FI73741C - Process for continuous production of raw cups. - Google Patents
Process for continuous production of raw cups. Download PDFInfo
- Publication number
- FI73741C FI73741C FI830991A FI830991A FI73741C FI 73741 C FI73741 C FI 73741C FI 830991 A FI830991 A FI 830991A FI 830991 A FI830991 A FI 830991A FI 73741 C FI73741 C FI 73741C
- Authority
- FI
- Finland
- Prior art keywords
- slag
- copper
- iron
- ferrite
- oxide
- 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
- C22B15/0026—Pyrometallurgy
- C22B15/0028—Smelting or converting
- C22B15/003—Bath smelting or converting
- C22B15/0041—Bath smelting or converting in converters
-
- 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
- C22B15/0002—Preliminary treatment
- C22B15/0004—Preliminary treatment without modification of the copper constituent
- C22B15/0006—Preliminary treatment without modification of the copper constituent by dry processes
-
- 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
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)
Description
: 73741: 73741
Menetelmä raakakuparin valmistamiseksi jatkuvalla prosessilla Tämä keksintö koskee raakakuparin jatkuvaa tuot-5 tamista ja tarkemmin sanoen menetelmää, jossa raakaku paria tuotetaan autogeenisesti vaiheittain ranta- ja rikkipitoisesta kuparikivestä.This invention relates to the continuous production of crude copper and, more particularly, to a process in which a pair of crude copper is produced autogenously in stages from shore and sulfur-containing copper rock.
Viime vuosina ympäristön aiheuttamat ja taloudelliset paineet ovat pakottaneet jyrkkään poikkeami-10 seen menetelmistä, joita on käytetty kuparisulatossa useita vuosikymmeniä. Kuten alan asiantuntijat tietävät, ensimmäinen vaihe raakakuparin tuotannossa on tavallisesti rikastamosta tulevan kuparirikasteen sulatus.In recent years, environmental and economic pressures have forced a sharp departure from the methods used in the copper smelter for several decades. As those skilled in the art know, the first step in the production of crude copper is usually the smelting of the copper concentrate from the concentrator.
Tähän tarkoitukseen käytetään teollisuudessa useita me-15 netelmiä. Tässä yhteydessä tunnustetaan, että autogee- niset menetelmät kuparirikasteiden sulattamiseksi ovat taloudellisimpia energiatarpeen suhteen. Esim. Inco-prosessi, jota kuvataan kirjassa "The Winning of Nickel", tekijöinä Boldt ja Queneau, Longmans Canada Limited, 20 Toronto 1967, sivuilla 245 ja 246, tuottaa kuparikiveä sekä väkevää S02~kaasua, joka otetaan talteen ja muutetaan nestemäiseksi rikkidioksidiksi.. Autogeeninen sulatus-prosessi on siten erittäin edullinen sekä taloudelliselta että ympäristön kannalta. Lisäetuna on se, että 25 Incon autogeenisessa sulatusprosessissa syntyvä kuona voidaan heittää pois aiheuttaen samalla vain hyvin alhaisia kuparihäviöitä, kun tuotetaan metallikiveä, joka sisältää jopa 55-60 % kuparia. Kuitenkin, vaikka tuote-taankin tyydyttävän laatuista metallikiveä, ongelmana 30 on edelleen sen konvertoiminen raakakupariksi . Monien vuosien ajan kuparikonverttereita on käytetty panospe-riaatteella panostaen metallikivi määräajoin konvertteriin ja sulattaen se yhdessä prosessivaiheessa raaka-kupariksi puhaltamalla siihen ilmaa tai runsaasti happea 35 sisältävää ilmaa. Sellaisessa prosessissa raakakupariksi 2 73741 konvertoitavan sulakylvyn koostumus muuttuu jatkuvasti rauta- ja rikkipitoisuuden suhteen, ja osoittautui erittäin vaikeaksi ottaa talteen syntynyt rikkidioksidi, koska täytyi käsitellä valtavia kaasumääriä ja rikki-5 dioksidipitoisuus kaasussa muuttui jatkuvasti.Several methods are used in industry for this purpose. In this context, it is recognized that autogenous methods for smelting copper concentrates are the most economical in terms of energy demand. For example, the Inco process described in "The Winning of Nickel" by Boldt and Queneau, Longmans Canada Limited, 20 Toronto 1967, pages 245 and 246, produces copper rock as well as concentrated SO 2 gas, which is recovered and converted to liquid sulfur dioxide. The autogenous smelting process is thus very advantageous both economically and environmentally. An additional advantage is that the slag generated in the 25 Inco autogenous smelting process can be discarded while causing only very low copper losses when producing metal rock containing up to 55-60% copper. However, even if a metal stone of satisfactory quality is produced, the problem 30 is still its conversion into raw copper. For many years, copper converters have been used on a batch basis, periodically charging metal rock into the converter and melting it into raw copper in one process step by blowing air or oxygen-rich air into it. In such a process, the composition of the molten bath converted to raw copper 2,73741 is constantly changing in terms of iron and sulfur content, and it proved very difficult to recover the sulfur dioxide generated because huge amounts of gas had to be treated and the sulfur-5 dioxide content in the gas changed constantly.
Kuten Biswasin ja Davenportin arikkelissa, jonka otsikkona on "Continuous Production of Blister Copper -Single Step and Multistep Processes", kirjassa Extractive Metallurgy of Copper, Pergamon Press, 1976, luvussa 11, 10 sivuilla 217-241 kerrotaan, sekä yksi- että monivahei- sia prosesseja kuparikivicn konvertoimiseksi jatkuvalla periaatteella on tutkittu. Tämä keksintö koskee monivaiheista prosessia, jossa kuparirikasteen alkusulatus metallikiven tuottamiseksi suoritetaan erillään raaka-15 kuparin jatkuvasta tuotannosta konvertterissa. KutenAs Biswas and Davenport's article entitled "Continuous Production of Blister Copper - Single Step and Multistep Processes", Extractive Metallurgy of Copper, Pergamon Press, 1976, Chapter 11, 10, pages 217-241, explains both single and multistage processes. processes for the conversion of copper rock on a continuous basis have been studied. This invention relates to a multi-stage process in which the initial smelting of copper concentrate to produce metal rock is carried out separately from the continuous production of crude copper in a converter. Like
Biswas ja Davenport korostavat, Mitsubishi-prosessi, jota kuvataan CA-patenttijulkaisuissa 952 319 ja 954 700 samoin kuin T. Naganon ja Γ. Suzukin artikkelissa, jonka otsikkona on "Commercial Operation of Mitsubishi 20 Continuous Copper Smelting and Converting Prosess" ja joka julkaistiin teoksessa Extractive Metallurgy of Copper, osa 1, luku 22, ΑΙΜΕ, 1976, sivuilla 439-457, on kaupallisesti kannattava prosessi raakakuparin tuottamiseksi jatkuvalla periaatteella. Vaikka Mitsubishi-pro-25 sessi onkin tosiaan kaupallisesti kannattava, sillä on kuitenkin haittapuolia. Merkittävimpiin haittoihin kuuluu kaiken kaikki-ferriitti-kuonan kierrättäminen konvertterista sulatusvaiheeseen. Tämä prosessin vaatimus johtaa puolestaan tarpeeseen suorittaa sulatusvaihe runsaasti 30 energiaa vaativalla tavalla. Siten pitkälle hapetettu emäksinen konvertterikuona, joka sisältää noin 15 tai 20 % CU20:a ja noin 10-20 % Ca0:a loppuosan ollessa pääasiassa magnetiittia, palautetaan kylmänä lisäyksenä sulatusuuniin. Lisäksi sulatusuunikiven laatu pidetään 35 korkeana, so. kuparipitoisuus noin 65 %:na, konvertte-Biswas and Davenport point out, the Mitsubishi process described in CA patents 952,319 and 954,700, as well as T. Nagano and Γ. Suzuki’s article, “Commercial Operation of Mitsubishi 20 Continuous Copper Smelting and Converting Process,” published in Extractive Metallurgy of Copper, Volume 1, Chapter 22, 197, 1976, pages 439-457, is a commercially viable process for producing raw copper by continuous principle. While the Mitsubishi process-25 is indeed commercially viable, it does have its drawbacks. The most significant disadvantages include the recycling of all-all ferrite slag from the converter to the smelting stage. This process requirement, in turn, results in the need to perform the smelting step in a high energy demanding manner. Thus, the highly oxidized basic converter slag, which contains about 15 or 20% CU 2 O and about 10-20% CaO, with the remainder being mainly magnetite, is returned as a cold addition to the melting furnace. In addition, the quality of the melting furnace stone is kept 35 high, i.e. copper content of about 65%, converted
IIII
3 73741 rissa syntyvän kalkki-ferriitti-kuonan määrän rajoittamiseksi, kalkkia sisältävän sulatusaineen tarpeen rajoittamiseksi sekä sulatuksen polttoainetarpeen rajoittamiseksi. Kalkki-ferriitti -konvertterikuonan palauttaminen 5 sulatusuuniin saa aikaan melko kiinteän riippuvuuden metal- likiven laadun ja tuotetun ja kierrätetyn konvertteri-kuonan määrän välille. Nämä seikat tekevät mahdottomaksi tuottaa pois heitettävää kuonaa suoraan sulatusuunista. Niinpä Mitsubishi-prosessissa käytetään kuonan 10 puhdistusuunia sulatusuunin ja konvertterin välissä.3,73741 to limit the amount of lime-ferrite slag generated, to limit the need for lime-containing flux, and to limit the fuel requirement for smelting. Returning the lime-ferrite converter slag to the 5 smelting furnaces provides a fairly solid relationship between the quality of the metal rock and the amount of converter slag produced and recycled. These factors make it impossible to produce discarded slag directly from the melting furnace. Thus, the Mitsubishi process uses 10 slag cleaning furnaces between the melting furnace and the converter.
