NO153265B - Fremgangsmaate til pyrometallurgisk behandling av en charge inneholdende bly, kobber og svovel - Google Patents
Fremgangsmaate til pyrometallurgisk behandling av en charge inneholdende bly, kobber og svovel Download PDFInfo
- Publication number
- NO153265B NO153265B NO773067A NO773067A NO153265B NO 153265 B NO153265 B NO 153265B NO 773067 A NO773067 A NO 773067A NO 773067 A NO773067 A NO 773067A NO 153265 B NO153265 B NO 153265B
- Authority
- NO
- Norway
- Prior art keywords
- lead
- phase
- lump
- slag
- charge
- Prior art date
Links
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims description 27
- 229910052717 sulfur Inorganic materials 0.000 title claims description 13
- NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N Sulfur Chemical compound [S] NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N 0.000 title description 9
- 239000011593 sulfur Substances 0.000 title description 7
- 239000011133 lead Substances 0.000 claims description 81
- 239000002893 slag Substances 0.000 claims description 55
- 239000010949 copper Substances 0.000 claims description 37
- PXHVJJICTQNCMI-UHFFFAOYSA-N nickel Substances [Ni] PXHVJJICTQNCMI-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 37
- 229910052802 copper Inorganic materials 0.000 claims description 30
- 229910000967 As alloy Inorganic materials 0.000 claims description 28
- RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N Copper Chemical compound [Cu] RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 22
- 238000002844 melting Methods 0.000 claims description 22
- 230000008018 melting Effects 0.000 claims description 22
- 229910052759 nickel Inorganic materials 0.000 claims description 22
- XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N iron Substances [Fe] XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 18
- 229910052718 tin Inorganic materials 0.000 claims description 17
- 229910052725 zinc Inorganic materials 0.000 claims description 15
- 229910052785 arsenic Inorganic materials 0.000 claims description 13
- 229910017052 cobalt Inorganic materials 0.000 claims description 13
- 239000010941 cobalt Substances 0.000 claims description 13
- GUTLYIVDDKVIGB-UHFFFAOYSA-N cobalt atom Chemical compound [Co] GUTLYIVDDKVIGB-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 13
- 229910052745 lead Inorganic materials 0.000 claims description 13
- 229910052742 iron Inorganic materials 0.000 claims description 12
- 238000003723 Smelting Methods 0.000 claims description 10
- 239000000155 melt Substances 0.000 claims description 8
- 230000008569 process Effects 0.000 claims description 8
- 230000001603 reducing effect Effects 0.000 claims description 8
- 229910052797 bismuth Inorganic materials 0.000 claims description 7
- 239000002184 metal Substances 0.000 claims description 6
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 claims description 6
- 230000001590 oxidative effect Effects 0.000 claims description 5
- BPQQTUXANYXVAA-UHFFFAOYSA-N Orthosilicate Chemical compound [O-][Si]([O-])([O-])[O-] BPQQTUXANYXVAA-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 4
- 238000011084 recovery Methods 0.000 claims description 4
- 230000001105 regulatory effect Effects 0.000 claims description 4
- 229910052709 silver Inorganic materials 0.000 claims description 3
- 230000003472 neutralizing effect Effects 0.000 claims description 2
- 238000001816 cooling Methods 0.000 claims 2
- 239000012071 phase Substances 0.000 description 33
- 239000011701 zinc Substances 0.000 description 14
- VYPSYNLAJGMNEJ-UHFFFAOYSA-N Silicium dioxide Chemical compound O=[Si]=O VYPSYNLAJGMNEJ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 11
- 239000010881 fly ash Substances 0.000 description 11
- 239000000571 coke Substances 0.000 description 10
- 229910045601 alloy Inorganic materials 0.000 description 8
- 239000000956 alloy Substances 0.000 description 8
- 239000012141 concentrate Substances 0.000 description 8
- 239000007789 gas Substances 0.000 description 8
- 239000000463 material Substances 0.000 description 7
- 238000010079 rubber tapping Methods 0.000 description 7
- 238000007711 solidification Methods 0.000 description 7
- 230000008023 solidification Effects 0.000 description 7
- 235000019738 Limestone Nutrition 0.000 description 6
- 229910052787 antimony Inorganic materials 0.000 description 6
- 239000006028 limestone Substances 0.000 description 6
- 239000000203 mixture Substances 0.000 description 6
- 235000012239 silicon dioxide Nutrition 0.000 description 6
- RQNWIZPPADIBDY-UHFFFAOYSA-N arsenic atom Chemical compound [As] RQNWIZPPADIBDY-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 5
- 239000002956 ash Substances 0.000 description 5
- 229910052681 coesite Inorganic materials 0.000 description 5
- 229910052906 cristobalite Inorganic materials 0.000 description 5
- 239000000047 product Substances 0.000 description 5
- 239000000377 silicon dioxide Substances 0.000 description 5
- 229910052682 stishovite Inorganic materials 0.000 description 5
- 229910052905 tridymite Inorganic materials 0.000 description 5
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N Sulfuric acid Chemical compound OS(O)(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- ATJFFYVFTNAWJD-UHFFFAOYSA-N Tin Chemical compound [Sn] ATJFFYVFTNAWJD-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N Zinc Chemical compound [Zn] HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- -1 calcinates Substances 0.000 description 4
- 239000000428 dust Substances 0.000 description 4
- 239000007791 liquid phase Substances 0.000 description 4
- 229910017518 Cu Zn Inorganic materials 0.000 description 3
- 229910017752 Cu-Zn Inorganic materials 0.000 description 3
- 229910017943 Cu—Zn Inorganic materials 0.000 description 3
- 235000002918 Fraxinus excelsior Nutrition 0.000 description 3
- UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N Sulphide Chemical compound [S-2] UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N atomic oxygen Chemical compound [O] QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- 238000007664 blowing Methods 0.000 description 3
- 238000000605 extraction Methods 0.000 description 3
