NO300334B1 - Fremgangsmåte for fremstilling av lett flyktige metaller, så som sink, bly og kadmium fra sulfidiske råmaterialer - Google Patents
Fremgangsmåte for fremstilling av lett flyktige metaller, så som sink, bly og kadmium fra sulfidiske råmaterialer Download PDFInfo
- Publication number
- NO300334B1 NO300334B1 NO931799A NO931799A NO300334B1 NO 300334 B1 NO300334 B1 NO 300334B1 NO 931799 A NO931799 A NO 931799A NO 931799 A NO931799 A NO 931799A NO 300334 B1 NO300334 B1 NO 300334B1
- Authority
- NO
- Norway
- Prior art keywords
- zinc
- copper
- lead
- metals
- furnace
- Prior art date
Links
- HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N Zinc Chemical compound [Zn] HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims description 92
- 239000011701 zinc Substances 0.000 title claims description 92
- 229910052725 zinc Inorganic materials 0.000 title claims description 91
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 title claims description 67
- 239000002184 metal Substances 0.000 title claims description 67
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims description 54
- 150000002739 metals Chemical class 0.000 title claims description 29
- 239000002994 raw material Substances 0.000 title claims description 14
- 229910052793 cadmium Inorganic materials 0.000 title claims description 12
- BDOSMKKIYDKNTQ-UHFFFAOYSA-N cadmium atom Chemical compound [Cd] BDOSMKKIYDKNTQ-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims description 12
- RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N Copper Chemical compound [Cu] RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 86
- 239000010949 copper Substances 0.000 claims description 86
- 229910052802 copper Inorganic materials 0.000 claims description 85
- 239000012141 concentrate Substances 0.000 claims description 28
- 239000004575 stone Substances 0.000 claims description 28
- UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N Sulphide Chemical compound [S-2] UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 21
- XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N Iron Chemical compound [Fe] XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 14
- 238000004821 distillation Methods 0.000 claims description 13
- 239000012159 carrier gas Substances 0.000 claims description 12
- IJGRMHOSHXDMSA-UHFFFAOYSA-N Atomic nitrogen Chemical compound N#N IJGRMHOSHXDMSA-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 11
- 230000003647 oxidation Effects 0.000 claims description 9
- 238000007254 oxidation reaction Methods 0.000 claims description 9
- 229910052742 iron Inorganic materials 0.000 claims description 7
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 claims description 6
- 229910052976 metal sulfide Inorganic materials 0.000 claims description 6
- 238000009833 condensation Methods 0.000 claims description 5
- 230000005494 condensation Effects 0.000 claims description 5
- 239000011261 inert gas Substances 0.000 claims description 5
- 229910052757 nitrogen Inorganic materials 0.000 claims description 5
- 239000005083 Zinc sulfide Substances 0.000 claims description 4
- DRDVZXDWVBGGMH-UHFFFAOYSA-N zinc;sulfide Chemical compound [S-2].[Zn+2] DRDVZXDWVBGGMH-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 4
- 230000001590 oxidative effect Effects 0.000 claims description 3
- 239000010970 precious metal Substances 0.000 claims description 3
- OMZSGWSJDCOLKM-UHFFFAOYSA-N copper(II) sulfide Chemical compound [S-2].[Cu+2] OMZSGWSJDCOLKM-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 2
- 239000002893 slag Substances 0.000 description 43
- 239000007789 gas Substances 0.000 description 37
- NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N Sulfur Chemical compound [S] NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 15
- 238000006243 chemical reaction Methods 0.000 description 14
- 239000000463 material Substances 0.000 description 12
- 229910052760 oxygen Inorganic materials 0.000 description 12
- 239000001301 oxygen Substances 0.000 description 12
- 239000011593 sulfur Substances 0.000 description 12
- 229910052717 sulfur Inorganic materials 0.000 description 12
- QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N atomic oxygen Chemical compound [O] QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 11
- 238000005520 cutting process Methods 0.000 description 11
- 238000002474 experimental method Methods 0.000 description 11
- 239000000203 mixture Substances 0.000 description 9
- 229910045601 alloy Inorganic materials 0.000 description 8
- 239000000956 alloy Substances 0.000 description 8
- BQCADISMDOOEFD-UHFFFAOYSA-N Silver Chemical compound [Ag] BQCADISMDOOEFD-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 7
- 229910052709 silver Inorganic materials 0.000 description 7
- 239000004332 silver Substances 0.000 description 7
- UQSXHKLRYXJYBZ-UHFFFAOYSA-N Iron oxide Chemical compound [Fe]=O UQSXHKLRYXJYBZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 6
- 239000000356 contaminant Substances 0.000 description 6
- 239000000155 melt Substances 0.000 description 6
- 229910001092 metal group alloy Inorganic materials 0.000 description 6
- 239000002699 waste material Substances 0.000 description 6
- 238000001816 cooling Methods 0.000 description 5
- BWFPGXWASODCHM-UHFFFAOYSA-N copper monosulfide Chemical compound [Cu]=S BWFPGXWASODCHM-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 5
- PCHJSUWPFVWCPO-UHFFFAOYSA-N gold Chemical compound [Au] PCHJSUWPFVWCPO-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 5
- 229910052737 gold Inorganic materials 0.000 description 5
- 239000010931 gold Substances 0.000 description 5
- 238000002347 injection Methods 0.000 description 5
- 239000007924 injection Substances 0.000 description 5
- CURLTUGMZLYLDI-UHFFFAOYSA-N Carbon dioxide Chemical compound O=C=O CURLTUGMZLYLDI-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- RAHZWNYVWXNFOC-UHFFFAOYSA-N Sulphur dioxide Chemical compound O=S=O RAHZWNYVWXNFOC-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- 230000000694 effects Effects 0.000 description 4
- 238000000605 extraction Methods 0.000 description 4
- 239000010437 gem Substances 0.000 description 4
- 230000001105 regulatory effect Effects 0.000 description 4
- 239000007787 solid Substances 0.000 description 4
- 150000004763 sulfides Chemical class 0.000 description 4
- 238000005406 washing Methods 0.000 description 4
- 229910000881 Cu alloy Inorganic materials 0.000 description 3
- 239000005864 Sulphur Substances 0.000 description 3
- 150000001875 compounds Chemical class 0.000 description 3
- 239000012535 impurity Substances 0.000 description 3
- MBMLMWLHJBBADN-UHFFFAOYSA-N Ferrous sulfide Chemical compound [Fe]=S MBMLMWLHJBBADN-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- VYPSYNLAJGMNEJ-UHFFFAOYSA-N Silicium dioxide Chemical compound O=[Si]=O VYPSYNLAJGMNEJ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- XLOMVQKBTHCTTD-UHFFFAOYSA-N Zinc monoxide Chemical compound [Zn]=O XLOMVQKBTHCTTD-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- WETINTNJFLGREW-UHFFFAOYSA-N calcium;iron;tetrahydrate Chemical compound O.O.O.O.[Ca].[Fe].[Fe] WETINTNJFLGREW-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 229910002092 carbon dioxide Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000001569 carbon dioxide Substances 0.000 description 2
