JPS58161734A - 硫化物精鉱から金属鉛を生成する方法 - Google Patents

硫化物精鉱から金属鉛を生成する方法

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JPS58161734A
JPS58161734A JP58019014A JP1901483A JPS58161734A JP S58161734 A JPS58161734 A JP S58161734A JP 58019014 A JP58019014 A JP 58019014A JP 1901483 A JP1901483 A JP 1901483A JP S58161734 A JPS58161734 A JP S58161734A
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    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
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    • C22B5/02Dry methods smelting of sulfides or formation of mattes
    • C22B5/12Dry methods smelting of sulfides or formation of mattes by gases
    • C22B5/14Dry methods smelting of sulfides or formation of mattes by gases fluidised material

Abstract

(57)【要約】本公報は電子出願前の出願データであるた
め要約のデータは記録されません。

Description

【発明の詳細な説明】 本発明は、懸濁糟錬与法にょ9て侃化物稽鉱から実質的
に1段階で鉛を生成する方法に関するものである。
硫化鉛精鉱から始まる従来の金属鉛生成法は、焼結焙焼
およびそうして得た生成物の高炉精錬から成っている。
この方法は鈴生成業においてsO年以上も支配的であり
、今日でも世界の金属鉛生成の約80%はなおこの方法
によって行なわれている。
焼結焙焼の目的は、原料に含まれている硫黄を分離して
、高炉に供給するのく適した多孔性酸化物を得ることで
ある。高炉において、この集塊物をコークスおよび適当
なフラックスとともに還元条件下でn練し従って、鉛お
よび貴金属は金属に還元し、亜鉛および鉄は酸化物の形
で存在し、脈石および添加フラックスとともにスラグを
構成する。両工楊段階において希薄な硫黄同伴ガスおよ
びクルーダストが形成する。
多くの技術的改良にもかかわらず、前述の2段階方法に
はいくつかの欠点がある。この方法は熱の節約に関して
不利である。焼結段階においC1度を制限し低いS含有
量(約1%)および適尚なpb含有量(40〜50%)
で焼結物を生成するために、鉛精鉱および残りの供給原
料を循環低温焼結物と混合したけれはならない。豊富な
精鉱によって生じる困−を避けるため、循環物質の割合
は供給原料の2/3までである。これによって原鉱選鉱
が無用になることがある。高炉において、脈石を融解す
るのに熱が必翼であり、よってコークス紘燃料として、
かつ還元剤として必要である。
焼結焙焼/高炉処理の他に、直接錯生成法が1s@o年
代から開発されてきた。該方法において目的は、下記の
式に従って姶精鉱を直接金属鉛およびスラグに融解する
ことである。すなわちphi + o、  →pb +
go。
直接16理法は焼結焙焼法より看しく有利である。
すなわち(1)焼結工程における高い循環負荷を避ける
ことかできる。(2)精鉱中の硫化物の熱含量を利用す
ることができるので直接処理の熱の節約はより有利であ
る。(3)直接法には純粋な酸素を使用でざる。(4)
該方法からのSO!ガスは焼結法のSO,ガスより濃度
が高い、(5)汚染焼結相が排除されて作業および環境
衛生状態がより良好になる。直接錯生成法は主に1m濁
精錬あるいは注入精錬に基づいている。
注入n&I11において、一般に精錬装置として転炉式
の炉が使用される。精鉱は好ましくは、酸素もそうであ
るように融成物表面下でベレット状で供給する。1つの
代用例では、精鉱を反射炉弐の炉の屋根からペレット状
