SE446014B - Selektiv reduktion av tunga metaller ur finkornigt, i huvudsak oxidiskt, material - Google Patents
Selektiv reduktion av tunga metaller ur finkornigt, i huvudsak oxidiskt, materialInfo
- Publication number
- SE446014B SE446014B SE8101495A SE8101495A SE446014B SE 446014 B SE446014 B SE 446014B SE 8101495 A SE8101495 A SE 8101495A SE 8101495 A SE8101495 A SE 8101495A SE 446014 B SE446014 B SE 446014B
- Authority
- SE
- Sweden
- Prior art keywords
- amount
- metals
- iron
- reduction
- slag
- 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
- C22B5/00—General methods of reducing to metals
- C22B5/02—Dry methods smelting of sulfides or formation of mattes
- C22B5/10—Dry methods smelting of sulfides or formation of mattes by solid carbonaceous reducing agents
-
- 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
- C22B5/18—Reducing step-by-step
-
- 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
- C22B4/005—Electrothermal treatment of ores or metallurgical products for obtaining metals or alloys using plasma jets
Landscapes
- Engineering & Computer Science (AREA)
- Chemical & Material Sciences (AREA)
- Organic Chemistry (AREA)
- Materials Engineering (AREA)
- Mechanical Engineering (AREA)
- Metallurgy (AREA)
- Manufacturing & Machinery (AREA)
- Physics & Mathematics (AREA)
- Plasma & Fusion (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
15 20 25 30 8101495-5 koppar. Denna raffineras i smälta från i stort sett alla metalliska föroreningar utom ädelmetaller, vilka kan borttagas endast genom elektrolytisk raffinering.
Denna kända process har vissa nackdelar. En sådan är det stegvisa och tidsmässigt mycket ojämna borttagandet av svavel, som dels skapar miljöproblem och dels för- svårar utnyttjandet av svaveldioxiderna för svavelsyra- tillverkning. En annan nackdel kommer fram när man, som i moderna kopparverk, arbetar med en relativt hög kopparhalt i skärstenen, då man får en så hög koppar- halt i slaggen, att denna måste undergå en särskild behandling. Slutligen kan nämnas att många kopparrå- varor ofta har en betydande halt av zink, som normalt går förlorad i slaggen.
Vad som ovan sagts om sulfidiska kopparråvaror kan också tillämpas på sulfidiska bulkkoncentrat. Ofta förekommer svavelkis i mineralfyndigheter tillsammans med andra metallsulfider, särskilt zinkblände, kopparkis och bly- glans. I många fall kan man krossa och mala godset så att de olika mineralen bildar separata korn och därför kan tekniskt separeras genom flotation, men ofta är basmetallmineralen så finkorniga att man inte med accep- tablautbyten kan få fram olika metallfraktioner; däremot kan man avskilja huvuddelen av svavelkisen och samla bas- brukar ha Cu, 2 - 6% Pb, av ädelme- metallerna i ett s k bulkkoncentrat. Dessa sammansättning av storleksordningen 1 - 4% 15 - 25% Zn samt därjämte betydande halter taller. Det finns idag inga metallurgiska verk som be- handlar sådana koncentrat, utan man måste ta dem till- sammans med den normala beskickningen till koppar-, bly- eller zinkverk och försöka utvinna hela metallinne- hållet ur slagger, drosser eller andra biprodukter. Så- lunda kan genom slag-fuming utvinnas zinkkoncentrat ur 10 15 20 25 30 8101495-3 slagger från koppar- och blyverk, koppar fås ur dross vid blyraffinering och bly kan framställas ur lakresten från zinkverk.
Alla dessa metoder ger dock endast koncentrat av andra metaller än huvudmetallen, och utvinning av metall ur dessa kostar ungefär lika mycket som utvinning ur malm- koncentrat. dSlag-fuming är ett ganska vanligt förfarande för ut- vinning av zink- och blyinnehållet ur slagger från Kkoppar- och blyverk. Man blåser in kolpulver och ett underskott av luft in i den smälta slaggen, varvid zink och bly utreduceras och bildar metallânga, vilken förbrännas och bildar ett fint stoft av oxider i av- gasen. Efter rening av denna får man s k blandoxid, en blandning av zink- och blyoxid; därjämte finns en mängd andra föroreningar, t ex oxider av tenn och vis- mut, vidare fluorider och klorider samt svavel i form av sulfat.
