SE440918B - Procedure for extracting metal values from zinciferous crude lead - Google Patents
Procedure for extracting metal values from zinciferous crude leadInfo
- Publication number
- SE440918B SE440918B SE8400625A SE8400625A SE440918B SE 440918 B SE440918 B SE 440918B SE 8400625 A SE8400625 A SE 8400625A SE 8400625 A SE8400625 A SE 8400625A SE 440918 B SE440918 B SE 440918B
- Authority
- SE
- Sweden
- Prior art keywords
- slag
- reduction
- lead
- zinc
- carried out
- Prior art date
Links
Classifications
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- 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
- C22B19/00—Obtaining zinc or zinc oxide
- C22B19/04—Obtaining zinc by distilling
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)
Abstract
Description
10 NfÛGlSZSf-ii-S steg koks eller annat lämpligt reduktionsmedel till smältan och reduktion genomföres under värmetillförsel och under rotation av konvertern. 10 NfÛGlSZSf-ii-S step coke or other suitable reducing agent to the melt and reduction carried out during heat supply and during rotation of the converter.
I en senare Boliden-patentansökan, SE-A 8302486-9, beskrives ett enstegsför- farande, där reduktionsmedel tillsättes tillsammans med blyråvarorna. Detta förfarande får betraktas som ett förfarande där den oxiderande smältningen och reduktíonen av smältan genomföres simultant och även detta förfarande innefattas således av den definition av blyframställningsförfaranden som omfattas enligt uppfinningen.A later Boliden patent application, SE-A 8302486-9, describes a one-step process. where reducing agents are added together with the lead raw materials. This process may be considered as a process in which the oxidizing melt and the reduction of the melt is carried out simultaneously and also this process is thus covered by the definition of lead production procedures which covered according to the invention.
Det har hittills inte varit möjligt att i samma ugnsenhet utvinna zinkinnehållet vid sidan av bly och eventuella övriga metallvärden i blyrâvarorna. Det normala tillvägagängssättet är att den efter utvinning av bly kvarvarande slaggen överföres till en separat ugnsenhet för ytterligare reduktion och avrykning av zink. Ett sådant förfarande, som kallas slag-fuming, beskrives exempelvis i Min.Mag. (Aug 1965), Vol. 113, No 2, sid 114-122.Until now, it has not been possible to extract the zinc content in the same oven unit in addition to lead and any other metal values in the lead raw materials. The normal the procedure is that the slag remaining after extraction of lead transferred to a separate oven unit for further reduction and fumigation of zinc. Such a method, called blow fuming, is described, for example and Min.Mag. (Aug 1965), Vol. 113, No. 2, pp. 114-122.
Vid smältning och reduktion av blyrâvaror vid användning av inledningsvis beskrivna processer är reduktionsförloppet mycket selektivt och om reduktíonen brytes vid en blyhalt i slaggen av ca 1 à 2% förekommer endast liten zinkavryk- ning, dvs avdestillation av zink. En bidragande orsak till detta förhållande kan vara att det inte förekommer nâgra koncentrationsgradienter i smältan och ej heller någon genomströmning av gas genom smältan. Detta har medfört problem vid sådana processer, i de fall zinkhaltiga material alls kunnat upparbe- tas, eftersom man eftersträvat att av processkäl utvinna åtminstone den väsentliga delen av zinkvärdena i ett och samma steg. Detta innebär att man för att säkerställa att ingen zinkavrykning alls äger rum i smältreduktionssteget måste avbryta reduktíonen vid blyhalter över 2-396, vilket innebär problem när slaggen sedan behandlas i ett separat slaggbehandlingssteg, exempelvis genom slag-fuming. I detta andra slaggbehandlingssteg avrykes då genom reduktion vid hög temperatur såväl resterande blyinnehâll som hela zinkinne- hàllet, varvid bly- och zinkvärdena tilvaratages som en s.k. blandoxid efter oxidation i gasfas. Denna blandoxid kräver ett ytterligare separationssteg för eliminering av blyínnehället i åtminstone väsentlig utsträckning innan zinkvärdena kan utnyttjas för vidare upparbetning till zinkprodukter. »nu .