Lisäksi Mitsubishi-prosessi ei sovellu kuparikivilie, jotka sisältävät suhteellisen korkeita nikkelipitoisuuk-sia, koska siinä ei ole nikkelin erotusta. Tästä syystä suurin osa tällä menetelmällä käsitellyn, nikkelipitoi-15 sen kuparikiven sisältämästä nikkelistä hapettuisi ja häviäisi pois heitettävän kuonan mukana, tai raakakuparin nikkelipitoisuus olisi epätoivottavan korkea, tai tapahtuisi molemmat. Esiintyisi myös nikkelioksidi-massan kerääntymistä konvertteriin, joka johtaisi ilmei-20 siin käyttövaikeuksiin.In addition, the Mitsubishi process is not suitable for copper rock slags that contain relatively high nickel contents because it has no nickel separation. Therefore, most of the nickel in the nickel-containing copper rock treated by this method would be oxidized and lost with the discarded slag, or the nickel content of the crude copper would be undesirably high, or both. There would also be an accumulation of nickel oxide mass in the converter, which would lead to obvious operational difficulties.
Alan asiantuntijat tietävät, että jatkuvassa konvertoinnissa metallikiveä syötetään konvertteriin vakio-nopeudella ja siihen puhalletaan happea sisältävää kaasua sen sisältämän raudan ja rikin hapettamiseksi. Tämä 25 jatkuvan konvertterin ominaisuus merkitsee sitä, että rikkidioksidia syntyy vakionopeudella, joka riippuu suoraan metallikiven lisäysnopeudesta. Näin ollen muodostuu vakiokoostumuksista kaasua, ja kaasun rikkidioksidipitoisuus voidaan säätää sellaiseksi, että rikkidioksidin ta-30 loudellinen talteenotto rikkihappona on helppoa.Those skilled in the art know that in continuous conversion, a metal rock is fed to the converter at a constant rate and an oxygen-containing gas is blown into it to oxidize the iron and sulfur it contains. This feature of the 25 continuous converters means that sulfur dioxide is generated at a constant rate that depends directly on the rate of addition of the metal rock. Thus, standard compositions form a gas, and the sulfur dioxide content of the gas can be adjusted so that the economical recovery of sulfur dioxide as sulfuric acid is easy.
Keksinnön mukaan raakakuparia tuotetaan kupariki-vestä jatkuvalla periaatteella käyttäen kalkki-ferriitti -kuonaa, joka liuottaa metallikivessä olevan raudan hapetuksessa syntyvät rautaoksidit ja joka jäähdytetään 35 hitaasti ja erotetaan ferromagneettiseksi jakeeksi, joka sisältää suuren osan hapettuneesta raudasta, ja epämag- < 73741 neettiseksi jakeeksi, joka sisältää suurimman osan kalkki-ferriitti-kuonan sisältämästä kalkista ja kuparista ja voidaan palauttaa prosessiin. Käsi.teltävä metallikivi voi olla peräisin mistä tahansa lähteestä, mutta edullisesti, 5 energiahäviön välttämiseksi, sitä tuotetaan sulattamalla autogeenisesti sulfidipitoisia materiaaleja, esim. sulfidi-kupari-rikasteita. Tuotettaessa kuona konvertterissa epä-mangeettinen jae voidaan kierrättää konvertterin sisältävässä suljetussa piirissä, eikä ole välttämätöntä palauttaa 10 kuonaa sulatusuuniin. Vaihtoehtoisesti raakakupariksi konvertoitava metallikivi voidaan liekkisu.Lattaa autogeenisesti, edullisesti käyttäen happea ja kuonaa muodostavia aineita, jotka on tarkoitettu tuottamaan kalkki-ferriitti-kuonaa sulatuksessa. Menetelmävaiheet on kuvattu yksityis-15 kohtaisesti patenttivaatimuksessa 1.According to the invention, crude copper is produced from copper rock on a continuous basis using lime-ferrite slag which dissolves the iron oxides formed in the oxidation of the iron in the metal rock and which is slowly cooled and separated into a ferromagnetic fraction containing a large proportion of oxidised iron and a non-magnetic contains most of the lime and copper contained in the lime-ferrite slag and can be returned to the process. The metal rock to be treated can be from any source, but preferably, in order to avoid energy loss, it is produced by autogenous smelting of sulphide-containing materials, e.g. sulphide-copper concentrates. When producing slag in a converter, the non-magnetic fraction can be recycled in a closed circuit containing the converter, and it is not necessary to return 10 slag to the melting furnace. Alternatively, the metal rock to be converted to raw copper may be flame retardant. Autogenously charged, preferably using oxygen and slag-forming agents intended to produce lime-ferrite slag in smelting. The process steps are described in detail in claim 1.
Keksinnön mukaan kuparikiveä syötetään säädetyllä nopeudella konvertterin sulakylpyyn, joka sisältää raaka-kuparimassan ja sen päällä kalkki-ferriitti-kuonakerroksen. Syötettävän metallikiven sisältämän raudan ja rikin hapet-20 tamiseen tarvittava määrä happea syötetään myös rautasi-sällön muuttamiseksi raudan oksideiksi ja rikkisisällön muuttamiseksi rikkidioksidiksi säädetyssä ajassa. Muodostuvat rautaoksidit liukenevat kuonaan, ja kalkkia, sisältävää sulatusainetta lisätään kuonan hyvän juoksevuuden säi-25 lyttämiseksi, joka kuona sisältää rauta- ja kalsiumoksidin lisäksi myös kupari (I)oksi dia Cu^O. Kuonaa ja raakakuparia poistetaan jatkuvasti tai määräajoin konvertterista, ja kuona otetaan talteen esim. suuriin muotteihin ja jäähdytetään hitaasti. Hitaasti jäähdytetty kuona jauhetaan ja 30 erotetaan magneettisesti, jolloin saadaan ferromagneettinen jae, joka sisältää suuren osan raudasta ja jonka kupari-ja kalsiumpitoisuus on alhainen, ja epämagneettinen jae, joka sisältää suurimman osan kalkista (CaO) ja kuparista sekä osan kuonan sisältämästä raudasta. Ferromagneettinen 5 73741 jae sisältää vähintään noin 40 % ja tavallisesti noin 50-70 % kuonan sisältämästä raudasta, ja se heitetään pois raudan erottamiseksi ilman mitään merkittävää tappiota kupari- tai kalkkihäviöiden vuoksi. Epämagneettinen jae voidaan koko-5 naisuudessaan palauttaa konvertteriin, jossa tapaukses sa tarvitaan ainoastaan pieniä kalkin (CaO) tai kalkkikiven (CaCO^) ylläpitolisäyksiä magneettisen jakeen mukana poistuneen pienen kalkkimäärän korvaamiseksi. Tarvittaessa voidaan käyttää magneett isen erotuksen ja vaah-10 dotuksen yhdistelmää magneettisen ja epämagneettisen ja keen erottamisen parantamiseksi. Tässä käytettynä ilmaus "hidas jäähdytys" tarkoittaa sitä, että kuona jäähdytetään noin 1250°C:n lämpötilasta noin 1000°C:n lämpötilaan suunnilleen nopeudella 0,5-5°C/min. Edullisesti 15 jäähdytysnopeus on alle 2 tai 3°C/min.According to the invention, the copper rock is fed at a controlled rate to a melt bath of the converter, which contains a raw copper mass and on top of it a layer of lime-ferrite slag. The amount of oxygen required to oxidize the iron and sulfur contained in the metal rock to be fed is also supplied to convert the iron content to iron oxides and to convert the sulfur content to sulfur dioxide within a specified time. The iron oxides formed dissolve in the slag, and a lime-containing flux is added to maintain the good flowability of the slag, which slag contains not only iron and calcium oxide but also copper (I) oxy dia Cu 2 O. The slag and crude copper are continuously or periodically removed from the converter, and the slag is recovered, e.g. in large molds, and cooled slowly. The slowly cooled slag is ground and magnetically separated to give a ferromagnetic fraction containing a large amount of iron and a low copper and calcium content and a non-magnetic fraction containing most of the lime (CaO) and copper and some of the iron contained in the slag. The ferromagnetic 5,73741 fraction contains at least about 40% and usually about 50-70% of the iron contained in the slag and is discarded to separate the iron without any significant loss due to copper or lime losses. The non-magnetic fraction can be returned in its entirety to the converter, in which case only small additions of lime (CaO) or limestone (CaCO 2) are required to replace the small amount of lime removed with the magnetic fraction. If necessary, a combination of magnetic separation and flotation can be used to improve the separation of magnetic and non-magnetic and kee. As used herein, the term "slow cooling" means that the slag is cooled from a temperature of about 1250 ° C to a temperature of about 1000 ° C at a rate of approximately 0.5-5 ° C / min. Preferably, the cooling rate is less than 2 or 3 ° C / min.