Det vanliga sättet att utvinna metallinnehållet är efter s k klinkring, vid vilken blandoxiden får undergå en lätt reduktion vid ea 125o°c, då bly och flertalet ' föroreningar reduceras och förångas ur blandoxiden i en roterugn. Man_får ut dels en förtyngd men någorlunda ren zinkoxid, kalkad klinker, och ett s k blydamm som huvudsakligen består av blysulfat jämte föroreningar.
Klinker måste behandlas i ett zinkverk, vanligen genom lakning och elektrolys, medan blydammet tages till- sammans med annan beskickning till ett blyverk.
Ferronickel är en legering bestående av 20 - 35% Ni och resten järn; den används som nickelbärare för fram- ställning av rostfritt stål eller annat specialstål. 10 15 20 25 30 8101495-3 Ferronickel framställs i stort sett på samma sätt som elekt- rotackjärn genom reduktion av sintrad och eventuellt för- reducerad malm med koks i en elektrodugn. Eftersom malmen vanligen innehåller mera järn i förhållande till nickel- innehållet än vad man önskar i den färdiga ferronickeln, måste man ofta genom konverterblåsning förslagga en viss del av det utreducerade järnet.
För framställning av ferrokrom med 65 - 70% Cr måste man ha ,en kromitmalm med högt Cr:Fe-förhållande, s k ratio, helst _omkring 3. Sådan krommalm är ganska sällsynt och betingar ett avsevärt högre pris än låg-ratio-malm med en ratio av ca 1,8. Det är därför önskvärt att på ett enkelt sätt an- rika låg-ratio-malm. Vissa metoder finns föreslagna, som vanligen bygger på framställning av järnsvamp ur kromiten ' och borttagande av det metalliska järnet ur denna, men de är ganska komplicerade och miljöförstörande.
Ibland förekommer vanadin tillsammans med magnetit men där- vid ofta i så låga halter, omkring 1%, att vanadinutvinning genom pelletisering av magnetiten med soda, och urlakning av det bildade vanadatet blir kostsam. Vidare blir pellet- kvaliteten efter lakning så låg att materialet knappast kan säljas som pellets.
Det har nu överraskande visat sig möjligt att undanröja ovannämnda nackdelar och olägenheter, medelst sättet en- ligt föreliggande uppfinning som kännetecknas av att en 'sådan effektiv syrepotential inställes genom att den in- blåsta materialströmmen riktas så, att den huvudsakligen bringas i kontakt med i ugnens nederdel bildad smälta, var- vid i schaktet befintlig koksmängd huvudsakligen icke del- tager i reduktionen, vid vilken syrepotential den eller de önskade metallerna överföres i en särskild isolerbar fas, såsom metallsmälta, metallånga, speiss eller skär- sten, och vid vilken övriga metaller bringas att ingå i en slaggfas som kan isoleras såsom slaggsmälta. 10 15 20 25 8101495-3 Enligt en föredragen utföringsform av uppfinningen instäl- les den effektiva syrepotentialen genom reglering av för- hållandet mellan mängden inblåst reduktionsmedel och mäng- den inblåst oxidmaterial.
Enligt en utföringsform av uppfinningen inställes den effektiva syrepotentialen genom reglering av den till- förda värmeenergimängden, varvid en för denna potential erforderlig medeltemperatur erhålles.
Enligt en utföringsform av uppfinningen uttages i det oxi- diska materialet ingående zink ur ugnen som metallånga, vilken kondenseras och utvinnes som metallsmälta.
Ytterligare kännetecken hos uppfinningen framgår av de efterföljande patentkraven.