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 description 3
- 229910052760 oxygen Inorganic materials 0.000 description 3
- 239000001301 oxygen Substances 0.000 description 3
- 230000009467 reduction Effects 0.000 description 3
- 238000007670 refining Methods 0.000 description 3
- 238000005245 sintering Methods 0.000 description 3
- 239000005864 Sulphur Substances 0.000 description 2
- 230000009471 action Effects 0.000 description 2
- 239000006227 byproduct Substances 0.000 description 2
- 238000002485 combustion reaction Methods 0.000 description 2
- 230000005484 gravity Effects 0.000 description 2
- 239000012535 impurity Substances 0.000 description 2
- 239000007788 liquid Substances 0.000 description 2
- 150000002739 metals Chemical group 0.000 description 2
- 238000005453 pelletization Methods 0.000 description 2
- 238000004064 recycling Methods 0.000 description 2
- 238000000926 separation method Methods 0.000 description 2
- 239000010802 sludge Substances 0.000 description 2
- 229910007609 Zn—S Inorganic materials 0.000 description 1
- 229910000905 alloy phase Inorganic materials 0.000 description 1
- 230000009286 beneficial effect Effects 0.000 description 1
- 238000004061 bleaching Methods 0.000 description 1
- 239000003575 carbonaceous material Substances 0.000 description 1
- 239000004568 cement Substances 0.000 description 1
- 238000006243 chemical reaction Methods 0.000 description 1
- 239000003638 chemical reducing agent Substances 0.000 description 1
- 239000000567 combustion gas Substances 0.000 description 1
- TVZPLCNGKSPOJA-UHFFFAOYSA-N copper zinc Chemical compound [Cu].[Zn] TVZPLCNGKSPOJA-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 230000000694 effects Effects 0.000 description 1
- 238000007667 floating Methods 0.000 description 1
- 230000004907 flux Effects 0.000 description 1
- 239000000446 fuel Substances 0.000 description 1
- 238000010438 heat treatment Methods 0.000 description 1
- 238000011835 investigation Methods 0.000 description 1
- 238000010309 melting process Methods 0.000 description 1
- 239000007769 metal material Substances 0.000 description 1
- 239000002994 raw material Substances 0.000 description 1
- 239000004576 sand Substances 0.000 description 1
- RMAQACBXLXPBSY-UHFFFAOYSA-N silicic acid Chemical compound O[Si](O)(O)O RMAQACBXLXPBSY-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 150000003467 sulfuric acid derivatives Chemical class 0.000 description 1
- 239000000725 suspension Substances 0.000 description 1
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N water Substances O XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 230000003313 weakening effect Effects 0.000 description 1
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
- C22B15/0039—Bath smelting or converting in electric furnaces
-
- 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
- C22B13/00—Obtaining lead
- C22B13/02—Obtaining lead 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
- C22B15/005—Smelting or converting in a succession of furnaces
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B15/00—Obtaining copper
- C22B15/0026—Pyrometallurgy
- C22B15/0054—Slag, slime, speiss, or dross treating
-
- 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
- C22B5/00—General methods of reducing to metals
- C22B5/02—Dry methods smelting of sulfides or formation of mattes
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)
- Solid-Sorbent Or Filter-Aiding Compositions (AREA)
- Macromolecular Compounds Obtained By Forming Nitrogen-Containing Linkages In General (AREA)
Description
Den foreliggende oppfinnelse angår en pyrometallurgisk fremgangsmåte til å behandle charger som inneholder bly, kobber og svovel og utgjøres av råmaterialer som malmer og konsentrater, av biprodukter som kalsinater, lutningsresiduer, flyveasker,
asker, slagger, matter, dross og slam og/eller av sekundære metaller. Foruten påtagelige mengder av Pb, Cu og S inneholder slike charger vanligvis mange ikke-jernmetaller i små mengder, eksempel-vis Ag, Bi, Ni, Co, As, Sb, Zn og Sn, såvel som Fe.
Hittil har slike charger vanligvis vært behandlet ved sintring etterfulgt av reduserende smelting.
Sintring av svovelholdig fingods utføres i alminnelighet i
et apparatur med endeløse bånd av Dwight-Lloyd typen. Fagfolk er godt fortrolige med de iboende ulemper ved denne prosess, som behovet for resirkulering av en betydelig mengde knust sintergods for å gi sinterskiktet tilstrekkelig porøsitet og unngå for sterk opphetning av det, behovet for å begrense blyinnholdet i skiktet, f.eks. ved tilsetning av knust slagg for å unngå svekkelse av skiktet, såvel som behovet for å holde sinterskiktets opprinne-lige svovelinnhold over en gitt verdi for å unngå produksjon av gasser med for lavt innhold av SC^.
Reduserende smeltning utføres som regel i en sjaktovn. Chargen består av sinter, koks og flussmidler og kan også inneholde klumpet materiale såvel som pelletisert eller på annen måte sammenpakket fingods. Chargen må inneholde nok svovel til å gi en kobbersamlende mattefase. Der dannes da minst to andre faser, nemlig en slaggfase og en blyklumpfase. Man regulerer reduksjonen for best mulig å ekstrahere ikke-jernmeta11ene uten å redusere for meget jern.
Imidlertid er det ikke mulig å minske slaggens blyinnhold under ca. 2% (alle prosentmengder her er vektprosent) uten å an-rike matten med slike jernmengder at dens videre behandling i konverter blir mindre økonomisk. Man får derfor store tap av mindre reduserbare metaller som Sn, Co og Zn. Inneholder chargen små mengder av slike elementer som As, Sb, Sn og Ni, noe som er ganske vanlig, kan der dannes en fjerde fase bestående av en arsenl eger ing. Ar senleger ingen er særlig vanskelig å skille fra blyklumpen hvis matten inneholder mer enn 40 vektprosent Cu. Mattens kobberinnhold må derfor begrenses til ca. 40 vektprosent, noe som gjør videre behandling i konverter mindre økonomisk. Ennvidere er det nød-vendig å begrense chargens blyinnhold, f.eks. ved å resirkulere slagg for å unngå tap i chargens mekaniske fasthet, og blyklumpen samler en mengde forskjellige forurensninger, noe som kompliserer videre raffinering av den.