Raakakuparin pinnalla oleva kalkki-ferriitti -kuona sisältää pääasiassa kalkkia (CaO), rauta (III)oksidia (Fe20^), rauta(II)oksidia (FeO) ja Cu20:a. Kokonais-raudan (FeT) ja kalsiumoksidin painosuhde on noin 2/l:stä 20 noin 3/l:een ja saattaa olla jopa niinkin korkea kuin 4/1. Kolmiarvoisen ja kaksiarvoisen raudan painosuhteen tulee olla suunnilleen välillä 3-10, kun taas kuonan ku-parioksidipitoisuus voi olla 10 paino-%:tin ja noin 30 paino-%:tin välillä. Tyypillisesti kuonan koostumus 25 paino-%:eina voi olla 12-22 % Ca0:a, 45-55 % Fe203:a, 5-15 % Fe0:a ja 10-25 % Cu20:a. Tietyssä lämpötilassa korkea Cu20-pitoisuus vastaa yleensä korkeata kolmiarvoisen ja kaksiarvoisen raudan suhdetta.The lime-ferrite slag on the surface of the crude copper contains mainly lime (CaO), iron (III) oxide (Fe 2 O 2), iron (II) oxide (FeO) and Cu 2 O. The weight ratio of total iron (FeT) to calcium oxide is from about 2 / l to about 3 / l and can be as high as 4/1. The weight ratio of trivalent to divalent iron should be between about 3 and 10, while the copper content of the slag can be between 10% by weight and about 30% by weight. Typically, the composition of the slag in 25% by weight may be 12-22% CaO, 45-55% Fe 2 O 3, 5-15% FeO 2 and 10-25% Cu 2 O. At a given temperature, a high Cu 2 O content generally corresponds to a high ratio of trivalent to divalent iron.
Konvertterikuonan kiteytymis- ja jähmettymistapah-30 tuma on monimutkainen, eikä sitä tunneta täysin, mutta on havaittu, että hitaan jäähdytyksen ja jähmettymisen aikana kuonasta syntyy kolmeen eri pääfaasiin kuuluvia kiteitä, jotka sopivat erotukseen tavanomaisin mineraalien rikastusmenetelmin. Faasit ovat ferromagneettinen 35 oksidi spinellityyppisinc kidehiloincen, dikalsium- ___ -· !l .The crystallization and solidification event of the converter slag is complex and not fully known, but it has been found that during slow cooling and solidification, the slag forms crystals belonging to three different main phases suitable for separation by conventional mineral enrichment methods. The phases are ferromagnetic 35 oxide spinel type crystal lattice, dicalcium ___ - ·! L.
6 73741 ferriitti (Ca2Fe20,-) ja kupriitti. On osoittautunut, että käytännöllisesti katsoen kaikki rauta(II)oksidi on sitoutunut rauta(III)oksidiin Fe2®3 mu°dostaen hyvin selviä spinellikiteitä, jotka ovat koostumukseltaan lä-5 hellä magnetiittia Fe^O^. Tämän spinellin kiteytymisen seurauksena jäljelle jäävän nesteen kalkkipitoisuus (CaO-pitoisuus) kasvaa. Tämä puolestaan panee alkuun dikalsiumferriitin kiteytymisen, ja sitten kiteytyy kupriitti. Spinellin havaitaan sisältävän hyvin vähän 10 kuparia tai kalsiumia, tavallisesti alle 1 % ja 2 %, vas taavasti, kun siihen sen sijaan kerääntyy suunnilleen 50-70 % kaikesta kuonan sisältämästä raudasta. Havaitaan myös, että hitaan jäähdytyksen aikana spinelliki-teet kasvavat suurikokoisiksi, mikä edistää spinellin 15 erottumista epämagneettisista faaseista. Tämä seikka mah dollistaa raudan poistamisen kuonasta ilman merkittävien kalsium- tai kuparimäärien menettämistä. Käytännössä voidaan kohdata monenlaisia poikkeamia edellä esitetystä ideaalisesta kiteytymistapahtumasta, pääasiassa kuonan 20 koostumuksessa, erityisesti suhteissa Fe20.j/Fe0 ja6 73741 ferrite (Ca 2 Fe 2 O 2 -) and cuprite. It has been found that virtually all of the iron (II) oxide is bound to the iron (III) oxide Fe2®3 to form very clear spinel crystals close in composition to the magnetite Fe 2 O 3. As a result of this Spinell crystallization, the lime content (CaO content) of the remaining liquid increases. This in turn initiates the crystallization of dicalcium ferrite, and then cuprite crystallizes. Spinel is found to contain very little 10 copper or calcium, usually less than 1% and 2%, respectively, while instead accumulating approximately 50-70% of the total iron in the slag. It is also observed that during slow cooling, the spinel crystals grow to large sizes, which promotes the separation of the spinel 15 from the non-magnetic phases. This makes it possible to remove iron from the slag without losing significant amounts of calcium or copper. In practice, a wide variety of deviations from the ideal crystallization event described above can be encountered, mainly in the composition of the slag 20, especially in the ratios of Fe 2 O.j / Fe0 and
Fe^/CaO, tapahtuvien vaihteluiden vuoksi samoin kuin joidenkin muiden aineosien, kuten Si02in, esiintymisen vuoksi. Esimerkiksi, kun kuonan FeO-pitoisuus on pienempi kuin yksinomaan magnetiitin, dikalsiumferriitin ja kupariitin 25 saamiseksi vaadittu, kiinteistä faaseista voidaan löytää spinellin, dikalsiumferriitin ja kupriitin lisäksi joitakin muita kalsiumferriittejä, ja samoin voi käydä, jos FeT/CaO-suhde on liian korkea. Kun FeO-pitoisuus on liian alhainen ja erityisesti kun FeT/CaO-suhde on liian kor-30 kea, muodostuu kupariferriittiä CuFe02 sekä kompleksista ferriittiä, joka sisältää sekä CaO:a ja C^Ota. Pieniä määriä metallista kuparia voidaan myös todeta hitaasti jäähdytetyistä kuonista. On todettu, että kalkkikuonan piidioksidipitoisuutta tulisi säädellä huolellisesti 35 ja pitää se edullisesti niin alhaisena kuin käytännössä 7 73741 mahdollista. Joka tapauksessa kuonan piidioksidipitoi-suuden on oltava alle 5 puino-% ja edullisesti alle 2,5 %. Syynä kuonan sisältämän piidioksidin rajoittamiseen on se, että piidioksidi, jopa pieninä määrinä esiintyessään-5 kin, kiteytyy dikalsiumsiLikaattina Ca2SiO^, joka si likaatin muodostus on etusijalla Ca2Fe20j-:n muodostumiseen ja kiteytymiseen nähden. Ca2SiO^:n ensisijaisen muodostumisen tuloksena dikalsiumferriittiä ei ehkä saada ollenkaan, koska yksi painoyksikkö piidioksidia 10 liittyy lähes kahteen painoyksikköön kalkkia, ja siksiFe 2 O / CaO, as well as the presence of some other constituents such as SiO 2. For example, when the FeO content of the slag is lower than that required solely to obtain magnetite, dicalcium ferrite, and copperite, some calcium ferrites other than Spinell, dicalcium ferrite, and cuprite may be found in the solid phases, and the same may occur if the FeT / CaO ratio is too high. When the FeO content is too low, and especially when the FeT / CaO ratio is too high, copper ferrite CuFeO 2 and a complex ferrite containing both CaO and C 2 O 3 are formed. Small amounts of metallic copper can also be detected in slowly cooled slags. It has been found that the silica content of the lime slag should be carefully controlled 35 and preferably kept as low as practically possible. In any case, the silica content of the slag must be less than 5% by weight and preferably less than 2.5%. The reason for limiting the silica in the slag is that the silica, even in small amounts, crystallizes as dicalcium silicate Ca 2 SiO 2, which silicate formation takes precedence over the formation and crystallization of Ca 2 Fe 2 O 3. As a result of the primary formation of Ca 2 SiO 2, dicalcium ferrite may not be obtained at all because one unit of weight of silica is associated with almost two units of weight of lime, and therefore
Ca2SiO^:n kiteytyminen johtaa kuonamatriisin huomattavaan kulumiseen kalkin osalta tehden siten Ca2Fe20,-:n kiteytymisen mahdottomaksi. Kuluminen merkitsee myös kuonan FcT/CaO -painosuhteen nousua, joka vuorostaan johtaa 15 rautaa, kalsiumia ja kuparia sisältävien epämagneettis- ten faasien, muiden kuin edellä kerrottujen dikalsium-ferriitin ja kupriitin, muodostumiseen. Kuonan sisältämä alumiinioksidi ei kuitenkaan muuta hitaasti jäähdytetyn kuonan faasikoostumusta, niin kauan kun alumiinioksidi-20 pitoisuus pysyy alle 5 paino-%:n, koska se kiteytyy spinelliksi sekä muiksi ferriiteiksi isomorfisesti Fe202:n kanssa.Crystallization of Ca 2 SiO 2 leads to considerable wear of the slag matrix for lime, thus making crystallization of Ca 2 Fe 2 O 3 impossible. Wear also means an increase in the FcT / CaO weight ratio of the slag, which in turn leads to the formation of non-magnetic phases containing iron, calcium and copper, other than the dicalcium ferrite and cuprite described above. However, the alumina contained in the slag does not change the phase composition of the slowly cooled slag, as long as the alumina-20 content remains below 5% by weight because it crystallizes into spinel and other ferrites isomorphically with Fe 2 O 2.