- 239000003638 chemical reducing agent Substances 0.000 description 2
- 238000004140 cleaning Methods 0.000 description 2
- 238000010924 continuous production Methods 0.000 description 2
- 238000001704 evaporation Methods 0.000 description 2
- 230000008020 evaporation Effects 0.000 description 2
- 230000004907 flux Effects 0.000 description 2
- 238000004508 fractional distillation Methods 0.000 description 2
- 239000000446 fuel Substances 0.000 description 2
- 238000005259 measurement Methods 0.000 description 2
- 238000002844 melting Methods 0.000 description 2
- 230000008018 melting Effects 0.000 description 2
- 238000012545 processing Methods 0.000 description 2
- 238000010926 purge Methods 0.000 description 2
- 238000009853 pyrometallurgy Methods 0.000 description 2
- 238000004062 sedimentation Methods 0.000 description 2
- OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N Carbon Chemical compound [C] OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- UGFAIRIUMAVXCW-UHFFFAOYSA-N Carbon monoxide Chemical compound [O+]#[C-] UGFAIRIUMAVXCW-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 238000003723 Smelting Methods 0.000 description 1
- ATJFFYVFTNAWJD-UHFFFAOYSA-N Tin Chemical compound [Sn] ATJFFYVFTNAWJD-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910001297 Zn alloy Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000004887 air purification Methods 0.000 description 1
- 229910052785 arsenic Inorganic materials 0.000 description 1
- RQNWIZPPADIBDY-UHFFFAOYSA-N arsenic atom Chemical group [As] RQNWIZPPADIBDY-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 238000010923 batch production Methods 0.000 description 1
- 238000009835 boiling Methods 0.000 description 1
- 238000001354 calcination Methods 0.000 description 1
- 229910052799 carbon Inorganic materials 0.000 description 1
- 229910002091 carbon monoxide Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000003575 carbonaceous material Substances 0.000 description 1
- 239000003245 coal Substances 0.000 description 1
- 238000007796 conventional method Methods 0.000 description 1
- 229910000431 copper oxide Inorganic materials 0.000 description 1
- 229960004643 cupric oxide Drugs 0.000 description 1
- 230000007423 decrease Effects 0.000 description 1
- 230000006735 deficit Effects 0.000 description 1
- 229910001873 dinitrogen Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000004090 dissolution Methods 0.000 description 1
- 238000009826 distribution Methods 0.000 description 1
- 238000005265 energy consumption Methods 0.000 description 1
- 229910052840 fayalite Inorganic materials 0.000 description 1
- -1 ferrous metals Chemical class 0.000 description 1
- 238000011010 flushing procedure Methods 0.000 description 1
- 230000006698 induction Effects 0.000 description 1
- 229910052500 inorganic mineral Inorganic materials 0.000 description 1
- 229910052935 jarosite Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000009533 lab test Methods 0.000 description 1
- 239000011133 lead Substances 0.000 description 1
- 239000007788 liquid Substances 0.000 description 1
- 229910001338 liquidmetal Inorganic materials 0.000 description 1
- QSHDDOUJBYECFT-UHFFFAOYSA-N mercury Chemical compound [Hg] QSHDDOUJBYECFT-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910052753 mercury Inorganic materials 0.000 description 1
- 229910044991 metal oxide Inorganic materials 0.000 description 1
- 150000004706 metal oxides Chemical class 0.000 description 1
- 239000011707 mineral Substances 0.000 description 1
- 230000007935 neutral effect Effects 0.000 description 1
- 150000002926 oxygen Chemical class 0.000 description 1
- 238000000746 purification Methods 0.000 description 1
- NIFIFKQPDTWWGU-UHFFFAOYSA-N pyrite Chemical compound [Fe+2].[S-][S-] NIFIFKQPDTWWGU-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000011028 pyrite Substances 0.000 description 1
- 229910052683 pyrite Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000010453 quartz Substances 0.000 description 1
- 238000010405 reoxidation reaction Methods 0.000 description 1
- 239000011435 rock Substances 0.000 description 1
- 238000000926 separation method Methods 0.000 description 1
- 229910052814 silicon oxide Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000012360 testing method Methods 0.000 description 1
- AFNRRBXCCXDRPS-UHFFFAOYSA-N tin(ii) sulfide Chemical compound [Sn]=S AFNRRBXCCXDRPS-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 230000009466 transformation Effects 0.000 description 1
- 239000011787 zinc oxide Substances 0.000 description 1
- 229910052984 zinc sulfide Inorganic materials 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
- C22B5/00—General methods of reducing to metals
- C22B5/02—Dry methods smelting of sulfides or formation of mattes
- C22B5/16—Dry methods smelting of sulfides or formation of mattes with volatilisation or condensation of the metal being produced
-
- 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
- C22B11/00—Obtaining noble metals
- C22B11/02—Obtaining noble metals 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
- 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
- C22B17/00—Obtaining cadmium
- C22B17/02—Obtaining cadmium 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
- C22B19/00—Obtaining zinc or zinc oxide
- C22B19/04—Obtaining zinc by distilling
-
- 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
- C22B4/00—Electrothermal treatment of ores or metallurgical products for obtaining metals or alloys
- C22B4/04—Heavy metals
Landscapes
- Chemical & Material Sciences (AREA)
- Engineering & Computer Science (AREA)
- Organic Chemistry (AREA)
- Materials Engineering (AREA)
- Mechanical Engineering (AREA)
- Metallurgy (AREA)
- Manufacturing & Machinery (AREA)
- Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
- Environmental & Geological Engineering (AREA)
- General Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
- Geochemistry & Mineralogy (AREA)
- Geology (AREA)
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Description
Foreliggende oppfinnelse vedrører en fremgangsmåte for å fremstille sink, kadmium, bly og andre lett flyktige metaller av sulfidiske råmaterialer i en pyrometallurgisk prosess.
Ved pyrometallurgisk sinkfremstilling har de herskende metodene vært de hvor sulfidmalm eller konsentrat først overføres til oksydisk form ved kalsinering, hvoretter sink og andre verdifulle metaller reduseres med et karbonholdig materiale.
US-patent 2598745 beskriver reduksjonen, ved temperaturer under 1450°C, av en oksydisk sinkholdig malm inneholdende kobber, sølv og/eller gull i en neddykket lysbueovn til skjærstein, i det vesentlige sinkfritt slagg og metallisk sinkdamp. Ifølge patentet inneholder råstoffet sulfidsvovel, eller svovelholdig materiale føres inn i ovnen i en slik grad at det dannes en skjærstein hvortil det oppløses minst deler av jernet såvel som kobberet, sølvet og gullet. Den resulterende sinkdampen kondenseres til et massivt, smeltet metall.