I betraktning av de ovennevnte begrensninger og ulemper foreligger der et behov for en forbedret prosess til pyrometallurgisk behandling av charger inneholdende bly, kobber og svovel.
Hovedhensikten med den foreliggende oppfinnelse er å skaffe
en fremgangsmåte til pyrometallurgisk behandling av bly-kobber-svovel-charger, hvormed det blir mulig å samle blyet i to forskjellige klumper som hver selektivt og separat samler opp en del forurensninger fra chargen, og der fås matter hvis kobberinnhold ikke er begrenset til 40 vektprosent, samtidig som der oppnås høye ekstrak-sjonsutbytter, særlig for de mindre reduserbare ikke-jernmetaller som foreligger i chargen.
En annen hensikt med oppfinnelsen er å skaffe en slik fremgangsmåte som dessuten ikke innebærer sintring, og som kan anvendes for charger med hvilket som helst blyinnhold.
Den foreliggende oppfinnelse er basert på resultatet
av søkernes undersøkelser av faselikevektsforhold i systemene blyrik slag/kobberrik matte/arsen-legering/klump, blyfattig slagg/klump, og blyfattig slagg/arsen-legering/klump, og befat-ter seg med en behandling av Pb-Cu-S charge inneholdende minst ett av elementene Fe, Ag, Bi, Zn og Sn, og nærmere bestemt ved en fremgangsmåte som omfatter de følgende trinn:
a) å smelte chargen for å fremstille en blyholdig slagg-
fase, en kobbermattefase, en blyklumpfase og eventuelt
en første arsenlegeringsfase,
b) å skille de i trinn a) frembragte faser fra hverandre,
c) å redusere den i trinn b) fraseparerte slaggfase i smeltet tilstand for å senke dens blyinnhold til under ca.
2 vektprosent, hvorved der dannes en blyklumpfase og
eventuelt en annen arsenlegeringsfase, og
d) å skille de fra trinn c) resulterende faser fra hverandre .
Et slikt opplegg er stort sett kjent fra US-PS
1 333 720. Ved den kjente fremgangsmåte blir der imidlertid i trinn a) frembragt en slaggfase som er fri for bly, noe som innebærer at jerninnholdet av den kobbermassefase som frem-bringes i dette trinn, blir relativt høyt og kobbermassefasen fra dette trinn blir relativt liten, at tinninnholdet i bly-klumpfasen fra trinn a) blir relativt høyt og der i trinn c) blir frembragt en så liten andel av blyklumpfase at denne ikke vil kunne oppsamle tinnmengden.
Til forskjell fra dette gjør den foreliggende fremgangsmåte det mulig å frembringe en kobbermattefase med høyt kobberinnhold og frembringe en første blyklump som nesten er fri for tinn, og samle tinnet i en annen blyklump på tilfredsstil-lende måte.
Avgjørende for det oppnådde resultat er i første rekke den måte trinn a) gjennomføres på, nemlig at smelteprosessen i dette trinn utføres under slike reduserende, nøytrale eller oksyderende betingelser at slaggfasens blyinnhold blir holdt mellom 10 og 40 vektprosent, fortrinnsvis mellom 20 og 40 vektprosent og kobbermattefasens kobberinnholdt blir holdt under 65 vektprosent, fortrinnsvis mellom 50 og 60 vektprosent, med mindre chargen er nikkelholdig, i hvilket tilfelle mattefasens kobberinnhold fortrinnsvis holdes mellom 40 og 50 vektprosent. Skulle slaggen fra trinn a) inneholde mindre enn ca. 10% Pb, ville blyklumpen fra trinn a) samle opp Sn og As i betydelig utstrekning, og matten ville inneholde for store mengder av jern og sink. Skulle matten inneholde over 65% Cu, ville kobber bli forslagget i betraktelig grad, og den arsenlegering som kan dannes i skritt a), ville være meget vanskelig å skille fra klumpen i dette trinn. Skulle slaggen som produseres i trinn c), inneholde mer enn 2% Pb, ville Zn,
Sn og Co forbli forslagget i betraktelig grad.
I tilfellet av en charge inneholdende nikkel og/eller kobolt,
er det også avgjørende å innlemme tilstrekkelig arsen i chargen, så disse elementer blir oppsamlet i arsenlegeringsfaser. Det nød-vendige arsen kan tilsettes i vilkårlig form, f.eks. som arsenholdige konsentrater eller som arsenholdige biprodukter som flyveasker og speisser.
Det angitte blyinnhold mellom 10 og 40% i slaggen i
trinn a) vil gi en sterkt selektiv forslagging av Fe, Zn,
Sn og Co såvel som en slagg med lavt smeltepunkt og liten korroderende virkning. Ved Pb-innhold under 20% avtar selek-tiviteten av forslaggingen og slaggens smeltbarhet, mens slaggen ved mere enn 40% Pb blir ganske korrosiv.
Det.foretrukne kobberinnhold mellom 50 og 60% i matten
fra trinn a) innebærer at den videre behandling av den i konverter blir særlig lønnsom. Hvis imidlertid en nikkelholdig charge behandles og det ønskes å produsere en arsenlegering rik på nikkel, bør mattens kobberinnhold ligge mellom 4 0 og 50% .
Blyinnholdet av den i trinn c) reduserte slagg ligger fortrinnsvis mellom 0,15 og 1% for å gi mest mulig fullstendig utvinning av Pb, Sn, Zn og Co uten at der reduseres for store mengder jern.
Inneholder slaggen fra trinn (a) blysilikat, noe som selvsagt avhenger av chargens innhold av kiselsyre, er det funnet gunstig i skritt (c) å tilsette CaO i tilstrekkelig mengde til å fortrenge blyet fra dets silikat.