で供給することが可能であるが、使用しなければならな
い酸素は融成物に注入する。スラグの鉛含有量は石炭粉
を注入することによって低くなる。注入精錬において、
酸素および精鉱間の反応は融解相で生じる。
Lurgi Kよって開発された方法は部分的に直接法
である。すなわち精鉱を部分的に焙焼してその中のPb
8/PbO比が約IKなるようにする。この生成物を回
転炉で精錬する。その結果、約0.4%の硫黄を含有し
ている金属鉛および15〜30y、の鉛を含有している
スラグが得られる。スラグ中の鉛は、融成物に右脚な注
入することによって同じ炉装置で還元して、スラグ中i
c残っている鉛含有量が1〜2%になるようKする。
Boliムno方法においては、精練は電気炉で行ない
腋電気炉には部分的に予備焼結した鉛焼結物を電極間で
空気とともに懸濁液の形で導入する。
生成されたスラグの鉛含有量は約4%であり、鉛\ の硫黄含有量は3%である。硫黄含有蓋が高いため、鉛
は精製前に転炉でさらに処理する。電気炉において鉛の
約40%は揮発し、これを再循環させる。
出願人会社(Outokumpu ) Kよって196
0年代に開発された方法においては、鉛檀鉱は空気とと
もにam液の形でフラッシュ・スメルチング炉の反応シ
ャフト中に供給する。十分萬い温度を維持するため炉中
でさらに燃料を使用する。こ5して生成された鉛は高い
硫黄含有量を有するが、これは転化させず代わりにPb
Sの偏析のため冷却し、このPb8をスラグのPbOと
反応させて金属鉛を得る。鉛の3a%以上はフラッシュ
ースメルチング炉中で揮発する。
Kiマ0・tの方法においては、鉛精鉱を酸化し、サイ
クロンで鉛の大部分をスラグ中の酸化物の形にするのに
はるかに十分なだけ精錬する。酸化鉛は、懸濁精錬炉に
隣接する電気炉で金属状態に還元する。
00m1nooの方法(米国特許第3.1147.S 
S 5号)においては、精鉱および酸素に富むガスのI
!濁液をノズルを介して融解スラグの表面上および表面
下に吹込む。炉は硫化鉛および酸素間の反応が気相で生
じL実際の反応シャフトを有していないが、明らかに部
分酸化はここでも気相で生じる時間がある0反応は融成
物表面下で継続し、従ってその二/′ 結果、鉛に富むスラグおよび硫黄を#1とんど含有して
いない鉛が得られる。炉から酸化物の形で鉛を含有して
いるスラグのみを回収するように、精鉱中の全鉛蓋を酸
化してもよく、その場合それは電気炉で別個に還元しな
ければならない。
またWORCRムは懸濁精錬式の錯生成法について開発
作業を行なった。しかしながらこの方法にお゛いては、
酸素の一部は5/スを介して融成物中に供給する。その
結果、硫黄を含有している鉛および鉛を含有しているス
ラグが得られる。全域およびスラグ社反対方向に流れる
ようにし、よってそれらは互いに接触してお多金属中の
硫化鉛はスラグの酸化鉛と反応し、よって金属鉛を生成
する。
出願人会社(Outo&QI11puOy)は最近さら
に2つの新しい懸濁精錬法を開発した。一方の方法にお
いては、精鉱の全鉛含有量を燻蒸する。懸/iIl棺疎
/燻蒸は還元あるいは坂化によって行なうことができる
。還元精錬/燻蒸法からはP=8蒸気が得られ、この蒸
気を冷却し酸化して金属鉛を生成する。
酸化条件下ではこの方法からPbO蒸気が得られ、これ
をさらに還元によりて処理して金属鉛融成物を得る。
他方の懸濁n線法は、まず第一に、多電のスラグ形成物
質を含有している極めて少ない精鉱の場合を意図してい
る。この方法において、条理は、懸濁精錬炉においてた
だ1つの融解相が得られるように選択し、これを電気炉
でさらに処理する。
フルーダストの処理には注意を払い、゛フルーダスト中
の酸化鉛の大部分は懸濁n錬炉の吸上げシャフト中に供
給したスラグ形成物質の助けKよって融解状態で炉に戻
すことができる。
多電の鉛を含有している高品位精鉱に対して、かつ鉄お
よびスラグ形成物質の割合を低くして、懸濁精錬法に基
いた単段階方法が開発された。この方法においては、実
質的に純粋な酸素または酸素に富むガスを使用し、懸濁
精錬炉から得た金属鉛は硫黄が少なく従って中間処理無
しで精製することができる。最小量のスラグ形成物質の
結果、生成されるスラグの量は極めて少ない。最も有利
な場合、スラグ中の鉛の量は最小であるので生成される
スラグは廃スラグである。
従って本発明の目的は、懸濁精練法によりて実質的に1