US-patent 3094411 beskriver en fremgangsmåte hvor en blanding av sinkoksydholdig materiale og fint kull helles inn i en smelte av kobber eller kobberlegering og neddykkes ved hjelp av egnet utstyr. Smeiten holdes ved en temperatur mellom 1038 til 1204°C, slik at sinken reduseres, og en legering av kobber og sink resulterer. Det ureduserbare slagget tillates å stige til overflaten og skummes av. Deretter oppvarmes legeringen ved atmosfæretrykk eller redusert trykk, under reduserende eller nøytrale betingelser, slik at størstedelen av sinken forflyktiges, kondenseres og utvinnes som massivt metall.
US-patent 3892559 beskriver en fremgangsmåte hvor ett i det vesentlige kobber- og sinkholdig konsentrat, malm eller calcine injiseres, sammen med flussmiddel, brennstoff og en oksygenbærende gass i et bad av smeltet slagg. Den dannede kobberskjærsteinen separeres fra slagget i en separat sedimenteringsovn. Sinkmetallet, flyktig sulfid eller svovel forflyktiges og utvinnes senere. Ifølge denne fremgangsmåten er mengden av oksygenbærende gass begrenset, slik at kobberet inneholdt i badet ikke oksyderes videre enn til CugS. Kobberskjærsteinen samler de verdifulle metallene.
US-patent 3463630 beskriver en fremgangsmåte hvor sink, bly og/eller kadmium fremstilles ved hjelp av en reaksjon mellom sulfidene av nevnte metaller og metallisk kobber. Mineral-sulfid reduseres ved hjelp av smeltet kobber i en metallekstraktor, og resultatet er sulfidskjærstein (Cu2S) og en legering av metallet som reduseres og kobber. Skjærsteinen føres til en omdanningsenhet hvor den omdannes med oksygen eller luft til kobber og svoveldioksyd. Kobberet returneres til metallekstraktoren.
Fra metallekstraktoren føres metall-legeringen til en fordamper, hvor de lett fordampbare metallene fordampes fra den smeltede kobberlegeringen, og det resulterende kobberet går til en omdanner eller en metallekstraktor. De fordampede metallene kondenseres i en kondensator eller destilleres fraksjonert; sink og kadmium kondenseres separat.
Legeringen kan inneholde 1-17 % sink. En optimal temperatur for legeringen når den slippes ut av metallekstraktoren er 1200°C. Legeringen kan produseres opp til temperaturen 1450°C. En økning i temperaturen øker svovelinnholdet og reduserer sinkinnholdet av legeringen.
Et fenomen som reduserer sinkutbyttet er forflyktigelsen av sink fra metallekstraktoren i gassform. Når mengden sink oppløst i skjærsteinen forsøkes begenset ved å heve temperaturen, øker mengden sink som forflyktiges i gassen. En tilsvarende effekt forårsakes av svoveldioksydgass tilsatt fra omdanneren til metallekstraktoren, eller utløpsgass som resulterer fra brenningen av brennstoff.
GB-patentsøknad 2048309 beskriver en fremgangsmåte for utvinning av ikke-jernholdige metaller fra sulfidmalmer. Ved denne fremgangsmåten oppløses eller smeltes malmen i en smeltet sulfidbærersammensetning, så som kobberskjærstein, som sirkuleres i metallekstraksjonskretsen. Deretter bringes sammensetningen i kontakt med oksygen og oksyderes, f.eks. i en omdanner, slik at i det minste en del av malmen er oksydert. Bærersammensetningen absorberer den dannede varmen og overfører den til endotermiske steder i kretsen.
Metallet som skal ekstraheres kan være sink eller en smeltet sulfidisk kobberskjærsteinsammensetning, og oksydasjonen omdanner kobbersulfidet av skjærsteinen til kobber, som deretter er i stand til å redusere sinksulfidmalmen direkte til sink, eller sammensetningen inneholder jernsulfid, og jernsulfidet omdannes til jernoksyd, som etter ytterligere bearbeidelse kan redusere sinksulfidmalmen til sink, den nevnte ytterligere bearbeidelsen innbefatter reduksjon av jernoksyd til metallisk jern.
Det er karakteristisk for den ovenfor omtalte fremgangsmåten at prosessen innbefatter en beholder med redusert trykk hvor det flyktige materialet utvinnes som metall eller aktuelt sulfid, eller forurensninger utvinnes ved hjelp av avsugning. Metallet som skal utvinnes kan også være tinn, i hvilket tilfelle tinnsulfid utvinnes som et flyktig materiale. Den smeltede sammensetningen bringes til å sirkulere, i det minste delvis, ved hjelp av det nevnte undertrykket. Sammensetningen kan også bringes til å sirkulere ved å injisere gass, for å oppnå lokalisert reduksjon i densiteten av sammensetningen. Fordi prosessen utføres ved redusert trykk er prosesstemperaturen i området 150-1350°C. Varmen som er påkrevet ved de endotermiske reaksjonene som finner sted i kontaktinnretningen og beholderen med redusert trykk oppnås ved å sirkulere i omdanneren en stor mengde sulfidskjærstein, som oppvarmes i omdanneren, eller som ytterligere kan oppvarmes ved hjelp av brennere.
Foreliggende oppfinnelse vedrører fremstillingen av lett flyktige metaller, så som sink, bly og kadmium, pyrometallurgisk fra et sulfidisk råmateriale, slik at også andre verdifulle metaller inneholdt i råmaterialet utvinnes, kjennetegnet ved at sinksulfidkonsentratet innføres i en kobbersmelte i en reduksjonsovn som drives ved atmosfæretrykk, og hvis temperatur er 1450-1800°C, slik at ved hjelp av kobbersmelten omdannes sink, bly og kadmium inneholdt i konsentratet til metallisk form, overføres i gassform fra ovnen og kondenseres, mens edelmetaller, jern og kobber hovedsakelig forblir i det smeltede metallet, eller i metallsulfidskjærsteinen som er dannet i ovnen, skjærsteinen sirkuleres i en oksyderende reaktor for å omdanne kobbersulfid tilbake til metallisk kobber, som deretter føres tilbake til reduksjonsovnen.
Ytterligere foretrukne trekk fremgår av underkravene.
Oppfinnelsen illustreres også under henvisning til de vedlagte tegningene, hvor
figur 1 er en grafisk fremstilling som illustrerer andelen av blyinnholdene i slagget og skjærsteinen som en funksjon av kobberinnholdet av slagget, og
figur 2 illustrerer sinkinnholdet av metallet og skjærsteinen, og svovelinnholdet av metallet som en funksjon av temperaturen.