Hvis der i trinn (c) produseres en koboltfattig arsenlege-ringsf ase, noe som selvsagt avhenger av chargens koboltinnhold, anbefales det å resirkulere denne fase til trinn (a) for senere å få en mer konsentrert legeringsfase i trinn (c).
Trinn (b) utføres fortrinnsvis mens produktene fra trinn
a) er i smeltet tilstand, og slaggen fra trinn b) blir da fordelaktig i smeltet tilstand matet til trinn c).
De smeltebetingelser som skal overholdes i skritt (a), avhenger naturligvis av chargens sammensetning og av de smelte-resultater man tilsikter. På den ene side vil en og samme charge, hvis der ønskes produsert en slagg med 10% Pb, kreve mer reduserende og mindre oksyderende smeltning enn i tilfellet av at den skulle smeltes for å gi en slagg med 30% Pb. På den annen side vil en charge vesentlig inneholdende oksyderte eller sulfa-tiserte bestanddeler, hvis der ønskes produsert en slagg med 10% Pb, kreve en mer reduserende og mindre oksyderende smeltning enn en charge med hovedsakelig sulfurerte eller metalliske bestanddeler. En hvilken som helst fagmann er i stand til lettvint å bestemme slike betingelser, enten teoretisk eller eksperimentelt. Det samme gjelder de betingelser som skal overholdes i trinn (c), og som selvsagt avhenger av sammensetningen av slaggen fra trinn (a) og de tilsiktede resultater av reduksjonen. En hvilken som helst fagmann vet også at kobberinnholdet i matten fra trinn (a) kan reguleres ved tilsetning av Cu:S-forholdet i chargen, idet Cu-innholdet tiltar med dette forhold.
Egnede metoder til å regulere smeltebetingelsene i trinn
(a) innbefatter å tilsette chargen karbonholdige materialer som koks og/eller oksygenholdige materialer som kalsinater, sulfater og dross og/eller svovelholdige materialer som elementært svovel, matter og sulfidkonsentrater og/eller metalliske materialer som skrap, såvel som innblåsning av oksyderende eller reduserende gasser i smeiten.
I trinn (c) bør der brukes et sterkt reduserende middel
som koks.
Trinnene (a) og (c) kan utføres i hvilken som helst ovn
som gjør det mulig å oppnå de temperaturer som skal til for fullstendig smeltning av chargen.
F.eks. kan trinn (a) utføres i en sjaktovn av vannkappe-typen. Slike ovner har imidlertid ulempen av at smeltningen av chargen normalt oppnås ved forbrenning av koks blandet med chargen, og koksen er så reduserende at det blir temmelig vanskelig å produsere blyrike slagger. Ennvidere krever slike ovner en sintret charge.
Trinn (a) kan også utføres i flammeovn. Slike ovner har imidlertid ulempen av å produsere store mengder av flyveasker og forbrenningsgasser, så S02 fra smeltereaksjonene blir sterkt fortynnet. I så måte er en kort trommelovn såvel som en roterende konverter med toppinnblåsning og en vippende konverter med bunn-innblåsning bedre skikket. Konvertersmeltning er imidlertid be-
grenset til sulfidrike konsentrater.
En del charger eller deler av charger kan også smeltes ved suspensjonsmeltning eller en vilkårlig annen direkte smelteprosess, hvor materialene som skal smeltes, mates inn i et forbren-ningsrom sammen med oksygenholdig gass og eventuelt kompletter-ende brensel. Slike metoder kan hverken anvendes for klumpede materialer eller for materialer med lavt sulfidinnhold.
De ovennevnte ulemper og begrensninger unngås hvis
trinn (a) utføres i en elektrisk ovn med neddykket elektrode for dannelse av lysbue. Denne form for ovn egner seg for en hvilken som helst form for gods, sintret eller ikke, og med hvilket som helst blyinnhold. Ennvidere gir den bare små mengder av gasser, noe som letter oppsamling og gjenvinning av SC"2 i form av svovelsyre.
Trinn (c) kan også utføres i sjaktovn. Imidlertid ville en ovn med varm topp være nødvendig for å gi et akseptabelt utbytte av zink, som ellers vesentlig ville kondenseres på
det innkomne gods og gå tapt i slaggen. Og da en sjaktovn ikke kan mates med flytende gods, ville det også være nødven-dig å bringe slaggen fra trinn (a) til å stivne og knuse den.
En utførelse av trinn (c) i en flammeovn, kort trommelovn eller konverter ville, som i tilfellet av trinn (a), føre til produksjon av store mengder av gasser og flyveasker,
skjønt det ville være mulig å oppnå en del forbedringer ved slike teknikker som neddykket forbrenning og/eller oksygen-anrikning.
En elektrisk ovn med neddykket lysbue vil også være
fri for de ovennevnte begrensninger og ulemper. Det anbefales derfor også å utføre trinn (c) i en elektrisk ovn med neddykket elektrode for dannelse av en lysbue, hvor flyktiggjørelse av zink er lettvint og gassproduksjonen lav, samtidig som ovnen kan mates direkte med smeltet slagg fra trinn (a).
Oppfinnelsen vil nå bli anskueliggjort nærmere ved eksempler, hvor alle prosentandeler er basert på vekt.
EKSEMPEL 1
Man behandler en charge på 190 kg, sammensatt av et Pb-Cu-S-konsentrat (8%), Pb-Cu-asker (27%), Cu- og Pb-holdlge slagger (13%), Cu-Fe-Pb-matter (12%), residuer fra lutning av blender (14%), flyveasker (13%), metallisk skrap (2%), dross (9%) og slammer (2%).
Chargen hadde følgende sammensetning:
1197 ppm Ag, 35,58% Pb, 11,50% Cu, 0,06% Bi, 0,64% Ni, 0,59% Co, 1,50% As, 0,71% Sb, 0,36% Sn, 7,13% Zn, 1,58% CaO, 6,09% Si02, 5,65% Fe og 8,33% S.