Beträffande den för uppnáende av önskad selektivitet vikti- ga reduktionstemperaturen kan nämnas att denna måste väljas med hänsyn till vilka av ingående metaller man vill ha ut- reducerade och Vilken halt av dessa man kan acceptera i slaggen. Avgörande är i de flesta fall hur järnet beter sig, d v s om det är i huvudsak oreducerat, delvis utredu- cerat eller i stort sett fullständigt utreducerat. Vid behandling av material ur vilka man vill utvinna koppar, zink och/eller bly men inte järn bör temperaturen inte över- stiga ca l350°C. Om endast en del av järnet skall utreduce- ras t ex vid framställning av ferronickel ur material som bildar sur slagg, kan temperaturen få uppgå till ca l600oC, men om allt järn men inte krom skall avskiljas ur en basisk slagg bör temperaturen ca l650oC inte över- skridas. i 10 15 20 25 8101495-3 Ovan angivna nackdelar vid kopparutvinning ur sulfidiska råvaror kan undvikas genom tillämpning av föreliggande upp- finning. Man avlägsnar därvid först allt svavel genom s k dödrostning; denna utföres kontinuerligt och ger en hög och jämn koncentration av svaveldioxid i avgasen, vilket under- lättar utnyttjandet och minskar miljöproblemen. Det erhåll- na rostgodset blåses tillsammans med en viss mängd kolpul- ver och slaggbildare in i en plasmavärmeugn. Kolpulvermäng- den och andra betingelser för smältprocessen är så avpassa- de, att i ugnen utreduceras all koppar men endast en liten del av järninnehâllet till en metallsmälta, kallad svart- koppar, då den vid stelnandet får en av järnoxid i ytskik- tet betingad svart färg. Huvudsakliga mängden järn samt all gångart bildar en slagg, som har mycket låg kopparhalt eftersom den står i jämvikt med metalliskt järn i svart- kopparn. Råvarans zinkinnehåll utreduceras och bildar zink- ånga, som stiger upp med avgasen genom ugnsschaktet och kondenseras till flytande metallisk zink vid kylning av avgasen.
Man har sålunda på detta sätt kunnat undvika.de nackdelar som karaktäriserar den vanliga kopparframställningen av sulfidiska råvaror.
En nackdel är givetvis att man behöver tillföra elenergi för reduktionssmältningen men, som framgår av resultatet från försökssmältningen som redovisas nedan, är denna energimängd av samma stofleksordning som den som erford- ras vid smältning av kopparslig i elugn. 8101495-3 Föreliggande uppfinning är också applicerbar på bulkkoncentratet, varvid bulkkoncentratet först rostas för avlägsnande av nästan allt svavel; man låter så mycket vara kvar som behövs för bildning av koppar- 5 skärsten. Därjämte avrostas andra flyktiga föroreningar, t ex arsenik. Rostgodset smältes nu på samma sätt som angivits för rostgods från kopparkoncentrat. Eftersom zink är den största av basmetallerna, är den plasma- värmda schaktugnen företrädesvis kopplad till en zink- 10 kondensor, där utreducerad zink tillvaratages. Koppar och en del järn bildar skärsten, men blyet bildar en särskild metallsmälta som skiljer sig från skärstenen.
Reduktionen utföres selektivt, så att huvuddelen av järninnehållet jämte gångartsbeståndsdelar samlas i 15 slaggen. Av ädelmetallerna går guldet huvudsakligen i kopparskärstenen medan silvret mestadels samlas i blyet.
Man har sålunda här i ett process-steg fått fram hög- värda metallprodukter ur det rostade bulkkoncentratet, nämligen kopparskärsten, ur vilken man lätt framställer 20 kopparmetall, råbly klart för raffinering samt zink, som praktiskt taget är salufärdiga. Ur koppar och bly utvinnes ädelmetallerna enligt kända metoder.
En enklare behandlingsmetod för behandling av blandoxid är att tillämpa föreliggande uppfinning. Därvid skall 25 dock sådana föroreningar som klorider och fluorider först avlägsnas, vilket enklast sker genom s k lätt- klinkring, då blandoxiderna behandlas i en roterugn Mflæåhalogenerna och svavel går bort men bly och andray 30 metaller stannar kvar i lättklinkern.
Lättklinkern reduceras med fördel i en plasmavärmd schakt- ugn. Man får direkt fram flytzink i kondensorn, och nedtill samlas bly, som i sig löser tenn, vismut och andra metaller med lägre flyktighet än zink. vid Ca 1,15.098._iøehiulzderi.myslseate.svagareduktion,-evafvid~ "t" ' 10 15 20 25 30 8101495-3 Det är fördelaktigt att i samma process behandla andra zink- och blyhaltiga mellanprodukter, varvid i dessa ingående järn lämnas oreducerat i den slutliga slaggen.
Som exempel på sådana kan nämnas konverterdamm från kon- vertering av kopparskärsten, blydamm från blyschakt- ugnar samt zink- och blyhaltiga slagger. Det är så- lunda mera effektivt att taga sådana slagger, som nu går till slag-fuming, direkt till utvinning av zink och bly i form av metaller i en plasmavärmd schaktugn.