Fremgangsmåten gjør bruk av kobberets evne til å binde svovel lettere enn sink eller bly, denne evnen ble allerede beskrevet av Fournet i 1833. Kadmium, kvikksølv og sølv oppfører seg også på tilsvarende måte. Sulfidene av de nevnte metallen bringes til å reagere ved en forhøyet temperatur med det smeltede kobberet som er tilstede i ovnen, og følgende reaksjoner finner sted:
Reduksjonen av sink og andre metaller utføres ved en temperatur så høy at de flyktige materialene slippes ut av den elektriske ovnen i gassform. Den resulterende, i det vesentlige sinkfrie kobberskjærsteinen, føres ut av ovnen og føres til en oksydasjonsreaktor, hvor den oksyderes tilbake til kobber og returneres til den elektriske ovnen. Gassen som inneholder i det vesentlige bare sinkdamp kondenseres på kjent måte til flytende metall.
På grunn av den høye temperaturen er mengden av sink oppløst i kobberet liten. Imidlertid er det ikke av betydning i denne fremgangsmåten, fordi kobber i det vesentlige ikke utvinnes fra ovnen, men brukes opp i reaksjoner med metallsulfidene som skal reduseres.
Den nedre grensen for smeltene i en elektrisk ovn bestemmes i henhold til det påkrevde sinkutbyttet. I utførte laboratorie-eksperimenter var uvinningen i gass ved 1300° C, etter at sinkinnholdet av kobberet tilstede i ovnen hadde nådd metningspunktet, ca. 55 ved 1400°C, henholdsvis ca. 84 % og ved 1500° C over 99 Følgelig krever en akseptabel utvinning av sink en minimal temperatur på 1450°C av smeltene i den elektriske ovnen.
Den øvre grensen for smeltene bestemmes ved holdbarheten av materialene av ovnsstrukturene. I praksis begrenser tempe-raturresistensen av foringsmaterialene prosesstemperaturen til under 1800°C.
Svovelinnholdet av produsert sink øker sammen med temperaturen. I forsøkene som ble utført var svovelinnholdet av sinken utvunnet fra gassen 0,004 % ved 1400°C og 0,02 $6 ved 1500°C.
Bly forflyktiges fra smelter i betydelig værre grad enn sink, fordi det har et lavere damptrykk. Spesielt i blandede konsentrater inneholdende bly i tillegg til sink, kan andelen av bly- og sinkinnhold være så stor at uavhengig av det høye blyinnholdet av legeringer er partialtrykket av bly ikke tilstrekkelig for fordampning av blyet som oppnås sammen med råmaterialet. Spesielt ved lave temperaturer akkumuleres store mengder bly i den elektriske ovnen som oppløst i kobber. Over smeltepunktet for kobber har bly og kobber fullstendig blandbarhet.
For å holde blyinnholdet i skjærsteinen og metall tilstede i den elektriske ovnen lavt ved moderate driftstemperaturer, kan forflyktigelsen av bly forsterkes ved å spyle det smeltede metallet som er tilstede i ovnen ved hjelp av en inertgass, f.eks. nitrogen, som blåses inn. Følgelig kan blyet forflyktiges fra smeiten sammen med en bærergass med et lavt damptrykk. Sinkgass kan også fungere som en bærergass for bly. Mengden av påkrevet spylegass avhenger av mengdene bly og sink som er inneholdt i konsentratet.
Anvendelsen av en spylegass er også fordelaktig når et konsentrat inneholdende bare bly behandles, fordi det da oppnås, allerede ved en lav temperatur, et sinkutbytte som ellers ville kreve anvendelse av en høyere temperatur.
I en kontinuerlig prosess hvor det i en elektrisk ovn kontinuerlig tilføres kobber og kontinuerlig injiseres sulfidkonsentrat, er sinkinnholdet av skjærsteinen og kobber høyere enn i en satsvis prosess. I en kontinuerlig prosess kan skjærsteinen føres ut av den elektriske ovnen via en spesiell sedimenterings— og forflyktigelsessone, hvor kobberdråper inneholdt i skjærsteinen utvinnes, og bly— og sinkinnholdene av skjærsteinen reduseres ved forflyktigelse med en inertgass.
Når den ovenfor nevnte rensegassen anvendes er det fordelaktig også å anvende den som bærergass, hvorved malmen eller konsentratet injiseres i det smeltede kobberbadet som er tilstede i den elektriske ovnen. En økning i mengden av gass som skal injiseres reduserer bly— og sinkinnholdene av sulfidskjærsteinen og kobber, men gjør på den andre siden utvinningen av metaller fra gassen vanskeligere ved at denne fortynnes.
En konvensjonell femgangsmåte for fremstilling av sink pyrometallurgisk er å redusere en oksydisk eller oksydisk, kalsinert malm eller et konsentrat med karbon eller karbonholdig stoff. I disse prosessene forflyktiges sink og føres ut av reaktoren i gassform sammen med en karbonmonoksyd— eller karbondioksydholdig gass. Kondensasjon av sink fra en slik gass er problematisk, fordi sink under avkjøling viser en tendens til å oksyderes på grunn av effekten av karbon-dioksyd:
Dette problemet løses ved å avkjøle gassen så raskt at oksydasjonen i henhold til reaksjon (6) ikke har tid til å finne sted. Rask avkjøling kan utføres f.eks. ved hjelp av smeltet sink injisert i gassen, eller fordelaktig ved hjelp av smeltet bly, i hvilket tilfelle kondenserende sink oppløses i blyet, og dets aktivitet reduseres. Ved det andre trinnet kan sink utvinnes fra bly ved avkjøling.
I fremgangsmåten ifølge foreliggende oppfinnelse føres sink ut fra reaktoren utelukkende som sinkdamp, som bortsett fra sink i det vesentlige bare inneholder andre lettflyktige metaller som reduseres av kobber. Dersom en inert bærergass, så som nitrogen, anvendes under mating av materialet inn i reaktoren inneholder gassen som føres ut av reaktoren også den samme gassen, men den inneholder ikke gassformige forbindelser som i det vesentlige er oksygenbærende. Derfor er problemet med sinkoksydasjon, som er felles for konvensjonelle pyrometallurgiske prosesser, ikke eksisterende ved denne fremgangsmåten. Sink og andre flyktige metaller kan utvinnes ved konvensjonelle fremgangsmåter, ved avkjøling av gassene slik at de kondenseres.
I pyrometallurgiske sinkprosesser inneholder den rå sinken som skal produseres bly og kadmium, blant annet. Rå sink renses ofte ved utvinning av de nevnte gangmaterialene ved fraksjonert destillasjon. I New Jersey-fremgangsmåten destilleres rå sink i to suksessive kolonner, hvor blant andre bly, sink og kadmium separeres.