Näin ollen edellä esitetystä seuraa, että epämag-neettinen jae sisältää huoneen lämpötilassa pääasiassa 25 dikalsiumferriittiä, kupriittia ja pieniä määriä metal lista kuparia. Kun tämä jae palautetaan konvertteriin, dikalsiumferriitti toimii pääasiallisena kalkkia sisältävänä sulatusaineena, joka tarvitaan konversiota varten. Epämagneettisen jakeen sisältämä kupari, joka on pääasi-30 assa kupriittina, palautetaan myös suoraan takaisin kon vertteriin, jolloin käy tarpeettomaksi tuottaa tätä kuparioksidia, yhtenä kalkki-ferriitti-kuonan pääaine-osana, konvertteriin syötettävästä metallikivestä.Thus, it follows from the above that the non-magnetic fraction contains, at room temperature, mainly 25 dicalcium ferrite, cuprite and small amounts of metallic copper. When this fraction is returned to the converter, dicalcium ferrite acts as the main lime-containing flux required for conversion. The copper contained in the non-magnetic fraction, which is mainly copper, is also returned directly to the converter, making it unnecessary to produce this copper oxide, as one of the main constituents of the lime-ferrite slag, from the metal rock fed to the converter.
Koska suurin osa kalkista ja kuparista otetaan talteen 35 hitaasti jäähdytetyistä kuonista ja palautetaan takaisin 8 73741 konvertointiuuniin, sulatusuunin toiminta tulee riippumattomaksi konvertointivaiheesta,sulatusuunikuonan kokonaismäärä laskee, konvertointivaiheen samoin kuin sulatus-vaiheen tarvitsemien sulatusaineiden kulutus laskee 5 myös, ja pois heitettävä kuona saadaan suoraan sulatus uunista .As most of the lime and copper is recovered from the 35 slowly cooled slags and returned to the 8,73741 conversion furnace, the operation of the melting furnace becomes independent of the conversion stage, the total amount of smelting furnace slag decreases, the consumption of fluxes required for the conversion stage as well as the smelting stage .
Kuten alan asiantuntijat tietävät, kuonan hitaan jäähdytyksen aikana muodostuvaa spinellimäärää säädellään pääasiassa kuonan FeO-pitoisuuden avulla.As will be appreciated by those skilled in the art, the amount of spinel formed during the slow cooling of the slag is controlled primarily by the FeO content of the slag.
10 On todettu, että spinelliksi muutettavan raudan määrää voidaan lisäksi säädellä lisäämällä nestemäiseen kuonaan pieniä määriä MgO:a. MgO:n liukoisuus kuparioksidia sisältävään kalkki-forriitti-kuonaan on todettu selvästi alle 1 painoprosentiksi konvertointilämpötilas-15 sa. Lisättäessä magnesiumoksidia nestemäiseen kuonaan muodostuu magnesiumferriitin ja rautaferriitin jähmeästä liuoksesta MgFe20^-Fe20^ primäärisiä spinellikiteitä.It has been found that the amount of iron converted to spinel can also be controlled by adding small amounts of MgO to the liquid slag. The solubility of MgO in copper oxide-containing lime-ferrite slag has been found to be well below 1% by weight at the conversion temperature. Upon addition of magnesium oxide to the liquid slag, a solid solution of magnesium ferrite and iron ferrite forms primary spinel crystals of MgFe 2 O-Fe 2 O 2.
Nämä kiteet saattavat pyrkiä erottumaan kuonasta ja laskeutumaan, ja niinpä kuonan hyvä sekoittaminen on 20 toivottavaa spinellisaostuman pitämiseksi suspendoitu- neena. Lisäämällä Mg0:a noin 1-3 %:n määrinä kuonan painosta saavutetaan toivotut tulokset. Dolomiitti on sopivin lisättävän Mg0:n lähde. Konvertterissa MgO-lisäyk-sellä saadut spinellikiteet voivat sisältää jopa 10-30 % 25 kuonan sisältämästä kokonaisraudasta. Kalkki-ferriitti -kuona on siihen suspendoituneista kiinteistä hiukkasista huolimatta riittävän juoksevaa.These crystals may tend to separate from the slag and settle, and thus good mixing of the slag is desirable to keep the spinel precipitate suspended. By adding MgO in amounts of about 1-3% by weight of the slag, the desired results are obtained. Dolomite is the most suitable source of MgO to be added. In the converter, the spinel crystals obtained by the addition of MgO can contain up to 10-30% of the total iron contained in the slag. Lime-ferrite slag is sufficiently fluid despite the solid particles suspended in it.
Kuten tiedetään, kuparikivi saattaa joissakin tapauksissa sisältää nikkeliä enemmän kuin noin 0,5 30 tai 1 paino-%. On toivottavaa, että tämä nikkeli otetaan talteen myyntikelpoisessa muodossa ja erotetaan raakakuparista, koska sillä saattaa olla epätoivottavia vaikutuksia anodiuunissa ja sen jälkeisessä elektrolyyttisessä puhdistuksessa. On todettu, että konvertoinnissa muodos-35 tuvan nikkelioksidin liukoisuus kalsiumferriittikuoniin 9 73741 on niukka. Esimerkiksi 1250°C:ssa NiO:n liukoisuus nestemäiseen kuonaan (primaarisen spinellin puuttuessa on ehkä 1 paino-% mainitusta kuonasta. Tätä suurempina pitoisuuksina nikkelioksidi muodostaa samantyyppisiä nes-5 temäiseen kuonaan suspendoituneita, ferromagneettisia, primaarisia spinellikiteitä kuin MgO. Kun sekä MgO:a ja NiO:a on läsnä, ferromagneettinen spinelli on pääasiassa kolmen komponentin, rauta-, nikkeli- ja magnesium-ferriitin (Fe^O^, NiFe204 ja MgFe-^O^), jähmeä liuos.As is known, copper rock may in some cases contain more than about 0.5% or 1% by weight of nickel. It is desirable that this nickel be recovered in a marketable form and separated from the crude copper, as it may have undesirable effects in the anode furnace and subsequent electrolytic purification. It has been found that the solubility of the nickel oxide formed in the conversion in calcium ferrite slag 9,73741 is low. For example, at 1250 ° C, the solubility of NiO in liquid slag (in the absence of primary Spinel may be 1% by weight of said slag. At higher concentrations, nickel oxide forms the same types of ferromagnetic, primary spinel crystals suspended in liquid-like slag as Mgg. and NiO is present, the ferromagnetic Spinelli is essentially a solid solution of three components, iron, nickel and magnesium ferrite (Fe 2 O 2, NiFe 2 O 4 and MgFe 2 O 2).
10 Jäähdytettäessä kuona hitaasti nikkeli kerääntyy kasva vassa määrin spinellifaasiin, jossa sitä voi olla läsnä noin 5-15 %, kun taas nikkelipitoisuudet epämagneetti-sissa faaseissa ovat paljon alempia. Esimerkiksi dikal-siumsilikaatti ja dikalsiumferriitti sisältävät tavalli-15 sesti alle 0,1 % ja 0,5 % nikkeliä, vastaavasti, kun sen sijaan monokalsiumferriitti ja jotkut muut ferriitit saattavat sisältää jopa 0,5-1,0 % nikkeliä.When cooling the slag slowly, nickel accumulates to an increasing extent in the spinel phase, where it may be present at about 5-15%, while the nickel concentrations in the non-magnetic phases are much lower. For example, dicalcium silicate and dicalcium ferrite usually contain less than 0.1% and 0.5% nickel, respectively, whereas monocalcium ferrite and some other ferrites may contain up to 0.5-1.0% nickel.
Keksinnön suuri hyöty on seurausta siitä, että konvertterissa käytettävä kalkki-ferriitti-kuona voidaan 20 kierrättää suljetusti konvertterin sisältävässä piiris sä. Kalkki-ferriitti-kuona muodostaa tien raudan ja nikkelin erottamiselle konvertteriin syötettävästä metalli-kivestä. Lisäksi raudan ja nikkelin kerääntyminen massiiviseen magneettiseen faasiin, jonka kalkkipitoisuus on 25 alhainen, mahdollistaa jokseenkin kaiken konvertterista poistuvassa kuonassa olevan kalkin takaisin saannin epä-magneettisessa faasissa. Tämä myötävaikuttaa prosessin taloudellisuuteen, sillä tarvitaan ainoastaan täydentäviä kalkki- tai dolomiittimääriä palautettaessa hitaasti 30 jäähdytetyn kuonan epämagneettinen jae konvertteriin.The great advantage of the invention is that the lime-ferrite slag used in the converter can be recycled in a closed circuit in the converter. Lime-ferrite slag forms the way to separate iron and nickel from the metal rock fed to the converter. In addition, the accumulation of iron and nickel in the low magnetic phase with a low lime content allows the recovery of almost all the lime in the slag leaving the converter in the non-magnetic phase. This contributes to the economics of the process, as only additional amounts of lime or dolomite are needed to slowly return the non-magnetic fraction of the chilled slag to the converter.