Etter tilsetning av 8 kg sand inneholdende 95% Si02, ble chargen smeltet ved 1200°C i en 30 kW elektrisk ovn med neddykket lysbue. Flyveasker oppsamles, og etter fullført smeltning blir ovnen tømt og de forskjellige faser adskilt etter fullstendig størkning av smeiten. Smelteresultatene er oppført i tabell I A.
95 kg slagg fra den ovennevnte smelteprosess smeltes med
16 kg kalksten og 2,8 kg koks ved 1200°C i samme ovn. Flyveasker oppsamles, og smeltefaser adskilles etter tømming av ovnen og komplett størkning av smeiten. Smelteresultatene er oppført
i tabell IB.
EKSEMPEL 2
Man behandlet en charge på 2050 kg, bestående av et Pb-Cu-S-konsentrat (20%), residuer fra lutning av blender (10%), Pb-Cu-asker (25%), kobberrike slagger (25%), flyveasker (12%) og metallisk skrap (8%).
Chargen hadde følgende sammensetning:
359 ppm Ag, 38,87% Pb, 9,28% Cu, 0,08% Bi, 1,24% Ni, 0,55% Co, 1,90% As, 0,68% Sb, 0,55% Sn, 3,41% Zn, 3,55% CaO, 7,77% Si02, 7,55% Fe og 7,03% S.
Etter tilsetning av 38 kg elementært svovel, som pelletiseres med chargens fingods, blir chargen smeltet satsvis ved 1200°C i en 60 kW elektrisk ovn med neddykket lysbue. Flyveasker oppsamles, og etter fullført smeltning blir ovnen tømt og de forskjellige faser adskilt etter fullstendig størkning av smeiten. Smelteresultatene er oppført i tabell II A.
Slaggen fra denne smelteprosess blir så smeltet satsvis med 60 kg kalksten og 28% koks ved 1200°C i samme 60 kW ovn. Flyveasker oppsamles, og smeltefaser adskilles etter tømming av ovnen og fullstendig stivning av smeiten. Smelteresultatene er opp-ført i tabell II B.
EKSEMPEL 3
Man behandler en charge på 7000 kg, bestående av et Pb-Cu-S-konsentrat (12%), residuer fra lutning av blender (17%), Pb-Cu-asker (18%), flyveasker (3%), Cu-sementer (3%), Pb-Cu-Zn-sinter (12%), Cu- og Pb-holdige slagger (23%), Cu-Fe-Pb-holdige matter (8%) og metallisk skrap (4%).
Chargen hadde følgende sammensetning:
1762 ppm Ag, 35,74% Pb, 15,24% Cu, 0,08% Bi, 0,40% Ni, 0,03% Co, 1,88% As, 0,60% Sb, 0,88% Sn, 4,56% Zn, 1,62% CaO, 6,74% Si02, 7,14% Fe og 6,82% S.
Etter pelletisering av chargens fingods blir chargen smeltet ved 1200°C i samme ovn som i eksempel 2. Matningen er kontinuerlig, når unntas avbrudd under tapping av smelteproduktene. Slaggen tappes ut intermittent fra et øvre tappehull, mens de øvrige flytende faser (matte, arsenholdig legering og blyklump) avtappes intermittent fra et tappehull i bunnen og adskilles etter fullstendig størkning Smelteresultatene er oppført i tabell III A.
Slaggen fra denne smelteprosess blir så smeltet med 380 kg kalksten og 95 kg koks ved 1200°C i samme ovn. Ovnen mates påny kontinuerlig, unntagen når det gjelder avbrudd under den intermitterende avtapning av smelteproduktene. Slaggen tappes fra det øvre tappehull, mens blvklump og arsenlegering tappes ut fra nedre tappehull og adskilles etter fullstendig størkning. Smelteresultatene er oppført i tabell III B.
EKSEMPEL 4
Man behandler en charge på 5000 kg sammensatt av et Pb-Cu-Zn-S-konsentrat (18%), residuer fra blekning av blender (30%), Pb-Cu-Zn-sinter (23%), Pb-holdige slagger (8%), Pb-Cu- og Cu-Zn-asker (16%) og metallisk skrap (5%).
Chargen hadde følgende sammensetning:
765 ppm Ag, 31,32% Pb, 13,11% Cu, 0,10% Bi, 0,03% Ni, 0,11% As, 0,28% Sb, 0,14% Sn, 7,29% Zn, 0,35% CaO, 11,51% Si02, 9,98% Fe og 7,72% S.
Etter pelletiséring av chargens fingods og tilsetning av 350 kg kalksten ble chargen smeltet ved 1200°C i samme ovn som i eksempel 2. Matningeh er kontinuerlig, bortsett fra avbrudd under avtapping av smelteproduktene. Slaggen tappes ut intermitterende fra øvre tapphull. De øvrige flytende faser (matte og blyklump) tappes ut intermitterende fra nedre tappehull og skilles etter fullstendig størkning. Smelteresultåtene er oppført i tabell IV A.
Slaggen fra denne smelteprosess ble så smeltet med 300 kg kalksten og 100 kg koks ved 1200°C i samme ovn. Ovnen mates igjen kontinuerlig, bortsett fra avbrudd under den intermetterte uttapping av smelteproduktene. Slaggen tappes ut fra øvre tappehull, mens blyklumpen tappes ut fra nedre tappehull. Smelteresultatene er oppført i tabell IV B.
EKSEMPEL 5
I industriell målestokk ble chargen ifølge eksempel 4 behandlet som anskueliggjort i flytskjemaet på fig. 1.
Som vist her, blir chargen, hvis fingods er pelletisert og tørket, kontinuerlig innmatet i ovn A, som er en elektrisk ovn med neddykket lysbue.
Ved smeltning av chargen i ovn A blir der dannet tre flytende faser som skiller seg ved tyngdekraftvirkning: slagg, matte og blyklump.