Energiforbruket ved fraksjonert destillasjon av sink er høyt, ca. 7 GJ/t sink. Hoveddelen av energien går til fordampningen av sink i destillasjonskolonnene.
I fremgangsmåten ifølge foreliggende oppfinnelsen eksisterer sink i det vesentlige som sinkdamp alene, eller i fordampet form blandet med den inerte bærergassen, og det kan derfor føres til destillasjonskolonnen direkte fra reaktoren, uten først å kondensere det til væske. Reoksydasjon av sink finner ikke sted, fordi destillasjonskolonnen ikke inneholder oksygen eller oksyderende forbindelser. Følgelig kan hoveddelen av energien som normalt er påkrevet ved destil-lasjonsprosessen spares.
Når, i forsøkene som ble utført, det sulfidiske sinkmater-ialet ble tilført i kobberbadet i reduksjonsreaktoren ved injeksjon med en inert bærergass, var svovelinnholdet og også gangmaterialinnholdene av sinken kondensert fra reaktorut-løpsgassene høyere enn i forsøk som ble utført uten en bærergass. Dette skyldes delvis det faktum at bærergassen oppfanger ureagerte metallsulfider, disse sulfidene føres så, sammen med gassen, inn i sink-kondensasjonsreaktoren. En økning i mengden av gass tømt fra reaktoren øker også mengdene av svovel og metallsulfider som forflyktiges og utslippes som gasser fra råmaterialet og skjærsteinen.
På grunn av luftlekkasjer kan oksygen føres inn i den elektriske ovnen eller inn i gassrør, dette oksygen, sammen med metaller, danner metalloksyder med en høy smelte-temperatur.
I sinkkondensasjonsreaktoren danner nevnte forurensninger fast dross eller et separat smeltelag på toppen av sinken. Det kan fjernes på kjent måte og returneres til reduksjonsreaktoren eller til omdanneren.
Dersom gassen føres fra reduksjonsovnen direkte til destillasjonskolonnen kan de ovenfor nevnte forurensningene forårsake blokkering i brettene av destillasjonskolonnen, eller forøvrig påvirke operasjonen av kolonnen. For å unngå vanskeligheter kan gassen rensen ved injeksjon, før den føres inn i destillasjonskolonnen, med et smeltet metall som i det vesentlige inneholder bly og/eller sink. Temperaturen i injeksjonskammeret reguleres til å være så høy at sinken inneholdt i gassen i det vesentlige ikke kondenseres av fra gassen, men isteden føyes de ovenfor nevnte forurensningene, såvel som deler av blyet inneholdt i gassen, inn i bly-og/eller sinkstrømmen som sirkuleres i vaskedelen.
Deler av de fjernede forurensningene danner fast dross på overflaten av det smeltede metallet inneholdt i kammeret, og det fjernes på kjent måte. En del oppløses i det smeltede metallet eller danner, på overflaten derav, et separat smeltet lag som er uoppløselig, eller bare svakt oppløselig, i metallet. Fra vaskereaktoren føres den rensede gassen direkte til destillasjonskolonnen, hvor bly, sink, kadmium og andre flyktige metaller inneholdt deri separeres.
Ved å heve temperaturen av det smeltede metallet inneholdt i kammeret kan mengdene av sink og bly, som i vaskesonen overfores fra gass til smelte, reduseres. Følgelig forøkes deres utbytte fra destillasjonskolonnen. Dette er fordelaktig fordi metallene utvunnet fra destillasjonen er renere enn de som utvinnes fra den ovenfor omtalte vaskereaktoren. Metalltemperaturen kan heves opp til temperaturen for gassen som trer inn i vaskereaktoren. Den nedre grensen for temperaturen er kokepunktet for sink, det vil si ca. 905°C.
Jern— og kobbersulfidet inneholdt i konsentratet reagerer ikke 1 den elektriske ovnen, men de oppløses bare i skjær-steinfasen. Pyritt taper sitt labile svovel, som reagerer med kobber og resulterer i kobbersulfid.
Følgelig samles kobberet som er inneholdt i konsentratet i kobberet som sirkulerer i prosessen. Det kan fjernes fra sirkulasjon og utvinnes enten som metall etter omdanneren eller som skjaerstein fra den elektriske ovnen.
Jernet inneholdt i konsentratet oksyderes i omdanneren. Sammen med egnede flussmidler som tilføres i omdanneren, f.eks. silisiumoksyd, danner den et smeltet slagg som fjernes som avfall.
Normalt inneholder sinkkonsentrat også små mengder verdifulle metaller. Ved temperaturen som hersker i den elektriske ovnen er damptrykket av sølv generelt tilstrekkelig for fordampning av alt sølv som kommer sammen med konsentratet. Imidlertid resulterer dets oppløsning i store mengder av metall eller skjærstein aktiviteten i en slik grad at en bemerkelsesverdig mengde sølv forblir ufordampet. Damptrykket av gull er så lavt at i det vesentlige alt gull er oppløst i metall-legeringen og skjærsteinen.
I artikkelen av S. Sinna, H. Sohn og M. Nagamori: Metallurgical Transactions B. mars 1985, bind 16B, angis det at ifølge målinger er ved 1400 K gullinnholdet i kobber som står i likevekt med sulfidskjærstein ca. 100 ganger større sammenlignet med innholdet i skjærsteinen. En økning i temperaturen øker innholdet i kobber og reduserer det i skjærstein. Ifølge den samme undersøkelsen er sølvinnholdet i kobber ved 1400 K ca. 2,1 ganger høyere sammenlignet med innholdet i kobbersulfidskjærstein.
I fremgangsmåten ifølge foreliggende oppfinnelse er det fordelaktig å la de ovenfor nevnte verdifulle metallene konsentreres til kobberet og skjærsteinen tilstede i en elektrisk ovn, og fra tid til annen å slippe en liten mengde metall-legering ut av ovnen, fra hvilken legering de verdifulle materialene så utvinnes på kjent måte, f.eks. i en kobberfremstillingsprosess.
I noen tilfeller kan det være fordelaktig å kontinuerlig føre ut en liten strøm av metall-legering fra ovnen for å utvinne de verdifulle metallene inneholdt deri og for å fjerne mulige forurensninger samlet i metallene fra ovnen. Dette er fordelaktig dersom innholdet av verdifullt metall i råmaterialet er eksepsjonelt høyt, eller dersom konsentratet inneholder store mengder skadelige forurensninger. En slik skadelig forurensning konsentrert i kobber er arsenikk.
Fordi råmaterialet ofte inneholder små mengder kobber, forårsaker fjernelsen av metall-legering fra sirkulasjonen ikke nødvendigvis et underskudd i kobbermengden som sirkulerer i prosessen, men kobberinnholdet av konsentratet kan følgelig fjernes fra prosessen og anvendes.