段階で諺化物精鉱から金属鉛を生成する方法を提供する
ことである。
本発明の好適な実施態様を添付図面を参照して以下説明
する。
精鉱および酸素または酸素に富む空気を、7ラツシ具ス
メルテングまたFi懸濁精錬炉の屋根から精鉱バーナー
1を介して一層液の形で反応シャフトすなわち懸濁N疎
区域2中に供給する。精鉱および酸素は、精鉱中の鉛の
主要部分が金属鉛の形で得られるような割合で供給する
7ラツシエスメルチング炉中の懸濁液の方向を110度
転換した際、懸濁液中のm解/固体物質の主1IIII
I分はガスから分離して沈降タンク30座に沈降する。
沈降タンク3で懸濁液から分離した2酸化硫黄同伴ガス
は、機械的ダストおよび溶滴(例えば鉛化合物)を含有
している。
吸上げシャフトすなわち上昇流区域4は、実際は融解ダ
ストセパレータすなわち高温サイクロンから成シ、ここ
から無塵ガスが開口5を介して発生する。ガスを接線運
動させ、これによってガスに含まれた溶mFiサイクロ
ンの壁に投げつけられ通路6を介して沈降タンクに流入
する。通路6は融成物表面1の下で終わっているため、
通路6Fi下方に流れるrtttmがガスに接触しない
ように配役し九。ガスをサイクロン4に入れるための接
巌入口開口8は、融成物液面よシ上に設け、ガスが適灰
な圧力損失で可能な最高速度を有するような寸法にした
。気相中に存在する蒸気の化合物の実質的な部分をサイ
クロンの助けによって分離するために、ガスをサイクロ
ンの前に点9で冷却剤例えば水の助けによって冷却して
もよい。第4図は、例えば酸素圧力10−7 でガスを
1200 ℃から1100℃に冷却した場合、鉛の化合
物は300f/Nm3を越えて凝縮されることを示す、
これらは気相中に小渦状で残り、サイクロンの助けによ
って分離することができる。
融成物はスラグおよびその下の金属鉛層から成る。スラ
グの閂は少なく、最も有利な場合は廃棄することができ
る。しかしながら、しばしばスラグは、価値金属を回収
するため電気炉でさらに処堆しなければならない。沈降
タンク3から得た金属鉛は精製するのに適している。
従来の決結工程の錯生成法においては、硫化鉛を下記の
式に従って完全酸化する。すなわちPI)十−To、耐
PbO+80 m 前述のように、直接錯生成法においては部分酸化のみを
目的としている。すなわち PI)8 + Ox  →pb 十so。
pb−g−o系においては、S偽分圧が1気圧よシ低い
場合金属鉛は1000℃以上の温度で安定である。
形成された鉛融成物はいくらがの硫黄を含有しておシ、
鉛融成物上のPbOを含有しているスラグと平衡状態に
ある。スラグ中のPbOの童は、スラグの組成およびス
ラグ上方のガスの酸素ポテンシャルに基く。
直接錯生成法によって精製に適し九全域鉛を得たい一合
、鉛の硫黄含有量が0,1〜0.5%程度であれば有利
である。
硫黄含有量Q、5%の金属鉛と平衡状態にあるスラグは
、1200℃でPbO0形で約25%の鉛を含有してい
る。スラグ中の鉛の量は工程技術の手段によりて調節す
ることができる。すなわち、1、 工程中の温度の変化
によってスラグの鉛含有量が変化し、従って鉛含有量は
温度が増加するとともに低下し、スラグは同じ硫黄含有
量を有する金属鉛となお平衡状態にある(第3図)・2
、 スラグの組成を変えることによって、特にOaO十
y・O/aLo、比を増加させることによって、スラグ
中の鉛の量を低下させることが可能である。スラグ中の
酸化鉛をけい酸塩(pbo、 ato、 )に結合させ
る。石灰(OaO; MgOの量もCAOとして計算し
た)はPbOより強度に塩基性であるため、スラグに石
灰を添加することは、石灰をけい酸塩(Cab、 ai
ot )に結合させ酸化塩を遊離させるという効果があ
る。
反応シャフトから来る懸濁液はなお少量の硫化鉛を含有
しており、これは遊離酸化鉛を金属状態に還元する。O
aO/ Sin、比鉱約1が好都合である・λ ス5/
中の鉛を仲酸化度の変化によって左右することができる
。精製に対する金属鉛の適性は、硫黄含有量の他に金属
の銅含有量によっても影響される。精製段階で金属船中
の硫黄は硫化鋼(Ou、8)七して偏析する。精鉱中に
鋼がある場合、懸濁清錬における酸化度は銅の大部分が
金属鉛に入るように調節することができる。硫黄含有量
も高いままになるが、精製段階で除去ヂることかできる
のでこれによって損害は生じない、m化度が低い場合、
