cobre de un 0,8 hasta un 1,2%, lo que requiere un consumo de energía unificada de 50 a 70 kWh/t, según la composición original de la escoria. El grado de reducción de escoria arriba mencionado permite acortar el tiempo de reducción en aprox. un 50%, lo que corresponde a un aumento del doble en las capacidades de tratamiento del horno. La escoria es trasegada de manera continua o en intervalos regulares hacia el segundo horno de reducción de canal 2 de CC (horno de corriente continua).
El lecho de coque 4 sobre la superficie de la escoria, con el que el electrodo de grafito 6 establece el contacto hacia la fuente de corriente continua 12, posee la función de actuar como ánodo, y la mata líquida 5, que se encuentra en contacto con el bloque de grafito 7, es un cátodo en el horno de reducción de canal de CC 2.
Del lado de la entrada del horno se encuentran dispuestos dos bloques de imán permanente en la ventana del recipiente del horno, más precisamente a mitad de la altura de la capa de escoria. La interacción de un campo magnético horizontal, no homogéneo con un campo eléctrico vertical constante no homogéneo induce el gradiente de la fuerza de Lorentz que actúa sobre la escoria.
La fuerza de Lorentz, que en cada volumen elemental de líquido conductivo, como por ejemplo escoria líquida, actúa en campos magnéticos cruzados constantes eléctricos y permanentes, evidentemente modifica la densidad relativa del líquido:
3
con:
\gamma_{A}
- densidad relativa aparente en N m^{-3},
\gamma
- densidad relativa en N m^{-3},
j
- densidad de corriente en un líquido en A m^{-2},
B
- inducción magnética en T.
Con la intensidad arriba mencionada en una densidad de corriente de 200 hasta 2000 A/m^{2} y una intensidad magnética de campo de 0,005 a 0.1 tesla, la velocidad de la escoria es 1 a 2 magnitudes mayor en comparación con las velocidades naturales de convección. Ésta hace que la escoria en el área del imán rote intensamente, con lo que la transición de magnetita sobre la superficie de coque es mejorada y la reducción es acelerada. En el caso de la alta temperatura de la reducción de escoria (1200 hasta 1300ºC), las reacciones en la reducción de la magnetita y la co-reducción del óxido cuproso son controladas por transición de materia, la agitación de la escoria aumenta considerablemente la velocidad de reducción.
Además, la agitación de la escoria impide la formación de líquido estancado y homogeniza la escoria. La agitación de la escoria en la primera fase del procedimiento para la eliminación de inclusiones es económica, con lo que se aumenta la probabilidad de su colisión y de su coalescencia.
El movimiento de la escoria aumenta la probabilidad de la colisión de inclusiones de mata y cobre metálica, con lo que se mejora su coalescencia y su sedimentación. La segunda parte del horno de canal 2 no experimenta un movimiento intensivo de la escoria y permite una sedimentación tranquila de las inclusiones.
Debido a la estructura de iones de la escoria líquida, la corriente continua incita la electrólisis de la escoria. La reducción catódica y la oxidación anódica resultan de la reducción de magnetita; la separación de cobre y la formación de monóxido de carbono en los electrodos corresponden a las reacciones:
4
La descomposición catódica de magnetita y la separación de cobre aumentan la velocidad total de la reducción de magnetita y la eliminación de cobre. La separación de CO como producto anódico forma otros centros de la reducción de magnetita.
La fuerza adicional que actúa sobre inclusiones metálicas como resultado de la modificación aparente de la densidad relativa de la escoria y la interacción de la corriente en el metal y del campo magnético son iguales a:
5
donde:
F_{EMB}
- fuerza ascensional en N,
j
- densidad de corriente en A/m^{2} ,
B
- inductividad de campo magnético en T,
r
- radio de la inclusión en m.
\vskip1.000000\baselineskip
La interacción del campo magnético con la carga eléctrica superficial sobre la superficie de la inclusión permite que la gota metálica se desplace a lo largo de las líneas de flujo eléctricas; la velocidad de desplazamiento, conocida como fenómeno de movimiento de la electrocapilaridad, es descrita por la fórmula de Levich:
6
donde:
v_{EM}
- velocidad de desplazamiento en m s^{-1},
\varepsilon
- carga superficial en coul m^{-2},
E
- intensidad del campo magnético en V m^{-1},
\eta_{S}
- viscosidad de la escoria en Pa s,
\kappa
- conductividad específica de la escoria en \Omega^{-1} m^{-1},
w
- resistencia de la superficie límite entre metal/escoria en \Omega m^{2}.
\vskip1.000000\baselineskip
Basándose en la densidad de carga eléctrica, la velocidad de desplazamiento del metal o de las inclusiones de mata disminuye con el radio de gota conforme a la fórmula arriba mencionada. En el caso de inclusiones más pequeñas, la velocidad de desplazamiento es considerablemente mayor que la sedimentación debido a la fuerza de gravedad.
El tratamiento de escoria en campos cruzados eléctricos y magnéticos saca provecho de una serie de fenómenos, a través de los cuales el proceso de limpieza de escoria se vuelve muy intensivo y efectivo. Una agitación electromagnética de la escoria aumenta la transición de materia, con lo que la reducción de escoria es acelerada y es fomentada la coalescencia de las inclusiones. Una electrólisis simultánea de la escoria actúa como agente reductor adicional en el caso de reducción catódica de magnetita y óxido cuproso y de formación anódica de monóxido de carbono. El desplazamiento electrocapilar de las inclusiones favorece su coalescencia y conduce a la eliminación de inclusiones de la escoria.
\vskip1.000000\baselineskip
Ejemplo no conforme a la invención:
La escoria producto de la fundición de concentrado en un grupo de fusión flash contiene un 4% Cu y 15% Fe_{3}O_{4}. La escoria es trasegada cada 3 horas y conducida al horno de fusión de arco de corriente trifásica de 9,5 MVA 1. La cantidad de producción de escoria asciende a 30 t/h, esto corresponde a un procesamiento de 90 t en cada ciclo. El consumo de coque asciende a aprox. 8 kg/t y el consumo de energía a aprox. 70 kWh/t, lo que corresponde a un consumo promedio de potencia de 6,3 MW. Después de una hora comienza la colada de la escoria en el horno de fusión de arco, por un espacio de 2 horas. La escoria con un contenido de Cu de un 1,1% y un 7% Fe_{3}O_{4} es transportada a través del canal 8 hacia el horno de fusión de arco de CC 2 con una cámara, que tiene una longitud de 4 m y un ancho de 1 m. El horno de reducción de canal para la limpieza semicontinua de escoria se encuentra representado en la fig. 2. La escoria fluye continuamente por 2 horas a través del horno de reducción de canal 2. En el caso de un nivel de escoria de 1 m, el tiempo de permanencia promedio es de aprox. 30 minutos. En el caso de pérdidas de calor del horno de 1 GJ/h el consumo de energía unificada asciende aprox. a 35 kWh/t y el consumo de potencia necesario a 1 MW. En el caso de una tensión estimada de 100 V, la intensidad de corriente es de una magnitud de 10 kA. El consumo de coque estimado es de aprox. 2 kg/t. La escoria final contiene un 0,5% de Cu y un 4% de magnetita. El consumo total de energía asciende a 105 kWh/t y el consumo de coque a 10 kg/t.
El procedimiento trabaja conforme al ejemplo de ejecución, es decir como limpieza de escoria de cobre de dos fases en hornos de fusión de arco.
Puede tener lugar una carga periódica o continua de la escoria en el primer horno de fusión de arco 1. En este primer horno 1 los electrodos de grafito o carbono son introducidos en la escoria fundida y a través de los mismos se efectúa un suministro de corriente. A la superficie de la escoria se añade coque u otro agente reductor. La regulación de la temperatura de la escoria en el horno de limpieza de escoria se realiza a través de la regulación del consumo de potencia. Finalmente tiene lugar una colada de los metales extraídos en forma de mata de cobre y de cobre
metálico.
También en el horno de canal de CC 2 puede tener lugar una colada periódica o continua de la escoria. Una corriente continua es aplicada entre la capa de coque en la superficie de la escoria, que actúa como ánodo, y la mata líquida, que actúa como cátodo. El campo magnético superpuesto, limitado espacialmente, que es generado por los electroimanes o los imanes permanentes es utilizado para poner en movimiento la escoria. Sobre la superficie de la escoria se carga coque para mantener constante el espesor de la capa de coque y para mantener condiciones de contacto favorable con los electrodos de grafito o carbono. También aquí se puede realizar una colada continua o periódica de la escoria final limpia. De la misma manera, se puede realizar de manera periódica la colada de la mata de cobre o de la mata de cobre junto con cobre metálico. Además se mantiene una capa de (cobre) - mata de cobre sobre la base del horno como cátodo líquido, con lo cual el cátodo se encuentra en contacto con un bloque de grafito. Los electrodos también pueden estar compuestos de otro material conductor de la electricidad.
La escoria de cobre puede representar a la escoria que es extraída durante la fundición de concentrados de cobre para obtener mata de cobre o directamente cobre blister, así como a la escoria que es extraída con la transformación de mata de cobre.
Como primer horno de fusión de arco 1 se puede utilizar un horno de fusión de arco de corriente trifásica CA clásico o un horno de fusión de arco de CC.
La inducción de un campo magnético generado por un imán permanente o un electroimán se encuentra preferentemente en el rango de 50 a 1.000 gauss, con lo que el campo magnético permanente cubre una parte de la sección transversal de la escoria líquida en el área del electrodo o de los electrodos en contacto con el lecho de
coque.
Como electrodos se utilizan preferentemente electrodos de grafito o carbono. El lugar de los electrodos permite que se crucen las líneas aerodinámicas y las líneas de flujo magnéticas. El posicionamiento óptimo de los electrodos conduce a que las líneas aerodinámicas transcurran de manera perpendicular a las líneas de flujo magnéticas.
Como se explicó, la capa del metal líquido o la mata de metal debajo de la escoria se encuentra en contacto con un electrodo de grafito u otro electrodo, que posee la función de cátodo; el carbono o la capa de coque en la superficie de la escoria se encuentra en contacto con un electrodo de grafito u otro electrodo, que posee la función de
ánodo.
La intensidad de la corriente continua se encuentra preferentemente en un rango de 500 y 50.000 A, dependiendo del tamaño del grupo de limpieza de escoria, de la cantidad de escoria y de la temperatura.
A pesar de que el procedimiento propuesto se utilice preferentemente para la extracción de cobre, también puede ser aplicado para otros metales como por ejemplo plomo (Pb), cinc (Zn), platino (Pt), cromo (Cr) o níquel (Ni).
Gracias a la reducción de escoria en dos fases y a la eliminación del cobre en dos hornos de fusión de arco se logra, que el primer horno de fusión de arco de corriente trifásica se utilice para la reducción previa de la escoria y la separación de mata de cobre, seguido por una reducción profunda de escoria y la eliminación de inclusiones en un horno de reducción de canal de CC con agitación electromagnética. La implementación de agitación electromagnética, que mejora la transición de la materia a la superficie de reducción y la coalescencia de las inclusiones, junto con la electrólisis de la escoria y fenómenos electroquinéticos, posibilitan una limpieza efectiva de la escoria y una alta recuperación de cobre. Es decir, que con el procedimiento propuesto - en general - es posible una reducción de óxidos de metal. En el grupo de fusión primario también se puede realizar una refundición oxídica de concentrados.
Lista de referencias
1
Grupo de fusión primario o secundario (horno de corriente alterna)
2
Segundo horno (horno de corriente continua)
3
Electroimán
4
Electrodo (ánodo)
5
Electrodo (cátodo)
6
Conexión eléctrica (electrodo de grafito)
7
Conexión eléctrica (electrodo de grafito)
8
Elemento de unión
9
Electrodo
10
Electrodo
11
Fuente de corriente alterna
12
Fuente de corriente continua
13
Bobina eléctrica
14
Bobina eléctrica
15
Escoria
16
Entrada de escoria
17
Salida de escoria