__ ..._ "šåšwïoifïifiiif Bßiüüßflåi-S Det har nu emellertid överraskande visat sig möjligt att selektivt i samma ugnsenhet utvinna såväl bly- som zinkvärdena ur en zinkhaltig blyrävara vid blyframställningsprocesser av inledningsvis angivet slag om framställningen genomföres i enlighet med förfarandet enligt föreliggande uppfinning, vilket förfarande kännetecknas av de steg som framgår av tillhörande patentkrav.When melting and reducing lead raw materials when using initially described processes, the reduction process is very selective and about the reduction is broken at a lead content in the slag of about 1 to 2%, only a small amount of zinc distillation of zinc. A contributing factor to this relationship may be that there are no concentration gradients in the melt nor any flow of gas through the melt. This has led problems in such processes, in cases where zinc-containing materials have been taken, as efforts have been made to extract at least it for procedural reasons essential part of the zinc values in one and the same step. This means that one to ensure that no zinc evaporation takes place at all in the melt reduction step must interrupt the reduction at lead levels above 2-396, which poses problems when the slag is then treated in a separate slag treatment step, for example by blow-fuming. In this second slag treatment step is then stripped through reduction at high temperature as well as the remaining lead content as well as the entire zinc content the hold, whereby the lead and zinc values are utilized as a so-called mixed oxide after oxidation in gas phase. This mixed oxide requires an additional separation step for the elimination of the lead content to at least a significant extent before the zinc values can be used for further processing into zinc products. "now .__ ..._ "šåšwïoifïi fi iif Bßiüüß fl åi-S However, it has now surprisingly been found possible to selectively in the same furnace unit extract both the lead and zinc values from a zinc-containing lead raw material at lead production processes of the kind initially indicated on the production is carried out in accordance with the method of the present invention, which process is characterized by the steps set forth in the appended claims.
Smältningen enligt uppfinningen genomförs så att det bildas en smälta inne- fattande en slagg, i vilken bly, zink och eventuellt andra mer oädla av de i blyrâvaran förekommande elementen, förekommer i oxidisk form. Nödvändiga slaggbildare tillsättes i mängder avpassade att ge slaggen en trögflytande konsistens vid vald reduktionstemperatur åtminstone när blyhalten i slaggen sjunkit till värden under 1 á 2%. Reduktionen av smältan genomföras med fast kolhaltigt reduktionsmedel, exempelvis kol eller koks, vilket bringas att inblandas i och även bilda en suspension med slaggen. Härvid kommer reduktionsmedlet att "inbakas" i den trögflytande (viskösa) slaggen. Reduk~ tionsmedlet hâlles suspenderat i slaggen åtminstone under den senare delen av reduktionsperioden, då zinkreduktionen skall äga rum. Zinkreduktionen sker enligt uppfinningen snabbt, när blyhalten i slaggen på grund av utreduktion av bly och bildning av en räblysmälta sjunkit till 1 á296. Genom inverkan av det i slaggen finfördelade reduktionsmedlet reduceras zinkoxiden i slaggen till metallisk zink, som avryker som zinkånga vid de reducerande förhållanden och den temperatur som gäller för reduktionen.The melting according to the invention is carried out so that a melt is formed inside taking a slag, in which lead, zinc and possibly other more base of the the elements present in the lead raw material, occur in oxidic form. Necessary slag formers are added in amounts adapted to give the slag a viscous liquid consistency at the selected reduction temperature at least when the lead content in the slag decreased to values below 1 á 2%. The reduction of the melt is carried out with solid carbonaceous reducing agent, for example carbon or coke, which is brought to be involved in and also to form a suspension with the slag. Here comes the the reducing agent to be "baked" into the viscous (viscous) slag. Reduk ~ the agent is kept suspended in the slag at least during the latter part of the reduction period, when the zinc reduction is to take place. Zinc reduction occurs according to the invention quickly, when the lead content in the slag due to dehydration of lead and the formation of a rage lead melt dropped to 1 á296. Through impact of the reducing agent atomized in the slag, the zinc oxide in the slag is reduced to metallic zinc, which evaporates as a zinc vapor under the reducing conditions and the temperature applicable to the reduction.