Sitä paitsi se seikkä, että konvertterista saatava emäksinen kuona voidaan käsitellä konvertterin sisältävässä suljetussa piirissä, merkitsee sitä, että sulatusuuni voi olla riippumaton itse konvertterin vaatimuksista. Koska 35 kuonaa ei tarvitse palauttaa konvertterista sulatusuuniin, 10 73741 olosuhteita sulatusuunissa voidaan säädellä konvertterista riippumattomina. Tämä merkitsee sitä, että yleensä sulatusuunissa syntyy pienempiä määriä kuonaa ja su-latusvaihe voi olla autogeeninen, mikä johtaa nergiatar-5 peen huomattavaan pienenemiseen koko raakakuparin tuotan toprosessissa. Joissakin tapauksissa saatetaan havaita edulliseksi kierrättää osa epämagneettisesta jakeesta tai jopa koko jae takaisin sulatusuuniin, erityisesti sen ollessa autogeeninen. Sulatusuunin ja konvertterin teho-10 kas erottaminen on merkittävä käytännön etu, koska häi riöt toisessa vaiheessa eivät välttämättä johda häiriöihin toisessa.Moreover, the fact that the alkaline slag from the converter can be treated in a closed circuit containing the converter means that the melting furnace can be independent of the requirements of the converter itself. Since 35 slag does not need to be returned from the converter to the melting furnace, the conditions in the melting furnace can be controlled independently of the converter. This means that, in general, smaller amounts of slag are generated in the smelting furnace and the smelting step can be autogenic, leading to a significant reduction in the energy content of the entire raw copper production process. In some cases, it may be found advantageous to recycle part or even the entire fraction back to the melting furnace, especially when it is autogenous. The separation of the power-10 of the melting furnace and the converter is a significant practical advantage, since interference in one stage does not necessarily lead to interference in the other.
Seuraavana ovat esimerkit.The following are examples.
Esimerkki 1 15 Syötettiin 1400 tonnia päivässä sulfidimateri- aalia, joka sisälsi 32,4 paino-% Cu, 1,35 paino-% Ni, 30,1 paino-% Fe ja 33,4 paino-?; S, happiliekkisulatus-uuniin ja suoritettiin autogeeninen liekkisulatus lisäten 285 tonnia päivässä kvarts i jauhetta samoin kuin 112 20 tonnia päivässä epämagneettistu jaetta, joka sisäl si 31,0 paino-" Cu, 0,5 paino-?’. Ni, 29,0 paino-% Fe , 23,5 paino-% CaO ja 2,2 paino-?? Si0.; .Example 1 1400 tonnes per day of sulphide material containing 32.4% by weight of Cu, 1.35% by weight of Ni, 30.1% by weight of Fe and 33.4% by weight of? S, in an oxygen flame melting furnace, and autogenous flame melting was performed by adding 285 tons per day of quartz powder as well as 112 20 tons per day of unmagnetized fraction containing 31.0 wt.% Of Cu, 0.5 wt. -% Fe, 23.5% by weight CaO and 2.2% by weight SiO2;
Rikasteen sulatuksen lopulliset sulat tuotteet ovat: 740 tonnia pois heitettävää silikaattikuonaa 25 ja 875 tonnia päivässä metallikiveä, joiden koostumus on seuraava, painoprosentteina:The final molten products of the concentrate smelting are: 740 tonnes of discarded silicate slag 25 and 875 tonnes per day of metal stone with the following composition, as a percentage by weight:
Cu Ni Fe s Si02 CaOCu Ni Fe s SiO 2 CaO
metallikivi 54,8 2,1 18,4 23,4 0,35 30 kuona 078 0,13 39,5 1,4 32,0 4,0metal rock 54.8 2.1 18.4 23.4 0.35 30 slag 078 0.13 39.5 1.4 32.0 4.0
Sula metallikivi konvertoidaan sitten jatkuvalla periaatteella ja autogeenisesti käyttäen runsaasti happea sisältävää ilmaa (30 % 02) ja lisäämällä 208 tonnia päivässä epämagneettista jaetta, jonka koostumus on edel-35 lä esitetty, sekä lisäämällä 40 tonnia päivässä täyden- 11 73741 nyskalkkia, joka on tarpeen rikasteen liekkisulatus-uuniin kierrätettävän epämagneettisen jakeen sisältämän CaO:n sekä magneettisen jakeen sisältämän CaO:n korvaamiseksi. Jatkuvan konvertoinnin tuloksena saadaan raaka-5 kuparia 436 tonnia päivässä ja kalkkiferriitti -kuonaa 550 tonnia päivässä, ja niiden koostumukset, painoprosentteina ovat seuraavat:The molten metal rock is then converted on a continuous basis and autogenously using oxygen-rich air (30% O 2) and adding 208 tonnes per day of the non-magnetic fraction of the above composition and adding 40 tonnes per day of the additional 11,73741 lime required for concentrate to replace the CaO contained in the non-magnetic fraction recycled to the flame melting furnace and the CaO contained in the magnetic fraction. Continuous conversion results in 436 tonnes of crude 5 copper and 550 tonnes of lime ferrite slag per day, and their compositions, in weight percent, are as follows:
Cu Ni Fe S CaO Si0~, MgOCu Ni Fe S CaO SiO 2, MgO
raakakupari 98,1 0,5 0,02 0,2 10 kalkki-fer- riitti-kuona 20,0 3,0 40,0 - 15,5 0,55 2,3crude copper 98.1 0.5 0.02 0.2 10 lime-ferrite slag 20.0 3.0 40.0 to 15.5 0.55 2.3
Kalkki-ferriitti kuona jäähdytetään hitaasti suurissa muoteissa ja sen jälkeen murskataan, jauhetaan ja erotetaan magneettisesti. Magneettisen erotuksen tulok-15 sena saadaan 320 tonnia päivässä edellä mainittua epä- magneettista jaetta ja 230 tonnia päivässä magneettista jaetta, jonka koostumus, painoprosentteina, on:Lime-ferrite slag is slowly cooled in large molds and then crushed, ground and magnetically separated. The result of the magnetic separation is 320 tonnes per day of the above-mentioned non-magnetic fraction and 230 tonnes per day of the magnetic fraction, the composition of which, as a percentage by weight, is:
Cu_ Nj _ Fe CaO MgO Si02 4,5 6,5 55,0 3,5 5,0 0,20 20 xMagneettinen jae sisältää noin 78 % siitä raudas ta ja 81 s siitä nikkelistä, joka alunperin on metalli-kivessä, ja muodostaa siten erittäin hyvän tien näiden metallien poistamiselle kuparin tuotantosyklistä. Sitä paitsi epämagneettisen jakeen määrätyn osan kierrättämi-25 sestä takaisin rikasteen happiliekkisulatusuuniin on suur ta etua, koska se mahdollistaa autogeenisen metallikiven laadun nostamisen halutulle tasolle ja vähentää tästä syystä konvertointityön ja kalkki-ferriittikuonan käsit-telytyön kokonaismäärää. Jos epämagneettista jaetta ei 30 kierrätetä sulatusuuniin, edellä mainittu rikaste voidaan tosin liekkisulattaa autogeenisesti sellaiseksi metalli-kiveksi, jonka kuparipitoisuus on korkeintaan noin 40 -45 %. Tämän metallikiven jatkuva konversio yhdistettynä konvertterikuonan epämagneettisen jakeen 100 %-iseen 35 kierrätykseen, takaisin konvertteriin tuottaa noin 1100 - ___ Τι .....Cu_ Nj _ Fe CaO MgO SiO 2 4.5 6.5 55.0 3.5 5.0 0.20 20 x The magnetic fraction contains about 78% of the iron and 81 s of the nickel originally present in the metal rock and forms thus a very good way to remove these metals from the copper production cycle. In addition, the recycling of a certain part of the non-magnetic fraction back to the oxygen flame smelting furnace is of great advantage, as it allows the quality of the autogenous metal rock to be raised to the desired level and therefore reduces the total conversion work and lime-ferrite slag treatment work. However, if the non-magnetic fraction is not recycled to the melting furnace, the above-mentioned concentrate can be flame-melted autogenously to a metal rock having a copper content of up to about 40-45%. Continuous conversion of this metal stone, combined with 100% 35 recycling of the non-magnetic fraction of the converter slag, back to the converter produces about 1100 - ___ Τι .....
12 73741 1200 tonnia päivässä kalkki-ferriitti-konvertterikuonaa. Kierrätettäessä päiväsiä 112 tonnia epämagneettisesta iakeesta (so, 35 % kokojakeesta) takaisin konvertteriin tuloksena on k aIkk i- fe rr1i 11 i-konvertterikuonan tuotan-5 to, jonka suuruus on ainoastaan 550 tonnia päivässä.12 73741 1200 tonnes per day of lime-ferrite-converter slag. Recycling 112 tonnes of non-magnetic fractions (ie 35% of the total fraction) back to the converter results in the production of 11 i-converter slags, which is only 550 tonnes per day.
Lisäksi epämagn^ettisen jakeen määrätyn osan kierrättäminen takaisin rikasteen happiliekkisulatusuuniin tarjoaa tarpeellisen tien SiOn:n erottamiseksi, jota muussa tapauksessa kerääntyy konvertterikuonaan yli 10 edellä määriteltyjen ylärajojen.In addition, the recycling of a certain portion of the non-magnetic fraction back to the oxygen flame melting furnace of the concentrate provides the necessary way to separate the SiOn that would otherwise accumulate in the converter slag above the upper limits defined above.