De tre faser tappes ut separat fra ovnen gjennom adskilte tappehull på forskjellige nivåer. Matten sendes til et kon-verteranlegg og blyklumpen til et raffineringsanlegg.
De gasser som produseres i ovnen A, blir etter støvsepara-sjon sendt til et svovelsyreanlegg. Støv forenes med chargens
fingods.
Den slagg som er tappet ut fra ovn A, blir i flytende tilstand ledet til ovn B, som også er en elektrisk ovn med neddykket lysbue. Slaggen blir her redusert ved tilsetning av koks og kalksten. Det fås dermed to flytende faser som skiller seg ved tyngdekraftvirkning: utmagret slagg og blyklump. Disse to faser tappes ut separat fra ovn B gjennom særskilte tappehull på forskjellige nivåer. Den utmagrede slagg blir vraket og blyklumpen sendt til et raffineringsanlegg.
De gasser som produseres i ovnen B, blir etter støvsepara-sjon sluppet ut i atmosfæren. Støv blir sendt til et zinkut-vinningsanlegg.
EKSEMPEL 6
I industriell målestokk blir' chargene fra eksempel 1 og 3 behandlet som anskueliggjort i flytskjemaet på fig. 2.
Behandlingen er den samme som i eksempel 5, når unntas at der i ovn A blir produsert en nikkelholdig arsenlegering i tillegg til slaggen, matten og blyklumpen, og at der i ovn B blir produsert en koboltholdig arsenlegering i tillegg til utmagret slagg og blyklump.
Ved temperaturen på omtrent 1200° som hersker i ovn A,
blir den nikkelholdige arsenlegering oppløst i blyklumpen. Legeringen blir således tappet ut fra ovn A sammen med blyklumpen. Blyklumpen kjøles ned til en temperatur av ca. 600°C, hvor nikkelholdig arsenlegering flyter opp og størkner. Den oppflyt-ende legering skilles fra blyklumpen og sendes til et nikkelut-vinningsanlegg. Klumpen sendes til et raffineringsanlegg.
Ved den temperatur av omtrent 1200°C som hersker i ovn B, blir den koboltholdige arsenlegering bare delvis oppløst i blyklumpen. Den del av denne legering som ikke løses opp i blyklumpen, tappes ut separat fra ovn B, mens den øvrige del, som oppløses i blyklumpen, tappes ut sammen med denne. Blyklumpen kjøles ned til en temperatur av ca. 600°C, hvor koboltholdig arsenlegering flyter opp og stivner. Denne legering skilles fra blyklumpen og sendes sammen med den legering som ble tappet ut separat fra ovn B, enten til ovn A, hvis disse legeringer er fattige på kobolt, hvilket er tilfellet med chargen ifølge eksempel 3, eller til et koboltutvinningsanlegg. Blyklumpen sendes til et raffineringsanlegg.
EKSEMPEL 7
I industriell målestokk behandles chargen ifølge eksempel 2 som anskueliggjort i flytskjemaet på fig. 3.
Behandlingen er her den samme som i eksempel 6, når unntas at den nikkelholdige arsenlegering som produseres i ovn A, bare blir delvis oppløst i blyklumpen. Den uoppløste del av denne legering tappes ut separat fra ovn A.
Claims (9)
1. Fremgangsmåte til pyrometallurgisk behandling av en charge inneholdende Pb, Cu og S og minst ett av elementene Fe, Ag,
Bi, Zn og Sn samt eventuelt Ni, Co og As, for gjenvinning av metallverdiene i chargen, omfattende de følgende trinn: a) å smelte chargen for å fremstille en blyholdig slaggfase, en kobbermattefase, en blyklumpfase og eventuelt en første arsenlegeringsfase, b) å skille de i trinn a) frembragte faser, fra hverandre, c) å redusere den i trinn b) fraseparerte slaggfase i smeltet tilstand for å senke dens blyinnhold til under ca. 2 vektprosent, hvorved der dannes en blyklumpfase og eventuelt en annen arsenlegeringsfase, og d) å skille de fra trinn c) resulterende faser fra hverandre, karakterisert ved
at smelteprosessen i trinn a) utføres under slike reduserende, nøytrale eller oksyderende betingelser at slaggfasens blyinnhold blir holdt mellom 10 og 40 vektprosent, fortrinnsvis mellom 20 og 40 vektprosent og kobbermattefasens kobberinnhold blir holdt under 65 vektprosent, fortrinnsvis mellom 50 og 60 vektprosent, med mindre chargen er nikkelholdig, i hvilket tilfelle mattefasens kobberinnhold fortrinnsvis holdes mellom 40 og 50 vektprosent.
2. Fremgangsmåte som angitt i krav 1, karakterisert ved at arsenmengden^ når chargen innholder nikkel og kobolt, reguleres slik at man i trinn a) får den nevnte første arsenlegeringsfase, idet denne fase samler opp størsteparten av nikkelen og i det minste delvis oppløses i blyklumpen, hvorved den nevnte annen arsenlegeringsfase blir dannet i trinn c) og samler opp det meste av kobolten samt i det minste delvis er oppløst i blyklumpen.
3. Fremgangsmåte som angitt i krav 2, karakterisert ved at trinn b) omfatter å ad-skille slaggen, matten, den uoppløste del av den nikkelholdige arsenlegering og blyklumpen som inneholder oppløst nikkelholdig arsenlegering, mens disse produkter er smeltet, og deretter avkjøle den smeltede blyklump for å fraskille den inneholdte oppløste nikkelholdige arsenlegering.
4. Fremgangsmåte som angitt i krav 2 eller 3, karakterisert ved at trinn d) omfatter å ad-skille slaggen, den uoppløste del av den koboltholdige arsenlegering og blyklumpen som inneholder oppløst koboltholdig arsenlegering, mens disse produkter er i smeltet tilstand, og deretter avkjøle den smeltede blyklump slik at den inneholdte opp-løste koboltholdige arsenlegering fraskilles.