De verdifulle metallene oppløst i skjærsteinen føres, sammen med skjærsteinen, til en omdanningsprosess hvor en vesentlig mengde av verdifulle metaller er kjent for å overføres til kobber og tilbake til den elektriske ovnen sammen med dette.
I noen tilfeller kan det være fordelaktig å fjerne sulfidskjærstein fra prosessen istedenfor metall-legeringen, i hvilket tilfelle de ovenfor nevnte metallene og forurensningene utvinnes fra sulfidskjærsteinen.
Det er fordelaktig for driften av denne prosessen at oksygen ikke eksisterer i den elektriske ovnen i slike forbindelser hvor det kunne komme inn i gassen, for å hindre kondensa-sjonen og destillasjonen av sink. Selv om jernet inneholdt i råstoffet kan binde små mengder oksygen ved oksydasjon i slagget som jernoksyd, er det fordelaktig at kobberet oppnådd fra omdanneren inneholder så lite oksygen som mulig. På den annen side må kobberet ikke være så svovel løst som det vanligvis kreves i konvensjonelle kobberprosesser. Fordelaktig avbrytes omdanner-rensingen før all skjærstein er forsvunnet fra omdanneren og oksygeninnholdet av kobber begynner å øke.
I forsøkene som ble utført ble kobberskjærstein omdannet med luftrensing, slik at det dannede råkobberet var i likevekt med sulfidskjærsteinen ved ca. 1300°C. Oksygeninnholdet av det resulterende råkobberet var i gjennomsnitt 0,07 #, og dets svovelinnhold var ca. 1 %.
Sulfidskjærstein som skal fjernes fra en elektrisk ovn kan omdannes på kjent måte, f.eks. i en Pierce-Smith omdanner, eller omdannerprosessen utføres fordelaktig kontinuerlig, slik at det i prosessen kontinuerlig tilføres sulfidskjærstein fra den elektriske ovnen, og metallisk kobber fjernes kontinuerlig fra prosessen til den elektriske ovnen. Mengden av skjærstein som skal fjernes fra den elektriske ovnen er tilnærmet støkiometrisk med hensyn på mengden sulfid tilført i ovnen, fordi skjærsteinen ikke må sirkuleres for å opprettholde endotermiske reaksjoner. I foreliggende fremgangsmåte kan varmen som utvikles i omdanneren anvendes for flere formål, f.eks. ved behandling av jarosittavfall fra gamle sinkanlegg, slik at avfallet overføres til økologisk slagg.
Kobberinnholdet av slagget dannet i omdanneren er så høyt, over 6 # på det laveste, at det må behandles i en slaggrenseprosess før fjernelse som avfall. Ved å anvende kalsiumferritt-slagg istendenfor fayalitt-slagg kan kobberinnholdet av omdannerslagget reduseres.
Kjente fremgangsmåter kan benyttes ved slaggrensing, f.eks. reduksjon med et karbonholdig reduksjonsmiddel i en elektrisk ovn. Kobber eller kobberholdig skjærstein oppnådd fra denne prosessen kan tilføres i en sinkutvinnings—elektrisk ovn eller en omdanner.
Sulfidskjærstein kan oksyderes i en omdanner i en mer fullstendig grad, slik at bare råkobber og slagg forblir i reaktoren ved det endelige omdanningstrinnet. Oksygeninnholdet av det resulterende råkobberet er høyt og svovelinnholdet lavere enn i førstnevnte tilfelle; kobberinnholdet av slagget er høyere. Før returnering av kobberet til den elektriske sinkutvinningsovnen kan oksygeninnholdet reduseres i en kjent anode-ovnsprosess, hvor råkobber reduseres med et karbonholdig reduksjonsmiddel.
Dersom råmaterialet i det vesentlige inneholder bly, øker blyinnholdet av skjærsteinen og kobberet til å bli bemerkelsesverdig i en stasjonær driftssituasjon, på grunn av det lave damptrykket av bly. I pilotforsøk, hvor et konsentrat med et blyinnhold på ca. 14 $ > ble behandlet, var blyinnholdet av skjærsteinen ca. 4 ^ på det høyeste, og blyinnholdet av metallet var ca. 14 #. Med hensyn på blyutbyttet er en bemerkelsesverdig faktor blyinnholdet av skjærsteinen, fordi skjærsteinen utvinnes fra ovnen i omdanningsprosessen.
Et godt utbytte av bly krever at omdanningsprosessen og slaggrensingen kontrolleres, slik at så mye av blyet oppløst i skjærsteinen som mulig returnerer til den elektriske ovnen sammen med kobberet. Dette er mulig f.eks. ved å anvende kalsiumferritt-slagg i omdanningsprosessen.
Oppfinnelsen illustreres ved hjelp av figur 1, som er en grafisk fremstilling som viser andelen av blyinnholdene av slagg og skjærstein i omdanningen av blyholdig kobbersulfidskjærstein og i rensingen av slagg.
Fordelingen av bly i omdanningen avhenger av oksydasjons-graden. Ifølge målingene som ble utført opptrer blyinnholdene i omdannerslagget og kobberet, ifølge figur 1, slik at med et lavt kobberinnhold i slagget er blyinnholdet I kobberet høyt sammenlignet med innholdet i slagget, og vise versa.
For å gjøre tapet av bly i avfallsslagg så lavt som mulig er det fordelaktig å kontrollere omdanningsprosessen slik at kobberinnholdet av det dannede slagget er så lavt som mulig. Dette oppnås i en situasjon hvor både det dannede kobberet og slagget står i likevekt med sulfidskjærsteinen.
Blyinnholdet av omdannerslagget reduseres ytterligere til et minimum ved å underkaste slagget en effektiv reduksjon i en slaggrenseprosess, slik at kobberinnholdet av slagget også kan gjøres lavt. I de ovenfor nevnte forsøkene var blyinnholdet av avfallsslagget ca. 0,3 % på det laveste.
Oppfinnelsen skal belyses ytterligere under henvisning til de følgende eksemplene; eksemplene med en temperatur under 1450°C er referanseeksempler.
Eksempel 1
800 g elektrolytt-kobber og 500 g sink-konsentrat ble innført i en digel og oppvarmet i en induksjonsovn til 1300°C. Den
utviklede gassen ble utvunnet og avkjølt for å kondensere sink fra denne. Etter forsøket ble digelen og innholdet deri avkjølt og analysert. Resultatene er angitt i tabellen nedenfor.