En sannolik förklaring till att zink kan avrykas enligt uppfinningen är att i slaggen sker koloxidbildning genom slaggens svagt oxiderande verkan på det fasta reduktionsmedlet enligt C + Oslagg ___: CO Den bildade koloxiden reagerar i sin tur med zinkoxiden i slaggen enligt ZnO ' + CO i Zn + CO slagg 2 Den enligt reaktionen bildade koldioxiden fâr på grund av slaggens stora visko- sitet en väsentligt förlängd uppehållstid vilket gynnar dess benägenhet att PQQ ta 84Ûfl625=~å reduceras av det likaledes i slaggen i suspensionen befintliga fasta reduktions- medlet enligt Boudouard-reaktionen C02 + C g 2 CO Koloxiden som alltså också bildas i slaggen går till ytterligare reduktion av zinkoxid.A probable explanation for the fact that zinc can be evaporated according to the invention is that in the slag, carbon monoxide formation occurs through the weak oxidizing effect of the slag on the solid reducing agent according to C + Oslagg ___: CO The carbon monoxide formed in turn reacts with the zinc oxide in the slag according to ZnO + CO and Zn + CO slag 2 Due to the high viscosity of the slag, the carbon dioxide formed according to the reaction the site has a significantly extended residence time, which benefits its tendency to PQQ ta 84Û fl625 = ~ å is reduced by the solid reducing agent also present in the slag in the suspension. the agent according to the Boudouard reaction CO 2 + C g 2 CO The carbon monoxide, which is thus also formed in the slag, goes to a further reduction of zinc oxide.
Pâ detta sätt effektiviseras zinkreduktionen och zink kan, om man valt en slaggsammansättning som är viskös även vid hög temperatur, avdrivas ur slaggen vid praktiskt taget stökiometrisk âtgâng av reduktionsmedel (räknat på kolmängden).In this way, the zinc reduction is made more efficient and zinc can, if one has been chosen slag composition that is viscous even at high temperature is stripped off slag at practically stoichiometric consumption of reducing agents (calculated on the amount of coal).
Det är svårt att ange någon exakt slaggsammansättning för genomförande av förfarandet, då slagger och särskilt silikatslagger kan uppvisa förhöjd visko- sitet vid mycket varierande sammansättningar. Allmänt kan dock sägas att man skall sträva efter att välja en slaggsammansättning som bibehåller förhöjd viskositet även vid temperaturer i intervallet 1050-1300°C och eventuellt även däröver. Om slaggen är en järnkalciumsilikatslagg erhålles god effekt vid slaggsammansättningar med följande innehåll av huvudkomponenterna: -3096 SiOz, 25-3596 CaO, (2596 FeO och 5-1096 MgO + A12O3. Varje metallurg kan med kännedom om reduktionstemperatur och eventuella flussande komponenter i slagg bestämma en för varje enskilt fall lämplig sammansättning.It is difficult to specify an exact slag composition for implementation of the process, as slag and in particular silicate slag may show increased viscosity. site in very varied compositions. In general, however, it can be said that one should strive to choose a slag composition that retains elevated viscosity even at temperatures in the range 1050-1300 ° C and possibly even above. If the slag is an iron calcium silicate slag, a good effect is obtained in the case of slag compositions with the following contents of the main components: -3096 SiO 2, 25-3596 CaO, (2596 FeO and 5-1096 MgO + Al 2 O 3. Each metallurgist can with knowledge of reduction temperature and any fluxing components in slag determine a composition suitable for each individual case.