Edellä esitetyssä esimerkissä osoitettiin, että magneettisten jakeiden nikkelipLtoisuus voi olla melko korkea, ja siitä syystä ne voidaan käsitellä sopivasti nikkelin taiteer.saamiseksi . Seuraava esimerkki osoittaa, 15 että magneettisen jakeen nikkelipitoisuutta voidaan vie läkin nostaa.In the above example, it was shown that the nickel content of the magnetic fractions can be quite high, and therefore they can be suitably treated to obtain a nickel refractive index. The following example shows that the nickel content of the magnetic fraction can be increased.
Esimerkki 2Example 2
Sulaan metallikiveen, joka sisälsi 63,7 paino-%Molten metal rock containing 63.7% by weight
Cu, 2,2 7 paino-"·. Ni, 11,6 paino-% Fe ja 20,8 paino-% S, 20 puhallettiin ylhäältä happea ja lisättiin epämagneetti- nen jae, jonka koostumus oli 7] paino-% Cu, 27 paino-%Cu, 2.2 7% by weight of Ni, 11.6% by weight of Fe and 20.8% by weight of S, 20 were blown with oxygen from above and a non-magnetic fraction of 7% by weight of Cu was added. 27% by weight
Fe ja 27 paino-% CaC. Tuloksena syntyi raakakuparia ja kalkki-ferriitti-kuonaa suunnilleen painosuhteessa 1:1.Fe and 27% by weight CaC. The result was crude copper and lime-ferrite slag in a weight ratio of approximately 1: 1.
Tuotteiden koostumus, paino-%:eina, oli seuraava:The composition of the products, in% by weight, was as follows:
2 5 C u_ Ni Fe S CaO MgO2 5 C u_ Ni Fe S CaO MgO
raakakupari ()9,0 0,41 0,02 - - - ka 1kk i-forri it11 — kuona 34,4 3,20 27,0 0,10 12,4 1,38crude copper () 9.0 0.41 0.02 - - - ka 1 month i-hot it11 - slag 34.4 3.20 27.0 0.10 12.4 1.38
Nikkeli jakaantui siten, että noin 88 % siitä oli 30 kuonassa ja 12 % raakakuparissa. Kuona jäähdytettiin hitaasti, nopeuden ollessa noin 0,5°C/min, 1250°C:sta HC0°C:een ja noin nopeudella l°C/min 1100°C:sta 1000°C:een.The nickel was distributed so that about 88% of it was in 30 slag and 12% in crude copper. The slag was cooled slowly at a rate of about 0.5 ° C / min, from 1250 ° C to HCO 0 ° C and at a rate of about 1 ° C / min from 1100 ° C to 1000 ° C.
Sen jälkeen se jauhettiin, ja sille suoritettiin magneettinen erotus, jonka tuloksena saatiin tuotteet, joiden 35 koostumus, painoprosentteina, oli: 13 73741It was then ground and subjected to magnetic separation to give products with a composition of 35% by weight: 13,73741
Cu Mi Fe CaO MgO Si02Cu Mi Fe CaO MgO SiO2
Epämagneettinen jae 43,0 0,81 22,3 15,3 0,36 1,56 magneettinen jae 8,82 11,6 44,4 2,71 5,14 0,28Non-magnetic verse 43.0 0.81 22.3 15.3 0.36 1.56 Magnetic verse 8.82 11.6 44.4 2.71 5.14 0.28
Sen jälkeen magneettinen jae jauhettiin uudelleen 5 ja puhdistettiin magneettisesti, ja siten saatu epämag- neettisen jakeen lisäerä yhdistettiin aikaisempaan epä-magneettiseen jakeeseen. Magneettisen ja epämagneetti-sen jakeen lopullinen painosuhde oli 18,2:81,8, vastaavasti. Näiden lopullisten jakeiden koostumus, paino-%:eina, 10 oli seuraava:The magnetic fraction was then re-ground and magnetically purified, and an additional batch of the non-magnetic fraction thus obtained was combined with the previous non-magnetic fraction. The final weight ratio of magnetic to non-magnetic fraction was 18.2: 81.8, respectively. The composition of these final fractions, in% by weight, was as follows:
Cu Ni_ Fe CaO MgO Si02 epämagneettinen jae 42,7 0,84 22,4 15,1 0,37 1,52 magneettinen jae 3,82 13,0 47,9 1,85 5,70Cu Ni_ Fe CaO MgO SiO 2 non-magnetic fraction 42.7 0.84 22.4 15.1 0.37 1.52 magnetic fraction 3.82 13.0 47.9 1.85 5.70
Aineosien jakaantuminen kuonan erotuksessa saatu-15 jen lopullisten jakeiden kesken oli seuraava (o):The distribution of the constituents among the final fractions obtained in the slag separation was as follows (o):
Cu Ni Fe CaO MgO Si02 epämagneettinen jae 98,0 22,5 67,7 97,3 22,6 94,7 magneettinen jae 2,0 77,5 32,3 2,7 77,4 5,3Cu Ni Fe CaO MgO SiO 2 non-magnetic fraction 98.0 22.5 67.7 97.3 22.6 94.7 magnetic fraction 2.0 77.5 32.3 2.7 77.4 5.3
Happiliekkisulatusprosess i__ 20 Edellä keksittiöä on kuvattu jatkuvan konvertoin- tiprosessi n avulla, osua kuparikiven, jota voidaan tuottaa happiliekkisula tusta käyttäen, sisältämä rikki ja rauta hapetetaan sulan raakakuparin ja juoksevan kalkki-ferriitti-kuonan läsnäollessa. On myös havaittu, että 25 raakakuparin jatkuva tuotanto voidaan toteuttaa happi- liekkisulattamalla kiinteä hienojakoinen kuparikivi kalk-ki-ferrii tt r-kuon muo’i' c,tavj a aineita käyttäen. Happi-liekkisuratusprosessissa raudan ja rikin hapetus, jolloin muodostuu niiden oksideja ja raakakuparia, tapahtuu hyvin 30 nopeasti liekissä, jonka lämpötila on korkea. Raakaku parin ja kalkki-ferriitti-kuonan erottuminen tapahtuu liekkisulatusuunin pohjalla olevassa kylvyssä. Kuonaa ja raakakuparia voidaan poistaa jatkuvasti tai määrärajoin, k u t. e n h α1 u t a a n .Oxygen Flame Smelting Process i__ 20 The invention has been described above by means of a continuous conversion process n, the sulfur contained in a copper rock which can be produced using oxygen flame smelting, and the iron are oxidized in the presence of molten crude copper and running lime-ferrite slag. It has also been found that the continuous production of 25 crude copper can be realized by oxygen flame smelting using solid finely divided copper rock in the form of lime-ferriite slag. In the oxygen-flame bonding process, the oxidation of iron and sulfur to form their oxides and crude copper occurs very rapidly in a high temperature flame. The separation of the raw cake pair and the lime-ferrite slag takes place in the bath at the bottom of the flame melting furnace. Slag and crude copper can be removed continuously or with limited limits, such as n n h α1 u t a a n.
35 Raakakuparista erottunut kalkki-ferriitti-kuona 14 73741 jäähdytetään hitaasti, murskataan, jauhetaan ja erotetaan sitten käyttäen mineraalien rikastusmenetelmiä, kuten magneettista erotusta, jolloin saadaan magneettinen ja epänagneettinen jae, kuten edellä kuvattu raakakupa-5 rin konvertterissa tapahtuvan jatkuvan tuotannon yhtey dessä.The lime-ferrite slag 14 73741 separated from the crude copper is slowly cooled, crushed, ground and then separated using mineral enrichment methods such as magnetic separation to give a magnetic and non-magnetic fraction, as described above for continuous production in a crude copper converter.
Kuparirikasteen muutosprosessi raakakupariksi toteutetaan edullisesti vähintään kahdessa erillisessä autogeenisessa sulatusuunissa käyttäen happea palamisen 10 aikaansaamiseen. Ensimmäisessä autogeenisessa reaktoris sa kuparirikaste liekkisulatetaan kvartsijauheen kanssa, jolloin syntyy sellaista metallikiveä, jonka kuparipitoisuus tekee mahdolliseksi kuonan pois heittämisen. Metal-likivi rakeistetaan sitten autogeenisen liekkisulatuksen 15 vaatimusten täyttämiseksi tavallisesti 100 %:sesti hiuk kasiksi, jotka ovat pienempiä kuin 0,15 mm. Jauhettu metallikivi sulatetaan sitten autogeenisesti käyttäen happea ja kuonaa muodostavia aineita toisessa uunissa, jolloin syntyy raakakuparia ja kalkki-ferriitti-kuonaa.The process of converting the copper concentrate to crude copper is preferably carried out in at least two separate autogenous melting furnaces using oxygen to effect combustion. In the first autogenous reactor, the copper concentrate is melted with quartz powder to form a metal rock whose copper content allows the slag to be discarded. The metal liquor is then granulated to meet the requirements of autogenous flame smelting, usually 100%, into particles smaller than 0.15 mm. The ground metal rock is then autogenously melted using oxygen and slag-forming agents in a second furnace to form crude copper and lime-ferrite slag.