鉛の小部分はPbOに酸化されスラグになシ、よって鉛
の大部分は金属鉛として回収することができる。
上述のスラグの鉛含有量を調節する方法に加えて、沈降
タンク中のスラグを、強力な還元剤、例えば石炭粉の助
けによって、かつ(または)還元ガスの助けによって還
元することができる。またスラグは鉛、および亜鉛等の
他の非鉄金属を回収するため電気炉で処理してもよい。
電気炉で処理するスラグの量、特にその中の鉛の量に少
なく、鉛の実質的な部分は懸濁精練炉の沈降タンクで金
属鉛の形で既に得られたので、この方法は経済的である
沈降タンク中のスラグの鉛含有量が低い場合、吸熱還元
反応において必賛な熱量は小さく還元は沈降タンクで行
なうことができる。沈降タンク中のス?グの鉛含有量が
高い場合、電気炉で還元を行なうのがよシ有利である。
フラッシュスメルチング炉の沈降タンクにおいても電、
気炉においても、還元はスラグ相あるいは金属鉛相に注
入することによって行なう。電気炉を使用する場合、十
分な還元剤を注入して酸化鉛を貧有しているスラグの電
極に対する腐食効果を防止する。電気炉は継続して動作
しておシ、炉から廃スラグを流出させこれを粒状にし、
金属鉛を例えばサイホンで流出させる。
鉛生成工根の動作温度で、鉛化合物、特に硫化鉛(沸点
1337 ’)および酸化鉛(沸点1531つは高い蒸
気圧を有する。鉛化合物の蒸気圧は、温度とは別に気相
の酸素圧力にも基いている。この方法に従って、7ラツ
シ具スメルチング炉中の酸素圧力を、気体鉛化合物の量
が1100〜1300℃の温度範囲内で、iI/に小に
なる範囲内になるように調節するよう努める。第4図に
よれば、これは酸素圧力を気相で10”−j〜1o−7
内になるように調節することを示す。その場合、精鉱中
の鉛の可能な最小部分がフルーダストとともに吸上げシ
ャフト中に逃れる。
また、フラッシュスメルチング炉の吸上はシャつて、工
程中のフルーグ2ト損失を低減するよう努めた。ガスが
融解ダストセパレータすなわち高温サイクロンを通過す
る際、′ガスを接線運動させる。これによって融解状態
でガス中に存在するダストはサイクロンの壁に投げつけ
られ、そこでダストは粘着性にな)壁に沿って流れ落ち
る。高温サイクロンを通過する排ガス、およびダストを
ボイラに導入し、そこでガスを冷却する。ダストはボイ
ラおよびがイラの後に下方に続く電気フィルタから除去
し、空気作用でダストピッに送り、そこからダストを7
ラツシエスメルチング炉の反応シャフト中に供給する。
本方法に従って循環させなければならないフルーダスト
によって構成される循環負荷は低く、その中の化合物(
例えば硫酸塩)は工程の熱平衝および酸化条件にさほど
の影譬を及はさない。試験運転を行なったところ、本発
明の方法によって精鉱のほぼ全鉛含有量(90%以上)
がフンッシースメルチング炉の沈降タンクから回収され
ることがわかった。
本発明を1実施例を挙けてさらに説明する。
実施例 1000kgの精鉱をフックシ凰スメルチング炉中に供
給し、該精鉱のPbt有量は12.1%であった。精鉱
1トン当たシ107Nnt”O酸素および28.5kg
のフシックス物質を供給し、フルーダストを循環させ友
。694kgの金属鉛が7ラツシ為スメルチング炉から
流出し、PbZ5.6%を含む1112kgのスラグが
生成された。スラグ温度は1250℃であった。電気炉
からの金属鉛の硫黄含有量はQ、1%を下回シ、スラグ
の鉛含有量は2.8%であった。精鉱中に含まれ九鉛の
うち9本5%を精製のためフラッシェスメルチング炉で
回収することができ、7ラツシエスメルチング炉および
電気炉の総合収量は91.2%であった。損失は廃スラ
グになった鉛および電気炉で揮発した鉛から成った。
【図面の簡単な説明】
第1図は、本発明の方法と関連して使用する炉装置の、
第2図の−B −Bに沿った縦断面図、第2図はM1図
の線ムームに沿った断面図、第3図は異なる温度で金属
鉛の硫黄含有量とスラグの鉛含有量との関係を示し、第
4図は異なる温度で気相の酸素圧力と気相中の鉛化合物
の量との関係を示す。 1・・・・・・・・・精鉱バーナー 2・・・・・・・・・反応シャフト 3・・・・・・・・・沈降タンク 4・・・・・・・・・吸上げシャフト 5・・・・・・・・・開口 6・・・・・・・・・通路 l・・・・・・・・・融成物表向 8・・・・・・・・・入口開口。