En lämplig sammansättning har visat sig vara ca 25% SiOZ, ca 30% CaO, ca 20% FeO och 6-896 MgO + A12O3.A suitable composition has been found to be about 25% SiO 2, about 30% CaO 2, about 20% FeO and 6-896 MgO + Al 2 O 3.
Eftersom PbO i allmänhet gör slaggens flytbarhet bättre är det inget krav eller ens önskvärt att slaggen skall vara särskilt viskös under blyreduktions- fasen. Det är först när blyhalten i slaggen sjunkit till under ca 2% som zinkre- duktion inträder och det är således slaggens sammansättning efter utreduktion av huvudmängden av blyet som är avgörande för zinkreduktionsresultatet.Since PbO generally improves the slag surface performance, it is not a requirement or even desirable for the slag to be particularly viscous during lead reduction phase. It is only when the lead content in the slag has fallen below about 2% that the zinc production occurs and it is thus the composition of the slag after investigation of the main amount of lead that is crucial for the zinc reduction result.
För att upprätthålla reduktionsmedlet i suspension med slaggen, omröres lämpligen slaggen kraftigt. Omröringen kan ske på många sätt, genom mekanisk, ÉÉoa _25 84-006 25~3 pneumatisk eller elektrisk inverkan, men det är synnerligen lämpligt att genom- föra omröringen genom ugnsrotation. För att möjliggöra genomförande av förfarandet i en och sam ma ugnsenhet väljes då företrädesvis en roterkonverter, exempelvis av Kaldo-typ, för smältningen. En ytterligare fördel med roterkon- vertrar av denna typ som smält- och reduktionsenhet är, att dessa är synner- ligen lämpliga vid hantering av viskösa slagger. Man behöver inte riskera att ugnsdriften störs av lokala igensättningar, exempelvis på grund av bildade stelnade slaggklumpar eller att seg slagg fastnar i eller tränger in i formor och dysor och sätter igen dessa.To maintain the reducing agent in suspension with the slag, stir suitably the slag heavily. Stirring can take place in many ways, by mechanical, ÉÉoa _25 84-006 25 ~ 3 pneumatic or electrical impact, but it is particularly appropriate to bring the stirring by oven rotation. To enable the implementation of the method in one and the same furnace unit, then preferably a rotary converter, for example of the Kaldo type, for the melting. An additional advantage of rotary con- of this type as a melting and reducing unit is that these are suitable for handling viscous slag. You do not have to take risks that the kiln operation is disturbed by local clogging, for example due to formed solidified slag lumps or that tough slag gets stuck in or penetrates into molds and nozzles and clogs them.
Reduktionstemperaturen bör vid zinkavrykningen ligga inom intervallet 1150- 1250°C, men även lägre temperaturer kan bli nödvändiga pá grund av slaggens sammansättning. I sådana fall försämras naturligtvis kínetíken för zínkreduk- tionen. Även högre temperaturer, upp till 1300°C och t o m däröver kan använ- das under förutsättning att slaggens viskositet kan hållas tillräckligt hög.The reduction temperature in the case of zinc defrosting should be in the range 1150- 1250 ° C, but even lower temperatures may be necessary due to the slag composition. In such cases, of course, the kinetics of zinc reduction are impaired. tion. Even higher temperatures, up to 1300 ° C and even above can be used. provided that the viscosity of the slag can be kept high enough.
Reduktionen av såväl bly som zink kan ytterligare paskyndas om fast karbonat- haltigt material tillsättes slaggen förutom reduktionsmedlet. Även karbonat- materialet skall bringas i suspension med slaggen för att dess positiva inverkan på reduktionen skall kunna utnyttjas.The reduction of both lead and zinc can be further accelerated if solid carbonate content, the slag is added in addition to the reducing agent. Also carbonate the material must be brought into suspension with the slag in order for its positive effect on the reduction must be able to be used.