Claims (12)

1. Procedimiento para la extracción continua o discontinua de un metal o de varios metales a partir de una escoria que contenga al metal o a un compuesto del metal, en el que la escoria fundida, que contiene al metal, es calentada en un grupo primario o secundario de fusión (1), caracterizado porque la escoria que contiene metal es calentada en un grupo de fusión primario o secundario (1) conformado como horno eléctrico de corriente alterna y la fundición es llevada luego desde el grupo de fusión primario o secundario (1) a un horno conformado como horno eléctrico de corriente continua (2), en el que se realiza una separación electrolítica del metal a extraer, con lo que en el grupo de fusión primario o secundario (1) se introduce y/o se inyecta un agente reductor en forma de siliciuro de calcio (CaSi), carburo de calcio (CaC_{2}), ferrosilicio (FeSi), y/o aluminio (Al).
2. Procedimiento conforme a la reivindicación 1, caracterizado porque como grupo de fusión primario o secundario (1) se implementa un horno de fusión de arco.
3. Procedimiento conforme a la reivindicación 1 o 2, caracterizado porque el material a extraer es cobre (Cu), que se encuentra en una escoria cuprosa.
4. Procedimiento conforme a la reivindicación 1 o 2, caracterizado porque el material a extraer es plomo (Pb), cinc (Zn), platino (Pt), cromo (Cr) o níquel (Ni), que se encuentra en una escoria.
5. Procedimiento conforme a una de las reivindicaciones 1 a 4, caracterizado porque en el grupo de fusión primario o secundario (1) conformado como horno eléctrico de corriente alterna se realiza una reducción previa de la escoria y una separación de mata de metal o un compuesto de metal, especialmente de mata de cobre, y porque en el segundo horno (2) conformado como horno eléctrico de corriente continua se realiza una profunda reducción de escoria y una eliminación de inclusiones.
6. Procedimiento conforme a una de las reivindicaciones 1 a 5, caracterizado porque en el segundo horno (2), conformado como horno eléctrico de corriente continua, se realiza una agitación electromagnética de la fundición durante la extracción del metal.
7. Procedimiento conforme a la reivindicación 6, caracterizado porque para la generación de la agitación electromagnética actúa al menos un electroimán (3) sobre la fundición que se encuentra en el segundo horno (2).
8. Procedimiento conforme a la reivindicación 6, caracterizado porque para la generación de la agitación electromagnética actúa al menos un imán permanente sobre la fundición que se encuentra en el segundo horno (2).
9. Procedimiento conforme a la reivindicación 7 u 8, caracterizado porque el al menos un imán genera un campo magnético de entre 50 y 1.000 gauss y que el campo magnético abarca al menos una parte de la sección transversal de la fundición y del área de los electrodos (4, 5) en el segundo horno (2).
10. Procedimiento conforme a una de las reivindicaciones 1 a 9, caracterizado porque durante el calentamiento, en el grupo de fusión primario o secundario (1) también se añade coque como agente reductor.
11. Procedimiento conforme a una de las reivindicaciones 1 a 10, caracterizado porque sobre la superficie de la fundición en el segundo horno (2) se añade material que contiene carbono, especialmente coque, de manera que se conforme una capa del material que contiene carbono con un espesor esencialmente constante, con lo que la capa, que actúa como ánodo (4), está en contacto con una conexión (6) eléctrica.
12. Procedimiento conforme a una de las reivindicaciones 1 a 11, caracterizado porque en el área de base debajo de la fundición en el segundo horno (2) se mantiene una capa de mata de metal, especialmente de mata de cobre, con un espesor esencialmente constante, con lo que la capa, que actúa como cátodo (5), está en contacto con una conexión (7) eléctrica.
ES07819301T 2006-11-02 2007-10-25 Procedimiento para la extraccion continua o discontinua de un metal o de varios metales a partir de una escoria que contenga el metal o un compuesto del metal. Active ES2326845T3 (es)