Claims (5)

    【特許請求の範囲】
  1. (1)硫化鉛糟鉱少ら懸濁精錬法によって実質的に1段
    階で金属鉛を生成する方法芥おいて、ビ)微細に分散し
    た硫化鉛精鉱および酸素または酸素に富む空気およびフ
    ラックスを懸濁、精錬区域(2)の上部に供給して、懸
    濁液を形成した硫化鉛を硫黄含有量が0.1〜0.5重
    量%の金属鉛に酸化し、幹)沈降タンク(3)で形成す
    るスラグの鉛含有量を、1ii1.t、 ラf 中o 
    FeO+0ILO/810t(D比率および酸化度を共
    にまたは別個に調節することによって調節し、かつ(t
    たは)スラ!fを還元し、(ハ)気相のiI2I2方圧
    力ガスの鉛含有量が最小になる範囲内になるように調節
    し、に)上昇流区域(4)ニおいて、フルーダストおよ
    び溶滴を含有しているガスに対してサイクロン分離を行
    なって、フルーダストおよび融解鉛を沈降夕/り(3)
    に戻して、沈降タンクから得られる金属鉛の量が精鉱中
    に含まれた鉛量の実質的な部分になるよ5にすることを
    特徴とする上記方法。
  2. (2)スラグあるいは金属鉛相に石炭粉を注入すること
    和よって、スラグ中の酸化鉛を沈降タンク(3)で還元
    することを特徴とする特許請求のIi!囲第1項に記載
    の方法。
  3. (3)スラグ中の酸化鉛の還元は、スラグあるいは金属
    鉛相に石真粉を注入することによって電気炉で行なうこ
    とを特徴とする特許請求の範囲第1項に記載の方法。
  4. (4) 気相の敵方圧力は、温度が1100〜1300
    cであるとき1「l′〜10−の範囲内になるように調
    節することを特徴とする特許請求の範囲第1項に記載の
    方法。
  5. (5)  沈降タンクから得られる鉛の量は、精鉱中に
    含まれた鉛量の約80重量%であることを特徴とする特
    許 方法。
JP58019014A 1982-02-12 1983-02-09 硫化物精鉱から金属鉛を生成する方法 Expired JPS6045694B2 (ja)