5. Fremgangsmåte som angitt i krav 4,
karakterisert ved at den koboltholdige arsenlegering resirkuleres til trinn a).
6. Fremgangsmåte som angitt i et av de foregående krav, karakterisert ved at blyet forslagges i trinn a) som silikat, og CaO tilsettes i trinn c) i tilstrekkelig mengde til å fortrenge bly fra silikatet.
7. Fremgangsmåte som angitt i et av de foregående krav, karakterisert ved at trinn b) utføres mens produktene fra trinn a) er i smeltet tilstand, og slaggen fra trinn b) i smeltet tilstand mates til trinn c).
8. Fremgangsmåte som angitt i et av de foregående krav, karakterisert ved at trinnene a) og c) utføres i en elektrisk ovn med i smeltebadet neddykkede elektroder.
9. Fremgangsmåte som angitt i krav 8, karakterisert ved at trinnene b) og d) utføres ved separat uttapping av de forskjellige faser fra ovnen.
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| LU75732A LU75732A1 (no) | 1976-09-06 | 1976-09-06 |
Publications (3)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| NO773067L NO773067L (no) | 1978-03-07 |
| NO153265B true NO153265B (no) | 1985-11-04 |
| NO153265C NO153265C (no) | 1986-02-12 |
Family
ID=19728344
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| NO773067A NO153265C (no) | 1976-09-06 | 1977-09-05 | Fremgangsmaate til pyrometallurgisk behandling av en charge inneholdende bly, kobber og svovel |
Country Status (11)
| Country | Link |
|---|---|
| US (1) | US4162915A (no) |
| JP (1) | JPS6056219B2 (no) |
| AU (1) | AU506212B2 (no) |
| CA (1) | CA1084719A (no) |
| DE (1) | DE2739963A1 (no) |
| FR (1) | FR2363634A1 (no) |
| GB (1) | GB1546281A (no) |
| IT (1) | IT1091153B (no) |
| LU (1) | LU75732A1 (no) |
| NO (1) | NO153265C (no) |
| SE (1) | SE443156B (no) |
Families Citing this family (17)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| DE3029682A1 (de) * | 1980-08-06 | 1982-03-11 | Metallgesellschaft Ag, 6000 Frankfurt | Verfahren zum kontinuierlichen direkten schmelzen von metallischem blei aus sulfidischen bleikonzentraten |
| US4353738A (en) * | 1981-05-18 | 1982-10-12 | Lectromelt Corporation | Lead smelting method |
| DE3246616A1 (de) * | 1982-12-16 | 1984-06-20 | Henkel KGaA, 4000 Düsseldorf | Polyol modifizierte alkydharze zur verwendung in wasserlacken |
| WO1985002204A1 (en) * | 1983-11-18 | 1985-05-23 | Mount Isa Mines Limited | Treatment of dross |
| DE3429972A1 (de) * | 1984-08-16 | 1986-02-27 | Norddeutsche Affinerie AG, 2000 Hamburg | Verfahren und vorrichtung zur kontinuierlichen pyrometallurgischen verarbeitung von kupferbleistein |
| AU4093989A (en) * | 1988-09-06 | 1990-03-15 | Institute Po Tzvetna Metalurgia | Method and apparatus for electric refining of lead |
| PH25777A (en) * | 1989-02-15 | 1991-10-18 | Philippine Associated Smelting | Process for removing impurities from the flue dust |
| US5282881A (en) * | 1989-08-24 | 1994-02-01 | Ausmelt Pty. Ltd. | Smelting of metallurgical waste materials containing iron compounds and toxic elements |
| DE4129475A1 (de) * | 1991-09-05 | 1993-03-11 | Metallgesellschaft Ag | Verfahren zum kontinuierlichen erschmelzen von metallischem blei |
| US8211207B2 (en) * | 2006-12-05 | 2012-07-03 | Stannum Group LLC | Process for refining lead bullion |
| CA2863477A1 (fr) | 2014-09-16 | 2016-03-16 | Premier Tech Technologies Ltee | Un herbicide selectif |
| US10337083B2 (en) * | 2015-08-24 | 2019-07-02 | 5N Plus Inc. | Processes for preparing various metals and derivatives thereof from copper- and sulfur-containing material |
| PE20170608A1 (es) * | 2015-10-16 | 2017-05-24 | Arbieto Francisco Javier Cardenas | Proceso para extraer metales a partir de sus minerales sulfurados mediante reduccion directa con regeneracion y reciclaje del agente reductor hierro y del fundente carbonato de sodio |
| JP6908706B2 (ja) | 2016-08-24 | 2021-07-28 | ５エヌ プラス インコーポレイテッド | 低融点金属または合金粉末アトマイズ製造プロセス |
| KR102546750B1 (ko) | 2018-02-15 | 2023-06-22 | 5엔 플러스 아이엔씨. | 고융점 금속 또는 합금 분말의 미립화 제조 방법 |
| CN111826529B (zh) * | 2020-06-28 | 2021-10-22 | 河南豫光金铅股份有限公司 | 一种高砷高铅铜合金的分离熔炼方法 |
| CN113278801B (zh) * | 2021-04-28 | 2023-04-28 | 中国恩菲工程技术有限公司 | 含铜污泥的处理方法和含铜污泥的处理设备 |
Family Cites Families (16)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| US1386503A (en) * | 1921-08-02 | And milo w | ||
| US1803771A (en) * | 1931-05-05 | Removal of arsenic from lead bullion | ||
| US1333720A (en) * | 1914-10-24 | 1920-03-16 | Johnson Woolsey Mcalpine | Copper-lead-smelting process |
| US1285714A (en) * | 1918-03-20 | 1918-11-26 | George P Hulst | Process of treating lead bullion. |
| FR525616A (fr) | 1920-10-05 | 1921-09-24 | Georges Freydier Dubreul | Procédé de traitement des minerais complexes |