Applications Claiming Priority (2)

Application Number Priority Date Filing Date Title
DE102006052181 2006-11-02
DE102006052181A DE102006052181A1 (de) 2006-11-02 2006-11-02 Verfahren zur kontinuierlichen oder diskontinuierlichen Gewinnung eines Metalls oder mehrerer Metalle aus einer das Metall oder eine Verbindung des Metalls enthaltenden Schlacke

Publications (1)

Publication Number Publication Date
ES2326845T3 true ES2326845T3 (es) 2009-10-20

Family

ID=38926241

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
ES07819301T Active ES2326845T3 (es) 2006-11-02 2007-10-25 Procedimiento para la extraccion continua o discontinua de un metal o de varios metales a partir de una escoria que contenga el metal o un compuesto del metal.

Country Status (20)

Country Link
US (1) US8157884B2 (es)
EP (1) EP1937859B1 (es)
JP (1) JP5128494B2 (es)
CN (1) CN101365814B (es)
AT (1) ATE434062T1 (es)
AU (1) AU2007315272B2 (es)
BR (1) BRPI0706044B1 (es)
CA (1) CA2633318C (es)
CL (1) CL2007003141A1 (es)
DE (2) DE102006052181A1 (es)
EG (1) EG25663A (es)
ES (1) ES2326845T3 (es)
MX (1) MX2008008759A (es)
NO (1) NO341678B1 (es)
PE (1) PE20070759A1 (es)
PL (1) PL1937859T3 (es)
RU (1) RU2371490C1 (es)
UA (1) UA91254C2 (es)
WO (1) WO2008052690A1 (es)
ZA (1) ZA200804573B (es)