Uppfinningen skall nu ytterligare beskrivas i en föredragen utföringsform i form av exempel.The invention will now be further described in a preferred embodiment in the form of examples.
Exemæl En blandning bestående av 24 t av ett blykoncentrat innehållande bl a 59,396 Pb, 7,596 Zn, 0,996 S, 1,896 Fe, 3,796 S102 + Al203 samt 3,8%C (föreliggande som karbonat) jämte 6t av ett annat blykoncentrat innehållande 58,196 Pb, 8,396 Zn, 3,596 S, 1,296 Fe, 2% SiOZ + Al2O3 samt 4,26% C (föreliggande som karbonat) tillsattes i satser om ca 6 t under 2 h till en Kaldo-konverter. Dess- utom tillsattes i varje sats 1,2 t kalksten och 0,6 t järnoxid som slaggbildare.Exemæl A mixture consisting of 24 t of a lead concentrate containing, inter alia, 59.396 Pb, 7.596 Zn, 0.996 S, 1.896 Fe, 3.796 S102 + Al 2 O 3 and 3.8% C (present as carbonate) together with 6t of another lead concentrate containing 58,196 Pb, 8,396 Zn, 3,596 S, 1,296 Fe, 2% SiO 2 + Al 2 O 3 and 4.26% C (present as carbonate) was added in batches of about 6 h over 2 hours to a Kaldo converter. Its- except in each batch, 1.2 t of limestone and 0.6 t of iron oxide were added as slag formers.
I första satsen tillsattes också 0,8 t kvarts, medan i övriga satser tillsattes 0,3 t koks. šbgg Qrianirr Müflfiíšfl Chargen uppvärmdes och smältes med hjälp av en olje-syrgasbrännare, varvid oljeåtgângen under uppvärmning och smältningen uppgick till 30751 och syre- åtgângen '(690 Nms. Själva smältningen tog 240 min, medan förvärmníngen tog 80 min. Efter ca 160 min smältning, då blyhalten i slaggen genom reduktion sjunkit till under 2%, började slaggen bli vískös. Temperaturen ökades något till ca 1100°C och upprätthölls sä under ytterligare ca 80 min, varvid zinkav- rykning ägde rum. Zinkhalten sjönk därvid från ca 15% till ca 196. Efter avslutad zinkreduktion uttogs 8 t slagg innehållande 1,59» Pb, 1,096 Zn, 14,696 Fe, 27,596 SiO2, 2,996 MgO, 4,196 A12O3 och 27,996 CaO. Bly uttogs i form- av ca 20 t räblysmälta innehållande 99,696 Pb. Från den utgående ugnsgasen kunde ca 2 t Zn utvinnas i gasreningssystemet.In the first batch, 0.8 t of quartz was also added, while in the other batches it was added 0.3 t coke. šbgg Qrianirr Mü flfi íš fl The batch was heated and melted using an oil-oxygen burner, thereby oil consumption during heating and smelting amounted to 30751 and oxygen the process' (690 Nms. The melting itself took 240 min, while the preheating took 80 min. After about 160 minutes of melting, then the lead content in the slag by reduction dropped to below 2%, the slag began to become viscous. The temperature increased slightly to about 1100 ° C and was maintained for a further 80 minutes, during which time the zinc smoking took place. The zinc content then dropped from about 15% to about 196. After completion zinc reduction was taken 8 t slag containing 1.59 »Pb, 1.096 Zn, 14.696 Fe, 27,596 SiO 2, 2,996 MgO, 4,196 Al 2 O 3 and 27,996 CaO. Lead was extracted in the form of about 20 t of lead lead containing 99,696 Pb. From the outgoing oven gas about 2 t Zn could be recovered in the gas purification system.