20 Koska ensimmäisessä uunissa tuotetun metallikiven määrä voi olla melko pieni suhteessa vastaavaan käsiteltävään rikastomäärään, ainoastaan yksi metallikiven liekkisula-tusuuni saattaa olla tarpeen kahta tai jopa kolmea rikasteen liekkisulatusuunia kohden.20 Since the amount of metal rock produced in the first furnace can be quite small in relation to the corresponding amount of concentrate to be processed, only one metal stone flame smelting furnace may be necessary per two or even three concentrate flame smelting furnaces.
25 Esimerkki 325 Example 3
Copper Cliff:n kuparirikaste liekkisulatettiin autogeenisesti käyttäen happea ja kvartsi jauhetta, jolloin saatiin pois heitettävää rautasilikaatti-kuonaa ja metalli kiveä, joka sisälsi 43,7 paino-% Cu, 3,54 paino-% 20 Ni, 25,6 paino-% Fe, 24,4 paino-% S ja 0,94 paino-%Copper Cliff's copper concentrate was flame melted autogenously using oxygen and quartz powder to remove discarded iron silicate slag and metal rock containing 43.7 wt% Cu, 3.54 wt% 20 Ni, 25.6 wt% Fe , 24.4% by weight S and 0.94% by weight
Si02- Tämä metallikivi märkärakeistettiin, kuivattiin ja jauhettiin sitten 100 %-isesti hiukkasiksi, jotka olivat kooltaan alle 0,15 mm (alle 100 mesh). Jauhettu metallikivi, johon oli sekoitettu lisätty, aikaisemmin 25 saatu ja takaisin kierretty epämagneettinen jae, liekki-SiO 2 - This metal rock was wet granulated, dried and then ground 100% to particles smaller than 0.15 mm (less than 100 mesh). Ground metal rock, mixed with added, previously recovered and recirculated non-magnetic fraction, flame retardant
IIII
15 73741 sulatettiin sitten happea käyttäen. Takaisin kierrätetty aine sisälsi 17,8 paino-% Cu, 32,1 paino-% CaO, 31,0 paino-% Fe ja 0,41 paino-% MgO, ja röntgendiffrak-tioanalyysin mukaan sen pääfaasina oli Ca2Fe20^ ja 5 sivufaasina C^O. Tätä takaisin kierrätettyä ainetta lisättiin määrä, joka oli 57,8 paino-% metallikivestä. Metallikiven liekkisulatus suoritettiin pienoistehdas-laitoksessa pitäen liekkitilan lämpötila noin 1350 -1450°C:ssa. Kokeen päätyttyä ainoat sulat tuotteet mag-10 nesiumoksidista valmistetussa keräyskuupassa olivat raakakupari ja kalkki-ferriitti-kuona, joilla oli seu-raava koostumus, painoprosentteina:15 73741 was then melted using oxygen. The recycled material contained 17.8% by weight of Cu, 32.1% by weight of CaO, 31.0% by weight of Fe and 0.41% by weight of MgO, and according to X-ray diffraction analysis its main phase was Ca 2 Fe 2 O 4 and 5 as the side phase C ^ O. This recycled material was added in an amount of 57.8% by weight of the metal stone. The flame smelting of the metal stone was carried out in a small-scale plant, keeping the temperature of the flame room at about 1350-1450 ° C. At the end of the experiment, the only molten products in the collection hood made of magnesium oxide were crude copper and lime-ferrite slag, having the following composition, in weight percent:
Cu Ni Fe S_ CaO Si02 MgOCu Ni Fe S_ CaO SiO2 MgO
raakakupari 97,13 1,39 0,02 0,89 - - - 15 kalkki-fer- riitti-kuona 13,4 2,24 41,6 0,059 16,5 2,13 2,72 Käytännöllisesti katsoen kaikki metallikivessä alunperin esiintynyt rikki, lukuunottamatta raakakuparin ja kuonan sisältämää rikkiä, poistui S02:na ja ke-20 rättiin pesemällä liekkitilasta poistetut kaasut emäk sisellä liuoksella.crude copper 97.13 1.39 0.02 0.89 - - - 15 lime-ferrite slag 13.4 2.24 41.6 0.059 16.5 2.13 2.72 Virtually all sulfur originally present in the metal rock , with the exception of the sulfur contained in the crude copper and slag, was removed as SO 2 and quenched by washing the degassed gases with an alkaline solution.
Nikkelistä jakaantui noin 75 % kuonaan ja 25 % raakakupariin. Kuona jäähdytettiin sitten valvotulla nopeudella, joka oli noin l°C/min. Jäähdytetyn kuonan 25 tutkiminen osoitti, että sen sisältämät kolme pääfaasia olivat nikkeli-magnesium-rauta-spinelli, dikalsiumfer-riitti (Ca2Fe20) ja kalsiumrautaferriitti (Ca^e^O^) ja sivufaaseina esiintyivät kupriitti (Cu20), metallinen kupari ja dikalsiumsilikaatti (Ca2Si04). Kuona jau-30 hettiin ja erotettiin magneettisesti, jonka seurauksena saatiin epämagneettinen jae ja magneettinen jae, joiden painosuhde oli 50,6:49,4, vastaavasti. Näiden jakeiden koostumus oli seuraava (paino-%): ___- ΤΓ^ 16 73741About 75% of the nickel was divided into slag and 25% into crude copper. The slag was then cooled at a controlled rate of about 1 ° C / min. Examination of the cooled slag 25 showed that the three main phases it contained were nickel-magnesium-iron-spinel, dicalcium ferrite (Ca 2 Fe 2 O) and calcium iron ferrite (Ca 2 E 2 O 2) and the side phases were cuprite (Cu 2 O), metallic copper and dicalcium silicate ). The slag was already 30 and separated magnetically, resulting in a non-magnetic fraction and a magnetic fraction with a weight ratio of 50.6: 49.4, respectively. The composition of these fractions was as follows (% by weight): ___- ΤΓ ^ 16 73741
Cu Ni Fe CaO Mc[0 Si02 epämagneettinen jae 24,2 0,17 27,1 26,7 0,24 3,82 magneettinen jae 3,05 4,17 56,4 5,17 5,45 0,46 Jätettäessä huomioimatta raakakupari olennaisten 5 aineosien jakaantuminen kuonan erotuksessa saatujen ja- keiden kesken oli seuraava (%):Cu Ni Fe CaO Mc [0 SiO 2 non-magnetic fraction 24.2 0.17 27.1 26.7 0.24 3.82 magnetic fraction 3.05 4.17 56.4 5.17 5.45 0.46 Ignoring crude copper The distribution of the essential 5 constituents among the fractions obtained in the slag separation was as follows (%):
Cu Ni Fe CaO MgO SiO^ epämagneettinen jae 88,7 4,7 33,5 84,1 4,5 89,3 magneettinen jae 11,3 95,3 66,5 15,9 95,5 10,7 10 Esimerkki 4Cu Ni Fe CaO MgO SiO 2 non-magnetic fraction 88.7 4.7 33.5 84.1 4.5 89.3 magnetic fraction 11.3 95.3 66.5 15.9 95.5 10.7 10 Example 4
Esimerkin 3 mukainen prosessi toistettiin muuten samoissa olosuhteissa, paitsi että hapen syöttönopeutta lisättiin 13 % esimerkissä 3 käytetystä. Raakakuparin ja kalkki-ferriitti-kuonan koostumus, painoprosentteina, 15 oli seuraava:The process of Example 3 was otherwise repeated under the same conditions, except that the oxygen feed rate was increased by 13% from that used in Example 3. The composition of the crude copper and lime-ferrite slag, in% by weight, was as follows:
Cu Ni_ Fe S_ CaO Si02 MgO raakakupari 98,4 0,83 0,02 0,16 kalkki-ferriitti -kuona 24,0 2,10 36,5 0,08 15,1 1,65 2,74 00 Hitaasti jäähdytetyn kuonan tutkimus osoitti, että sen sisältämät kolme pääfaasia olivat nikkeli-mag-nesium-rauta-spinelli, dikalsium-ferriitti ja kupriitti, kun taas sivufaaseina esiintyivät metallinen kupari, di-kalsiumsilikaatti ja samoin kuin esimerkissä 3, kalsium-25 rautaferriitti. Epämagneettisen ja magneettisen jakeen painosuhde oli 64,5:35,4, vastaavasti, ja niiden koostumus, painoprosentteina, oli seuraava:Cu Ni_ Fe S_ CaO SiO 2 MgO crude copper 98.4 0.83 0.02 0.16 Lime-ferrite slag 24.0 2.10 36.5 0.08 15.1 1.65 2.74 00 Slow-cooled slag the study showed that the three main phases it contained were nickel-magnesium-iron-Spinelli, dicalcium ferrite, and cuprite, while the side phases were metallic copper, di-calcium silicate, and, as in Example 3, calcium-25 ferrite ferrite. The weight ratio of the non-magnetic and magnetic fractions was 64.5: 35.4, respectively, and their composition, in weight percent, was as follows:
Cu Ni Fe CaO MgO SiO2 epämagneettinen jae 29,0 0,20 28,8 20,5 0,27 2,14 30 magneettinen jae 4,20 5,99 51,6 2,99 7,66 0,26Cu Ni Fe CaO MgO SiO2 non-magnetic fraction 29.0 0.20 28.8 20.5 0.27 2.14 30 magnetic fraction 4.20 5.99 51.6 2.99 7.66 0.26
Jakaantuminen, raakakuparia lukuunottamatta, oli seuraava (%):The distribution, excluding crude copper, was as follows (%):