Cited By (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
WO2015109416A1 (es) * 2014-01-23 2015-07-30 Coinfa Ltda. Producto en base a aluminio reciclado, útil en las fundiciones de la industria minera

Families Citing this family (17)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
JP5330185B2 (ja) 2009-10-08 2013-10-30 株式会社神戸製鋼所 溶融金属製造装置
CN101812586B (zh) * 2010-04-12 2011-09-28 云南祥云飞龙有色金属股份有限公司 一种高杂质低品位的置换铜渣生产氧化亚铜的方法
BR112012027312B1 (pt) 2010-04-26 2020-11-17 Hatch Ltd método de monitoração de uma camada de material de alimentação em um forno metalúrgico
JP5466619B2 (ja) * 2010-10-21 2014-04-09 株式会社神戸製鋼所 溶融金属鉄の製造装置
DE102011090072A1 (de) * 2011-12-29 2013-07-04 Sms Siemag Ag Verfahren zur Gewinnung eines Metalls aus einer das Metall enthaltenden Schlacke sowie Vorrichtung zur Gewinnung des Metalls
EP2767597B1 (en) 2012-06-27 2016-11-02 Nippon Steel & Sumitomo Metal Corporation Method of reduction processing of steel-making slag
FI125099B (fi) * 2013-03-25 2015-05-29 Outotec Oyj Menetelmä ja laitteisto platinaryhmän metallien ja ferrokromin talteen ottamiseksi kromiittimalmista, jossa on platinaryhmän metalleja
JP6300205B2 (ja) * 2013-08-29 2018-03-28 独立行政法人国立高等専門学校機構 銅製錬スラグを原料とする高純度ケイ酸質材料及びその製造方法
EP3521460A1 (en) * 2014-09-09 2019-08-07 MetOxs Pte. Ltd A system, apparatus, and process for leaching metal and storing thermal energy during metal extraction
DE102016002419A1 (de) * 2015-11-19 2017-05-24 Sms Group Gmbh Verfahren und Vorrichtung zum Reinigen von Schlacke
MX2018009615A (es) 2016-02-08 2019-05-06 Newsouth Innovations Pty Ltd Un metodo, aparato y sistema para procesar una fuente de desechos compuestos.
JP6769594B2 (ja) * 2016-05-13 2020-10-14 節 安斎 処理物処理のためのプラズマ溶融方法
CN107314672B (zh) * 2017-08-18 2023-06-06 蔚蓝(广东)新能源科技有限公司 一种密闭式熔炼炉
JP6958398B2 (ja) * 2018-02-05 2021-11-02 住友金属鉱山株式会社 樋連結構造および耐食槽
EP4001443A4 (en) * 2019-07-19 2023-01-04 Waseda University PROCEDURE FOR PGM RECOVERY
FI20195830A1 (en) * 2019-09-30 2021-03-31 Outokumpu Oy REDUCTION OVEN PARTITION SOLUTION
CN111707098A (zh) * 2020-06-28 2020-09-25 金刚新材料股份有限公司 一种用于生产陶瓷砂的串联多熔池熔体材料制备系统