| GB324902A (en) | 1928-08-03 | 1930-02-03 | Harald Skappel | Process for smelting ores to metal, matte and slag |
| US2381970A (en) * | 1943-08-28 | 1945-08-14 | American Smelting Refining | Smelting copper-lead drosses and the like |
| GB695158A (en) | 1950-06-05 | 1953-08-05 | Forni Lubatti Soc | A process for producing steel from ferrous ores directly |
| FR1040954A (fr) * | 1950-10-31 | 1953-10-20 | Forni Lubatti Soc | Procédé d'extraction au four électrique du plomb à partir de minerais et autres matières contenant du plomb |
| GB925822A (en) | 1961-04-26 | 1963-05-08 | Nat Smelting Co Ltd | Recovery of copper compounds from lead bullion or low grade drosses |
| GB1002494A (en) * | 1962-10-26 | 1965-08-25 | Imp Smelting Corp Ltd | Improvements in or relating to copper drossing |
| FI40497B (no) * | 1962-12-14 | 1968-10-31 | Outokumpu Oy | |
| US3326671A (en) * | 1963-02-21 | 1967-06-20 | Howard K Worner | Direct smelting of metallic ores |
| DE1533113B2 (de) * | 1966-09-28 | 1971-04-01 | Norddeutsche Affinerie, 2000 Hamburg | Verfahren zum aufarbeiten von bleireichem kupfer bleistein |
| US3666441A (en) * | 1968-11-08 | 1972-05-30 | Power Gas Ltd | Process for decopperizing lead |
| DE2320548B2 (de) * | 1973-04-21 | 1978-04-13 | Cominco Ltd., Vancouver, Britisch Kolumbien (Kanada) | Verfahren zum Verhütten von Blei |
-
1976
- 1976-09-06 LU LU75732A patent/LU75732A1/xx unknown
-
1977
- 1977-09-01 SE SE7709844A patent/SE443156B/xx not_active IP Right Cessation
- 1977-09-01 US US05/829,780 patent/US4162915A/en not_active Expired - Lifetime
- 1977-09-01 IT IT68958/77A patent/IT1091153B/it active
- 1977-09-02 CA CA286,068A patent/CA1084719A/en not_active Expired
- 1977-09-02 AU AU28494/77A patent/AU506212B2/en not_active Expired
- 1977-09-02 GB GB36801/77A patent/GB1546281A/en not_active Expired
- 1977-09-02 FR FR7726698A patent/FR2363634A1/fr active Granted
- 1977-09-05 NO NO773067A patent/NO153265C/no unknown
- 1977-09-06 JP JP52107170A patent/JPS6056219B2/ja not_active Expired
- 1977-09-06 DE DE19772739963 patent/DE2739963A1/de active Granted
Also Published As
| Publication number | Publication date |
|---|---|
| DE2739963C2 (no) | 1987-08-06 |
| NO153265C (no) | 1986-02-12 |
| IT1091153B (it) | 1985-06-26 |
| CA1084719A (en) | 1980-09-02 |
| JPS6056219B2 (ja) | 1985-12-09 |
| JPS5331502A (en) | 1978-03-24 |
| SE443156B (sv) | 1986-02-17 |
| DE2739963A1 (de) | 1978-03-09 |
| NO773067L (no) | 1978-03-07 |
| US4162915A (en) | 1979-07-31 |
| SE7709844L (sv) | 1978-03-07 |
| GB1546281A (en) | 1979-05-23 |
| FR2363634B1 (no) | 1984-05-11 |
| AU2849477A (en) | 1979-03-08 |
| FR2363634A1 (fr) | 1978-03-31 |
| LU75732A1 (no) | 1978-04-27 |
| AU506212B2 (en) | 1979-12-20 |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| NO153265B (no) | Fremgangsmaate til pyrometallurgisk behandling av en charge inneholdende bly, kobber og svovel | |
| CN111542623B (zh) | 铜/锡/铅生产中的改进 | |
| KR20200088453A (ko) | 개선된 건식 정련 공정 | |
| US20220226939A1 (en) | Process for the production of crude solder | |
| KR102459098B1 (ko) | 개선된 구리 제조공정 | |
| Guo et al. | Element distribution in oxygen-enriched bottom-blown smelting of high-arsenic copper dross | |
| US4033761A (en) | Process for the separation of copper sulfide from metallic lead entrained in a dross | |
| CN111566235B (zh) | 改进的焊料生产方法 | |
| DK144738B (da) | Fremgangsmaade til udvinding af raably af materiale indeholdende bly i hovedsagen i form af oxider eller sulfater | |
| US4705562A (en) | Method for working-up waste products containing valuable metals | |
| WO2015173472A1 (en) | A method of converting copper containing material | |
| CA3159910A1 (en) | Improved copper smelting process | |
| US4135912A (en) | Electric smelting of lead sulphate residues | |
| US4333763A (en) | Low temperature, non-SO2 polluting, kettle process for separation of lead from lead sulfide-containing material | |
| NO125733B (no) | ||
| NO300334B1 (no) | Fremgangsmåte for fremstilling av lett flyktige metaller, så som sink, bly og kadmium fra sulfidiske råmaterialer | |
| Śmieszek et al. | METALLURGY OF NON-FERROUS METALS IN POLAND. | |
| US4521247A (en) | Low temperature, non-SO2 polluting, kettle process for separation of lead from lead sulfide-containing material | |
| Fleuriault | Pyrometallurgical Processing of Secondary Lead Material: An Industry Overlook | |
| US20190144970A1 (en) | Method for refining sulfidic copper concentrate | |
| Davey et al. | Lead, Zinc & Tin | |
| US4678507A (en) | Treatment of dross | |
| Larouche | Antimonial and arsenical lead production at Cominco Trail operations | |
| EP0163666B1 (en) | Treatment of dross | |
| WO1995031577A1 (en) | Process for recovery of gold and silver from complex pyrite and arsenopyrite ores and concentrates |