Cu Ni Fe CaO MgO Si02 epämagneettinen jae 92,6 5,8 50,5 92,6 6,0 93,8 3'5 magneettinen jae 7,4 94,2 49,5 7,4 94,0 6,2 17 73741 Nämä esimerkit osoittavat, että tämän keksinnön mukaisesti, hidas jäähdytys ja kalkki-ferriitti-kuonien magneettinen erotus tekevät mahdolliseksi epämagneetti-sen jakeen sisältämän kuparin ja kalkin hyvän talteen-5 oton, kun sen sijaan huomattava osa raudasta samoin kuin suurin osa nikkelistä ja magnesiumoksidista kerääntyy magneettiseen jakeeseen. Epämagneettinen jae soveltuu kalkkipitoiseksi sulatusaineeksi, joka sisältää myös yhtä kalkki-ferriitti-kuonien pääaineosaa, kuparioksidia, jo-10 ten sitä ei tarvitse tuottaa syötettävän sulfidimateri- aalin sisältämästä kuparista. Nämä esimerkit osoittavat myös, että raakakuparia voidaan tuottaa tehokkaasti hienojakoisen kiinteän metallikiven liekkisulatuksella, jolloin saavutetaan monia teknisiä, taloudellisia ja ym-15 päristöetuja. Toisaalta esimerkkien 3 ja 4 tulokset osoittavat, että nikkeli ja rikki poistuvat paremmin raakakuparista sellaisen kalkki-ferriitti-kuonan avulla, jonka kuparioksidipitoisuus on korkeampi, ja että metallikiven alunperin sisältämä piidioksidi kerääntyy suurim-20 maksiosaksi epämagneettiseen jakeeseen.Cu Ni Fe CaO MgO SiO 2 non-magnetic fraction 92.6 5.8 50.5 92.6 6.0 93.8 3'5 magnetic fraction 7.4 94.2 49.5 7.4 94.0 6.2 17 73741 These examples show that, in accordance with the present invention, slow cooling and magnetic separation of lime-ferrite slags allow good recovery of the copper and lime contained in the non-magnetic fraction, while a substantial proportion of iron as well as most nickel and magnesium oxide accumulate. to the magnetic fraction. The non-magnetic fraction is suitable as a lime-containing flux, which also contains one of the main constituents of the lime-ferrite slag, copper oxide, since it does not have to be produced from the copper contained in the sulphide material to be fed. These examples also show that crude copper can be efficiently produced by flame smelting of fine solid metal rock, thereby achieving many technical, economic and other environmental benefits. On the other hand, the results of Examples 3 and 4 show that nickel and sulfur are better removed from crude copper by lime-ferrite slag with a higher copper oxide content, and that the silica originally contained in the metal rock accumulates for the most part in the non-magnetic fraction.
Alan asiantuntijat käsittävät, että tätä keksintöä voidaan käyttää monella tavalla yhdistettynä joihinkin muihin prosesseihin. Sulatusuunista ensiksi saatava metallikivi voidaan esimerkiksi konvertoida ensin osit-25 tain kvartsijauheella, ja siten tuotettu rautasilikaat- tikuona voidaan kierrättää takaisin sulatusuuniin. Runsaasti kuparia ja nikkeliä sisältävä sekundaarinen metallikivi voidaan sitten käsitellä tämän keksinnön mukaisesti, kuten edellä esimerkissä 2 kuvattiin. Tässä ta-30 pauksessa primaarinen rikasteen sulatusvaihe voi olla myös autogeeninen, jonka jälkeen metallikivi konvertoidaan kvartsijauhetta käyttäen skundaariseksi metalliki-veksi, joka konvertoidaan jatkuvalla periaatteella tämän keksinnön mukaisesti, kun taas konvertoinnin rautasili-35 kaattikuona voidaan kierrättää takaisin kuumana tai kyl- 18 73741 mänä (rakeistettuna), mikä auttaa edelleen parantamaan metallikiven laatua primaarisessa rikasteen sulatuksessa .It will be appreciated by those skilled in the art that this invention may be used in many ways in combination with some other processes. For example, the metal rock first obtained from the smelting furnace can first be partially converted into quartz powder, and the iron silicate slag thus produced can be recycled back to the smelting furnace. The copper- and nickel-rich secondary metal rock can then be treated in accordance with the present invention as described in Example 2 above. In this case, the primary concentrate smelting step may also be autogenous, after which the metal rock is converted using quartz powder to a complaint metal rock, which is converted on a continuous basis according to the present invention, while the iron silicate 35 can be recycled hot or cold ( granulated), which further helps to improve the quality of the metal rock in the primary concentrate smelting.
ilil
Claims (8)
Applications Claiming Priority (2)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
GB08208978A GB2117410B (en) | 1982-03-26 | 1982-03-26 | Process for the continuous production of blister copper |
GB8208978 | 1982-03-26 |
Publications (4)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
FI830991A0 FI830991A0 (en) | 1983-03-23 |
FI830991L FI830991L (en) | 1983-09-27 |
FI73741B FI73741B (en) | 1987-07-31 |
FI73741C true FI73741C (en) | 1987-11-09 |
Family
ID=10529314
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
FI830991A FI73741C (en) | 1982-03-26 | 1983-03-23 | Process for continuous production of raw cups. |
Country Status (5)
Country | Link |
---|---|
AU (1) | AU555740B2 (en) |
CA (1) | CA1214647A (en) |
FI (1) | FI73741C (en) |
GB (1) | GB2117410B (en) |
ZA (1) | ZA831957B (en) |
Families Citing this family (4)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CA1245058A (en) * | 1985-03-20 | 1988-11-22 | Grigori S. Victorovich | Oxidizing process for copper sulfidic ore concentrate |
JPS63225657A (en) * | 1986-10-28 | 1988-09-20 | Calp Corp | Composite polymer composition |
FI125793B (en) * | 2014-05-14 | 2016-02-15 | Outotec Finland Oy | A method for converting copper-containing material |
CN114703378A (en) * | 2022-03-10 | 2022-07-05 | 昆明理工大学 | Method for regulating slag type of pyrometallurgical copper smelting |
-
1982
- 1982-03-26 GB GB08208978A patent/GB2117410B/en not_active Expired
-
1983
- 1983-03-21 ZA ZA831957A patent/ZA831957B/en unknown
- 1983-03-23 FI FI830991A patent/FI73741C/en not_active IP Right Cessation
- 1983-03-24 AU AU12766/83A patent/AU555740B2/en not_active Expired
- 1983-03-25 CA CA000424472A patent/CA1214647A/en not_active Expired
Also Published As
Publication number | Publication date |
---|---|
FI830991A0 (en) | 1983-03-23 |
GB2117410B (en) | 1985-08-29 |
FI73741B (en) | 1987-07-31 |
FI830991L (en) | 1983-09-27 |
AU1276683A (en) | 1983-09-29 |
AU555740B2 (en) | 1986-10-09 |
GB2117410A (en) | 1983-10-12 |
ZA831957B (en) | 1983-11-30 |
CA1214647A (en) | 1986-12-02 |
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
US20070283785A1 (en) | Process for recovery of iron from copper slag | |
US4415356A (en) | Process for autogenous oxygen smelting of sulfide materials containing base metals | |
CA1245460A (en) | Oxidizing process for sulfidic copper material | |
US4615729A (en) | Flash smelting process | |
US4802917A (en) | Copper smelting with calcareous flux | |
CA3019512A1 (en) | Method for continuously converting nickel-containing copper sulphide materials | |
FI73741C (en) | Process for continuous production of raw cups. | |
SU1544829A1 (en) | Method of processing fine-grain lead and lead-zinc copper-containing sulfide concentrates | |
US4521245A (en) | Method of processing sulphide copper- and/or sulphide copper-zinc concentrates | |
FI78125B (en) | FOERFARANDE FOER BEHANDLING AV JAERNHALTIGA KOPPAR- ELLER KOPPAR / ZINKSULFIDKONCENTRAT. | |
FI119515B2 (en) | Smelting process for copper sulphide concentrate | |
JP3682166B2 (en) | Method for smelting copper sulfide concentrate | |
US4049438A (en) | Non-ferrous metal recovery from deep sea nodules | |
KR102408309B1 (en) | Method for preparing nickel matt from ferronickel having low nickel content | |
US3857701A (en) | Smelting of copper oxides to produce blister copper | |
US4108638A (en) | Process for separating nickel, cobalt and copper | |
CA1060217A (en) | Process for separating nickel, cobalt and copper | |
US3032411A (en) | Metallurgical process | |
SU1735408A1 (en) | Process for treating slags for production of heavy nonferrous metals | |
US4334924A (en) | Pyrometallurgical oxidation of molybdenum rich matte | |
JPS61531A (en) | Method for smelting copper sulfide ore | |
US2687952A (en) | Cyclic process for producing high grade synthetic manganese ores by oxidation of molten iron-manganese alloys | |
JPS62174338A (en) | Refining method for copper | |
RU2211252C2 (en) | Process of reductive-sulfidizing blast smelting of oxidized nickel ores | |
RU2094494C1 (en) | Method for processing pyrite-containing materials |
Legal Events
Date | Code | Title | Description |
---|---|---|---|
MA | Patent expired |
Owner name: INCO LIMITED |