Family Cites Families (17)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
JPS495691B1 (es) * 1965-03-23 1974-02-08
US4036636A (en) * 1975-12-22 1977-07-19 Kennecott Copper Corporation Pyrometallurgical process for smelting nickel and nickel-copper concentrates including slag treatment
US4060409A (en) 1976-02-23 1977-11-29 Kennecott Copper Corporation Mechanically stirred furnace for pyrometallurgical operations and processes
US4110107A (en) 1977-06-16 1978-08-29 The United States Of America As Represented By The Secretary Of The Interior Process for reducing molten furnace slags by carbon injection
US4214897A (en) * 1978-01-13 1980-07-29 Metallurgie Hoboken Overpelt Process for the extraction of non-ferrous metals from slags and other metallurgical by-products
JPS60208489A (ja) * 1984-04-03 1985-10-21 Nippon Mining Co Ltd 銅スラグからの有価金属の回収法
US4940486A (en) * 1987-05-26 1990-07-10 The University Of Toronto Innovations Foundation Process for treating liquid metals
DE3930899A1 (de) * 1989-09-15 1991-03-28 Horn Aug Soehne Verfahren und vorrichtung zur umweltschonenden beseitigung von umweltgefaehrdenden wasserloeslichen rueckstaenden
DE69124665T2 (de) 1990-11-20 1997-06-19 Mitsubishi Materials Corp Verfahren zum kontinuierlichen Schmelzen von Kupfer
MY110307A (en) 1990-11-20 1998-04-30 Mitsubishi Materials Corp Apparatus for continuous copper smelting
CH688325A5 (de) 1994-11-25 1997-07-31 Holderbank Financ Glarus Verfahren zur Aufbereitung von festen Rueckstaenden aus Muellverbrennungsanlagen und Vorrichtung zur Drchfuehrung des Verfahrens.
CA2395995C (en) 2000-01-04 2010-05-25 Outokumpu Oyj Method for the production of blister copper in suspension reactor
JP3529317B2 (ja) 2000-03-03 2004-05-24 日鉱金属株式会社 銅製錬炉の操業方法
JP4387618B2 (ja) * 2000-08-29 2009-12-16 日鉱金属株式会社 銅転炉スラグからの銅の回収方法
JP4277460B2 (ja) * 2000-10-03 2009-06-10 三菱マテリアル株式会社 分離炉の炉況監視方法と炉況監視システム、マット溶錬設備の操業方法と操業システム、及びプログラムとそれを記録した記録媒体
AT412283B (de) * 2003-05-16 2004-12-27 Voest Alpine Ind Anlagen Verfahren zum verwerten von schlacke
DE10323507A1 (de) * 2003-05-24 2004-12-09 Sms Demag Ag Verfahren zur Rückgewinnung von metallischen Elementen, insbesondere metallischem Chrom, aus metalloxidhaltigen Schlacken im Elektrolichtbogenofen

Cited By (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
WO2015109416A1 (es) * 2014-01-23 2015-07-30 Coinfa Ltda. Producto en base a aluminio reciclado, útil en las fundiciones de la industria minera

Also Published As

Publication number Publication date
EP1937859A1 (de) 2008-07-02
CN101365814A (zh) 2009-02-11
AU2007315272A1 (en) 2008-05-08
CN101365814B (zh) 2012-04-18
NO20082774L (no) 2009-06-02
UA91254C2 (ru) 2010-07-12
JP2009522450A (ja) 2009-06-11
US8157884B2 (en) 2012-04-17
CA2633318C (en) 2012-09-25
BRPI0706044B1 (pt) 2014-11-18
PL1937859T3 (pl) 2009-11-30
EG25663A (en) 2012-05-09
NO341678B1 (no) 2017-12-18
CL2007003141A1 (es) 2008-05-16
US20090249919A1 (en) 2009-10-08
BRPI0706044A2 (pt) 2011-03-22
JP5128494B2 (ja) 2013-01-23
WO2008052690A1 (de) 2008-05-08
EP1937859B1 (de) 2009-06-17
DE102006052181A1 (de) 2008-05-08
ATE434062T1 (de) 2009-07-15
DE502007000892D1 (de) 2009-07-30
AU2007315272B2 (en) 2010-11-25
PE20070759A1 (es) 2008-06-25
MX2008008759A (es) 2008-11-18
RU2371490C1 (ru) 2009-10-27
CA2633318A1 (en) 2008-05-08
ZA200804573B (en) 2009-03-25

Similar Documents

Publication Publication Date Title
ES2326845T3 (es) Procedimiento para la extraccion continua o discontinua de un metal o de varios metales a partir de una escoria que contenga el metal o un compuesto del metal.
ES2301153T3 (es) Procedimiento y dispositivo para la obtencion de un metal a partir de una escoria que contiene el metal.
US8088192B2 (en) Recovery of residues containing copper and other valuable metals
KR101639936B1 (ko) 구리 정광을 정련하는 방법 및 배열체
PL323125A1 (en) Method of and system for smelting and refining aluminium alloys, copper, brass, lead and bronze
RU2605028C2 (ru) Способ для извлечения металла из содержащего металл шлака, а также устройство для извлечения металла
BR112017022745B1 (pt) Forno para fundir e tratar metal e resíduo metálico, uso do forno e método para tratar ou fundir metal ou resíduo metálico
Degel et al. Latest results of the slag cleaning reactor for copper recovery and its potential for the PGM industry
RU126810U1 (ru) Электродуговая печь постоянного тока
PL64099B1 (es)
Grechko Gas-lifts in pyrometallurgy as technique of the future
UA50994A (uk) Тигель для плавки міді