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BR (1) BR8300758A (ja)
CA (1) CA1204598A (ja)
DE (1) DE3304884C2 (ja)
ES (1) ES519755A0 (ja)
FI (1) FI66200C (ja)
FR (1) FR2521594B1 (ja)
GB (1) GB2115010B (ja)
IT (1) IT1163088B (ja)
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YU (1) YU32783A (ja)

Families Citing this family (4)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
JPS6383294U (ja) * 1986-11-21 1988-06-01
SU1544829A1 (ru) * 1987-04-07 1990-02-23 Всесоюзный научно-исследовательский горно-металлургический институт цветных металлов Способ переработки мелкозернистых свинцовых и свинцово-цинковых медьсодержащих сульфидных концентратов
JPH04507435A (ja) * 1989-08-15 1992-12-24 パスミンコ オーストラリア リミテッド 溶融鉛への亜鉛蒸気の吸収
FI91283C (fi) * 1991-02-13 1997-01-13 Outokumpu Research Oy Tapa ja laitteisto pulverimaisen kiintoaineen kuumentamiseksi ja sulattamiseksi sekä siinä olevien haihtuvien aineosasten haihduttamiseksi suspensiosulatusuunissa

Family Cites Families (9)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CA726130A (en) * 1966-01-18 Outokumpu Oy Process for the production of metallic lead from materials containing lead oxide
US1755845A (en) * 1925-06-08 1930-04-22 Frederick T Snyder Process of and apparatus for smelting ores and recovering by-products therefrom
US3847595A (en) * 1970-06-29 1974-11-12 Cominco Ltd Lead smelting process
US4169725A (en) * 1976-04-30 1979-10-02 Outokumpu Oy Process for the refining of sulfidic complex and mixed ores or concentrates
DE2716084A1 (de) * 1977-04-12 1978-10-26 Babcock Ag Verfahren zur verfluechtigung von zink
FR2430980A1 (fr) * 1978-07-13 1980-02-08 Penarroya Miniere Metall Procede pour recuperer les metaux contenus dans les poussieres d'acieries et de hauts-fourneaux
ZA795623B (en) * 1978-11-24 1980-09-24 Metallurgical Processes Ltd Condensation of metal vapour
FI65807C (fi) * 1980-04-16 1984-07-10 Outokumpu Oy Foerfarande och anordning foer aotervinning av bly ur ett sulfidkoncentrat
SE444578B (sv) * 1980-12-01 1986-04-21 Boliden Ab Forfarande for utvinning av metallinnehall ur komplexa sulfidiska metallravaror

Also Published As

Publication number Publication date
DE3304884A1 (de) 1983-09-08
DE3304884C2 (de) 1985-07-25
IT8319516A1 (it) 1984-08-10
IT8319516A0 (it) 1983-02-10
GB2115010A (en) 1983-09-01
NL8300531A (nl) 1983-09-01
CA1204598A (en) 1986-05-20
GB8303078D0 (en) 1983-03-09
ES8403165A1 (es) 1984-03-01
BE895772A (fr) 1983-05-30
FR2521594B1 (fr) 1986-08-08
US4465512A (en) 1984-08-14
ES519755A0 (es) 1984-03-01
AU1092583A (en) 1983-08-18
AU551684B2 (en) 1986-05-08
YU32783A (en) 1985-12-31
IT1163088B (it) 1987-04-08
MX157966A (es) 1988-12-28
FI820484L (fi) 1983-08-13
JPS6045694B2 (ja) 1985-10-11
FI66200B (fi) 1984-05-31
FR2521594A1 (fr) 1983-08-19
BR8300758A (pt) 1983-11-16
GB2115010B (en) 1985-05-22
FI66200C (fi) 1984-09-10

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