Claims (6)
Priority Applications (13)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
SE8400625A SE440918B (en) | 1984-02-07 | 1984-02-07 | Procedure for extracting metal values from zinciferous crude lead |
IN967/DEL/84A IN162085B (en) | 1984-02-07 | 1984-12-28 | |
AU37323/85A AU565803B2 (en) | 1984-02-07 | 1985-01-04 | Refining of lead by recovery of materials containing tin or zinc |
ZA85383A ZA85383B (en) | 1984-02-07 | 1985-01-17 | A method for recovering the metal values from materials containing tin and/or zinc |
CA000472259A CA1233027A (en) | 1984-02-07 | 1985-01-17 | Method for recovering the metal values from materials containing tin and/or zinc |
US06/696,095 US4571260A (en) | 1984-02-07 | 1985-01-29 | Method for recovering the metal values from materials containing tin and/or zinc |
MA20568A MA20344A1 (en) | 1984-02-07 | 1985-02-01 | PROCESS FOR RECOVERING METALS FROM MATERIALS CONTAINING TIN AND / OR ZINC |
EP85850038A EP0153914A1 (en) | 1984-02-07 | 1985-02-04 | A method for recovering the metal values from materials containing tin and/or zinc |
DD85273045A DD234444A1 (en) | 1984-02-07 | 1985-02-05 | METHOD OF RECOVERING METAL VEST OF MATERIALS CONTAINING TO AND / OR ZINC |
JP60021585A JPS60187635A (en) | 1984-02-07 | 1985-02-06 | Collection of metal valuables from substances containing tin and zinc |
ES540183A ES540183A0 (en) | 1984-02-07 | 1985-02-06 | A METHOD OF RECOVERING METALS FROM MATERIALS CONTAINING AT LEAST ONE OF THE METALS ZINC AND TIN |
PL25186885A PL251868A1 (en) | 1984-02-07 | 1985-02-07 | Method of recovering metals from tin and/or zinc containing raw materials |
CN198585101919A CN85101919A (en) | 1984-02-07 | 1985-04-01 | By contain tin and/reclaim the method for precious metals in the zinc raw material |
Applications Claiming Priority (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
SE8400625A SE440918B (en) | 1984-02-07 | 1984-02-07 | Procedure for extracting metal values from zinciferous crude lead |
Publications (3)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
SE8400625D0 SE8400625D0 (en) | 1984-02-07 |
SE8400625L SE8400625L (en) | 1985-08-08 |
SE440918B true SE440918B (en) | 1985-08-26 |
Family
ID=20354632
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
SE8400625A SE440918B (en) | 1984-02-07 | 1984-02-07 | Procedure for extracting metal values from zinciferous crude lead |
Country Status (6)
Country | Link |
---|---|
JP (1) | JPS60187635A (en) |
CN (1) | CN85101919A (en) |
DD (1) | DD234444A1 (en) |
IN (1) | IN162085B (en) |
SE (1) | SE440918B (en) |
ZA (1) | ZA85383B (en) |
Families Citing this family (10)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
JP2009041051A (en) * | 2007-08-07 | 2009-02-26 | Sumitomo Metal Mining Co Ltd | Slag-fuming method |
RU2469114C1 (en) * | 2011-03-29 | 2012-12-10 | Общество с ограниченной ответственностью "Институт Гипроникель" | Tin-containing material processing method |
CN103540762B (en) * | 2012-07-11 | 2015-06-17 | 陕西锌业有限公司 | Lead melting copper removal refining process for industrial frequency coreless-type electric induction furnace |
CN102925702B (en) * | 2012-11-14 | 2014-11-26 | 江西自立环保科技有限公司 | Process for recovering copper and zinc and tin and lead by utilizing side blown converter at the bottom |
CN103060571B (en) * | 2013-01-21 | 2014-03-26 | 北京科技大学 | Method for recovering lead and tin in silver separating residue of copper anode mud of circuit board by pyrogenic process |