Når det samme forsøket ble gjentatt ved 1400°C ble følgende resultater oppnådd:
Eksempel 2
Forsøket beskrevet i eksempelet ovenfor ble gjentatt, med den forskjell at digelen ble oppvarmet til 1500°C. Følgende resultater ble oppnådd:
Eksempel 3
Forsøket fra eksempel 1 ble gjentatt, med den forskjell at digelen ble oppvarmet til 1600°C. Følgende resultater ble oppnådd:
Sinkinnholdet av metall og skjærstein, såvel som svovelinnholdet av metall, er illustrert i figur 2 som funksjon av temperaturen.
Eksempel 4
Inn i en elektrisk forsøksovn ble det tilført 300 kg kobber i tillegg til 200 kg som var igjen fra det foregående forsøket. Kobberet ble smeltet og temperaturen ble regulert til 1380°C. Deretter ble en samlet mengde på 195 kg konsentrat inneholdende sink og bly innført inn i kobberet ved en tilførselshastighet på 57 kg/t ved hjelp av en injeksjons-lanse, og den anvendte bærergassen var nitrogengass, 87 l/kg konsentrat. Etter injeksjonen ble smeltene dannet i ovnen analysert. Resultatene er angitt i tabellen nedenfor:
Eksempel 5
Forsøket ble gjentatt på tilsvarende måte som i eksempel 4, men en ytterligere mengde på 400 kg kobber ble smeltet, og temperaturen ble regulert til 1530°C. En samlet mengde på 210 kg konsentrat ble injisert ved en tilførselshastighet på 41 kg/t, og den anvendte bærergassen var nitrogen, ca. 200 l/kg konsentrat. Resultatene er angitt i tabellen nedenfor:
Eksempel 6
I en elektrisk forsøksovn ble det tilført 300 kg kobber, og temperaturen ble regulert til 1570°C. En samlet mengde på 320 kg konsentrat ble injisert ved en tilførselshastighet på 60 kg/t, og bærergassen var nitrogen, ca. 132 l/kg konsentrat. Resultatene er angitt nedenfor:
Claims (11)
1.
Fremgangsmåte for fremstilling av lett flyktige metaller, så som sink, bly og kadmium, pyrometallurgisk fra et sulfidisk råmateriale, slik at også andre verdifulle metaller inneholdt i råmaterialet utvinnes, karakterisert ved at sinksulfidkonsentratet innføres i en kobbersmelte i en reduksjonsovn som drives ved atmosfæretrykk, og hvis temperatur er 1450-1800° C, slik at ved hjelp av kobbersmelten omdannes sink, bly og kadmium inneholdt i konsentratet til metallisk form, overføres i gassform fra ovnen og kondenseres, mens edelmetaller, jern og kobber hovedsakelig forblir i det smeltede metallet, eller i metallsulfidskjærsteinen som er dannet i ovnen, skjærsteinen sirkuleres i en oksyderende reaktor for å omdanne kobbersulfid tilbake til metallisk kobber, som deretter føres tilbake til reduksjonsovnen.
2.
Fremgangsmåte ifølge krav 1, karakterisert ved at det som reduksjonsovn anvendes en elektrisk ovn.
3.
Fremgangsmåte ifølge krav 1, karakterisert ved at konsentratet injiseres i det smeltede metallet ved hjelp av en bærergass.
4.
Fremgangsmåte ifølge krav 1, karakterisert ved at det smeltede metallet renses ved hjelp av en inertgass som blåses inn.
5.
Fremgangsmåte ifølge krav 1, karakterisert ved at metallsulfidskjærsteinen renses med en inertgass før den føres inn i oksydasjonsreaktoren.
6.
Fremgangsmåte ifølge et hvilket som helst av de foregående krav, karakterisert ved at det som inertgass anvendes nitrogen.
7.
Fremgangsmåte ifølge krav 1, karakterisert ved at det fra reduksjonsovnen føres en støkiometrisk mengde, med hensyn på sulfidråstoffet av sulfidskjærsteinen, inn i oksydasjonsreaktoren.
8.
Fremgangsmåte ifølge krav 1, karakterisert ved at den forflyktigede sinken og andre metaller føres inn i en kondensasjonsreaktor.
9.
Fremgangsmåte ifølge krav 1, karakterisert ved at den forflyktigede sinken og andre metaller føres inn i en destillasjonsreaktor.
10.
Fremgangsmåte ifølge krav 1 og 8, karakterisert ved at de f orf lyktigede metallene, før de føres inn i destillasjonsreaktoren, behandles med smeltet metall inneholdende bly og/eller sink.
11.
Fremgangsmåte ifølge krav 1, karakterisert ved at smeltet metall føres ut fra reduksjonsovnen eller oksydasjonsreaktoren for å utvinne edelmetallene.
Applications Claiming Priority (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
FI922301A FI93659C (fi) | 1992-05-20 | 1992-05-20 | Menetelmä helposti haihtuvien metallien, kuten sinkin, lyijyn ja kadmiumin valmistamiseksi sulfidiraaka-aineista |
Publications (3)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
NO931799D0 NO931799D0 (no) | 1993-05-18 |
NO931799L NO931799L (no) | 1993-11-22 |
NO300334B1 true NO300334B1 (no) | 1997-05-12 |
Family
ID=8535323
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
NO931799A NO300334B1 (no) | 1992-05-20 | 1993-05-18 | Fremgangsmåte for fremstilling av lett flyktige metaller, så som sink, bly og kadmium fra sulfidiske råmaterialer |
Country Status (18)
Country | Link |
---|---|
US (1) | US5403380A (no) |
EP (1) | EP0570942B1 (no) |
JP (1) | JP3433973B2 (no) |
KR (1) | KR0168690B1 (no) |
CN (1) | CN1037531C (no) |
AU (1) | AU664442B2 (no) |
BG (1) | BG60721B1 (no) |
BR (1) | BR9301940A (no) |
CA (1) | CA2096665C (no) |
DE (1) | DE69322198T2 (no) |
ES (1) | ES2124753T3 (no) |
FI (1) | FI93659C (no) |
MX (1) | MX9302903A (no) |
NO (1) | NO300334B1 (no) |
PL (1) | PL173050B1 (no) |
RO (1) | RO109954B1 (no) |
RU (1) | RU2091496C1 (no) |
ZA (1) | ZA933339B (no) |
Families Citing this family (8)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
FI934550A0 (fi) * | 1993-10-14 | 1993-10-14 | Outokumpu Research Oy | Foerfarande och ugnkonstruktion foer anvaendning i processer i vilka laettflyktiga metaller produceras |
US5443614A (en) * | 1994-07-28 | 1995-08-22 | Noranda, Inc. | Direct smelting or zinc concentrates and residues |