JP2014196560A (en) * | 2013-03-08 | 2014-10-16 | Dowaメタルマイン株式会社 | Metal recovery method |
CN104060104B (en) * | 2014-05-13 | 2016-04-13 | 中国恩菲工程技术有限公司 | Bottom blowing tin-making process |
BE1025769B1 (en) * | 2017-12-14 | 2019-07-08 | Metallo Belgium | Improved pyrometallurgical process |
CN109881017A (en) * | 2019-01-15 | 2019-06-14 | 湖南工业大学 | A kind of method and its process system of tin cigarette ash suspension vulcanization-air draught oxidation separation metallic tin |
CN115011814B (en) * | 2022-06-09 | 2023-08-22 | 浙江亚通新材料股份有限公司 | Method for efficiently recycling tin from tin slag generated in wave soldering |
-
1984
- 1984-02-07 SE SE8400625A patent/SE440918B/en not_active IP Right Cessation
- 1984-12-28 IN IN967/DEL/84A patent/IN162085B/en unknown
-
1985
- 1985-01-17 ZA ZA85383A patent/ZA85383B/en unknown
- 1985-02-05 DD DD85273045A patent/DD234444A1/en unknown
- 1985-02-06 JP JP60021585A patent/JPS60187635A/en active Pending
- 1985-04-01 CN CN198585101919A patent/CN85101919A/en active Pending
Also Published As
Publication number | Publication date |
---|---|
SE8400625D0 (en) | 1984-02-07 |
IN162085B (en) | 1988-03-26 |
SE8400625L (en) | 1985-08-08 |
DD234444A1 (en) | 1986-04-02 |
CN85101919A (en) | 1987-01-10 |
JPS60187635A (en) | 1985-09-25 |
ZA85383B (en) | 1985-09-25 |
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
CN116732344A (en) | Lithium-rich metallurgical slag | |
SE440918B (en) | Procedure for extracting metal values from zinciferous crude lead | |
US4571260A (en) | Method for recovering the metal values from materials containing tin and/or zinc | |
FI65809C (en) | PYROMETALLURGICAL SHOP FOUNDATION FOER RAFFINERING AV RAOKOPPAR ELER KOPPARSKROT | |
SE441189B (en) | PROCEDURE FOR MANUFACTURING METALLIC LEAD THROUGH MELT REDUCTION | |
US4519836A (en) | Method of processing lead sulphide or lead-zinc sulphide ores, or sulphide concentrates, or mixtures thereof | |
CA1086073A (en) | Electric smelting of lead sulphate residues | |
US4521245A (en) | Method of processing sulphide copper- and/or sulphide copper-zinc concentrates | |
US1414491A (en) | Method for the recovery of metallic values from slag | |
JPS6092434A (en) | Treatment of copper sulfide and/or copper sulfide-zinc rich ore | |
US3262773A (en) | Process for the removal of arsenic, antimony, tin and other acid oxide producing impurities from copper | |
CA1153561A (en) | Separation of antimony | |
US3607232A (en) | Refining lead | |
US1982873A (en) | Treatment of beryllium-bearing ores | |
AP617A (en) | Recovery of metal values from slags in an open arc D.C. furnace. | |
US1989734A (en) | Production of bismuth | |
US1569483A (en) | Process for the treatment of oxidic raw materials | |
RU2224034C1 (en) | Platinum metal extraction method | |
US1642358A (en) | Method of treating lead dross | |
US1785247A (en) | Recovery of metallic elements and alloys | |
SU996488A1 (en) | Method for processing waste storage batteries | |
SU947209A1 (en) | Method for removing copper from slags of lead batch melting | |
US1098854A (en) | Process for separating bismuth from copper. | |
SU1421960A1 (en) | Method of removing accretion in shaft furnaces | |
US378136A (en) | And frederick |
Legal Events
Date | Code | Title | Description |
---|---|---|---|
NUG | Patent has lapsed |
Ref document number: 8400625-3 Effective date: 19900215 Format of ref document f/p: F |