CN103602806B (zh) * | 2013-11-15 | 2014-12-31 | 吴鋆 | 一种高铟高铁锌精矿的冶炼方法 |
CN103740932B (zh) * | 2013-12-20 | 2015-08-26 | 中南大学 | 一种高铟高铁锌精矿的处理方法 |
SE543879C2 (en) * | 2019-12-20 | 2021-09-14 | Nordic Brass Gusum Ab | Method for removing lead from brass |
WO2022140805A1 (en) * | 2020-12-21 | 2022-06-30 | Tu Trinh Hong | Process for the production of zinc as zinc oxide or zinc metal directly from sulfide ores. |
CN114182097B (zh) * | 2021-12-08 | 2024-03-12 | 西安建筑科技大学 | 一种含铜锌氧化物与硫化锌协同资源化的方法 |
WO2023154976A1 (en) * | 2022-02-16 | 2023-08-24 | Glencore Technology Pty Limited | Method for processing zinc concentrates |
Family Cites Families (9)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
DE208403C (no) * | ||||
DE154695C (no) * | ||||
US2598745A (en) * | 1950-08-25 | 1952-06-03 | New Jersey Zinc Co | Smelting of zinciferous ore |
US3094411A (en) * | 1959-04-08 | 1963-06-18 | Bernard H Triffleman | Method and apparatus for the extraction of zinc from its ores and oxides |
US3463630A (en) * | 1966-03-03 | 1969-08-26 | Lamar S Todd | Process for producing zinc and related materials |
US3892559A (en) * | 1969-09-18 | 1975-07-01 | Bechtel Int Corp | Submerged smelting |
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 |
AU527613B2 (en) * | 1979-03-09 | 1983-03-10 | British Technology Group Limited | Non-ferrous metals from sulphide ores |
GB2048309B (en) * | 1979-03-09 | 1983-01-12 | Univ Birmingham | Method of recovering non-ferrous metals from their sulphide ores |
-
1992
- 1992-05-20 FI FI922301A patent/FI93659C/fi not_active IP Right Cessation
-
1993
- 1993-05-10 AU AU38471/93A patent/AU664442B2/en not_active Ceased
- 1993-05-12 RU RU9393044975A patent/RU2091496C1/ru not_active IP Right Cessation
- 1993-05-13 US US08/061,207 patent/US5403380A/en not_active Expired - Fee Related
- 1993-05-13 ZA ZA933339A patent/ZA933339B/xx unknown
- 1993-05-18 NO NO931799A patent/NO300334B1/no unknown
- 1993-05-19 BG BG97751A patent/BG60721B1/bg unknown
- 1993-05-19 PL PL93299003A patent/PL173050B1/pl not_active IP Right Cessation
- 1993-05-19 BR BR9301940A patent/BR9301940A/pt not_active IP Right Cessation
- 1993-05-19 RO RO93-00694A patent/RO109954B1/ro unknown
- 1993-05-19 MX MX9302903A patent/MX9302903A/es not_active IP Right Cessation
- 1993-05-19 EP EP93108184A patent/EP0570942B1/en not_active Expired - Lifetime
- 1993-05-19 ES ES93108184T patent/ES2124753T3/es not_active Expired - Lifetime
- 1993-05-19 DE DE69322198T patent/DE69322198T2/de not_active Expired - Fee Related
- 1993-05-20 JP JP13990393A patent/JP3433973B2/ja not_active Expired - Fee Related
- 1993-05-20 CN CN93105936A patent/CN1037531C/zh not_active Expired - Fee Related
- 1993-05-20 KR KR1019930008688A patent/KR0168690B1/ko not_active IP Right Cessation
- 1993-05-20 CA CA002096665A patent/CA2096665C/en not_active Expired - Fee Related
Also Published As
Publication number | Publication date |
---|---|
CA2096665A1 (en) | 1993-11-21 |
CA2096665C (en) | 1998-12-15 |
PL173050B1 (pl) | 1998-01-30 |
BG60721B1 (bg) | 1996-01-31 |
BR9301940A (pt) | 1994-03-01 |
BG97751A (bg) | 1994-03-24 |
ES2124753T3 (es) | 1999-02-16 |
MX9302903A (es) | 1994-02-28 |
DE69322198D1 (de) | 1999-01-07 |
PL299003A1 (en) | 1993-12-13 |
CN1080325A (zh) | 1994-01-05 |
JP3433973B2 (ja) | 2003-08-04 |
RU2091496C1 (ru) | 1997-09-27 |
FI93659C (fi) | 1995-05-10 |
RO109954B1 (ro) | 1995-07-28 |
FI922301A (fi) | 1993-11-21 |
ZA933339B (en) | 1993-11-17 |
KR0168690B1 (ko) | 1999-01-15 |
AU664442B2 (en) | 1995-11-16 |
AU3847193A (en) | 1993-11-25 |
DE69322198T2 (de) | 1999-04-29 |
CN1037531C (zh) | 1998-02-25 |
FI922301A0 (fi) | 1992-05-20 |
NO931799D0 (no) | 1993-05-18 |
EP0570942A1 (en) | 1993-11-24 |
KR930023477A (ko) | 1993-12-18 |
JPH0633156A (ja) | 1994-02-08 |
FI93659B (fi) | 1995-01-31 |
EP0570942B1 (en) | 1998-11-25 |
NO931799L (no) | 1993-11-22 |
US5403380A (en) | 1995-04-04 |
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
US11920210B2 (en) | Pyrometallurgical process | |
US20220226939A1 (en) | Process for the production of crude solder | |
EP3724361A1 (en) | Improvement in copper/tin/lead production | |
US4741770A (en) | Zinc smelting process using oxidation zone and reduction zone | |
EP3724365A1 (en) | Improved copper production process | |
NO153265B (no) | Fremgangsmaate til pyrometallurgisk behandling av en charge inneholdende bly, kobber og svovel | |
US11746395B2 (en) | Solder production process | |
NO300334B1 (no) | Fremgangsmåte for fremstilling av lett flyktige metaller, så som sink, bly og kadmium fra sulfidiske råmaterialer | |
GB2173820A (en) | Smelting sulphidic ore concentrates | |
EP3918097B1 (en) | Improved method for producing high purity lead | |
US3615361A (en) | Fire refining of copper | |
US5332414A (en) | Method for producing high-grade nickel matte and metallized sulfide matte | |
US1896807A (en) | Process for the recovery of platimum and its bymetals from mattes | |
WO1984004933A1 (en) | Electron beam refinement of metals, particularly copper | |
US4334925A (en) | Combined carburization and sulfurization/desulfurization of molybdenum-rich matte | |
US4334924A (en) | Pyrometallurgical oxidation of molybdenum rich matte | |
NO177435B (no) | Fremgangsmåte og anordning for behandling av sinkslig | |
JP4274069B2 (ja) | スラグフューミング法で得られる銅合金とマットの再利用方法 | |
Shamsuddin et al. | Pyrometallurgical Principles | |
WO2020149777A1 (en) | Treatment of ferric iron based material comprising zinc and sulphur | |
CN115821054A (zh) | 一种铅精矿的冶炼方法 |