Genom applicering av föreliggande uppfinning vid fram- ställning av ferronickel kan man genom selektiv reduktion direkt framställa den legering man önskar. Härvid för- reduceras malmen i ett eller två steg med användning av ugnsgasens CO- och H2-innehåll, och det förreducerade godset och slaggbildare blåses tillsammans med en be- stämd mängd kolpulver in i en plasmavärmd schaktugn för utreduktion av all nickel och en för erforderlig ferro- nickelkvalitet önskvärd mängd järn, medan resten av järnet jämte gångartsbeståndsdelarna förslaggas.
Utöver nämnda fördel med fastläggande av lämplig nickel- halt erhålles följande andra fördelar; A. Malmen behöver inte sintras B. Reduktionen sker huvudsakligen med kol och inte med koks.
Vid föreliggande uppfinning sker en selektiv utreduktion av en lämplig del av järnet ur en låg-ratio-malm genom behandling i plasma-värmd schaktugn. Kromitmalmen, som lämpligen är finkornig, förreduceras lämpligen som ovan angivits med hjälp av den CO- och H2-rika avgasen, och det förreducerade godset, med tillsats av kalk och 10 15 20' 25 30 av .f 8101495-3 eventuellt andra slaggbildare, blåses tillsammans med en avvägd mängd kolpulver in i en plasmavärmd smältugn, där en bestämd del av kromitens järninnehâll utreduceras och bildar ett användbart råjärn, medan allt krom- och återstående järninnehâll jämte tillsatt kalk bildar en slaggsmälta bestående av FeO ' Cr203 och CaO ' Fe2O3.
Denna flytande slagg kan gå direkt in i en vanlig el- ugn för framställning av ferrokrom.
Utöver anrikningen uppnås följande fördelar: A. överskottsjärnet i låg-ratio-malmen kan utnyttjas som prima råjärn.
B. Sintring eller pelletisering av råvaran behöver inte utföras.
C. Kol kan användas som huvudsakligt reduktionsmedel.
Föreliggande uppfinning med selektiv reduktion i plasma- värmd ugn kan användas vid vanadinanrikning och erbjuder ett attraktivt alternativ för utnyttjande av vanadin- innehållet. Man använder i princip samma metodik som vid anrikning av krommalm. Magnetiten, som gärna får vara finkornig, förreduceras lämpligen på samma sätt som ovan.angivits med användning av CO- och H2-innehållet i ugnsgasen. Det förreducerade godset med en tillsats av slaggbildare blåses tillsammans med en avmätt mängd kolpulver in i en plasmavärmd schaktugn, där huvud- delen av järninnehållet, men inget vanadin, utreduceras och bildar ett användbart råjärn. Aterstoden av järnet jämte alltvanadin bildar en slagg, som går till en lämplig konventionell ugn för fullständig reduktion, varvid man får ett vanadinrikt råjärn. Detta kan på känt sätt försiktigt oxideras för bildning av en vanadinrik slagg, som är handelsvara och kan användas för framställ- ning av dels ferrovanadin, dels vanadinsyra. 8101495-3 10 övriga fördelar med denna metodik är i stort sett desamma som angivits för behandling av kromit.
Föreliggande uppfinning kommer nedan att närmare beskrivas med hänvisning till nedanstående försök, vid vilka reduk- tionstemperaturen varit densamma som slaggens temperatur.
"Reduktionssmältning av rostad kopparkis.
'SiO2 6,2% 5 En kopparkisslig med följande analys behandlades Cu 28% som CuFeS2' Zn 3% som ZnS Pb 1% som PbS- FeS2 2% Ca0 Efter dödrostning erhölls ett rostgods med sammansättningen: 31,1% Cu 28,2% Fe 3.3% Zn 1,1% Pb 0.2% S _ 6.9% SiO2 6,0% ' Ca0 Rostgodset blandades med ren kvartssand och kolpulver med analysen 75 % C, 10 % H och l5 % aska, per 100 delar rost- gods tillsattes 147 delar kvartssand och 7,1 delar kol- pulver. Denna blandning blåstes in i en plasmavärmd schaktugn och man fick ut en svartkoppar med analysen Lfl 10 15 20 Försök 2 8101495-3 11 cu 93,9% Fe 2,7% ' Pb 2,7% s _ o,7% Dârjämte erhölls en slagg med sammansättningen: Fe 44,3% i sioz 33,o% znp o,9% cao 9,3% Pb o,3% Cu 0,2% Kopparutbytet i svartkopparn var 99,5%.
Per ton koppar förbrukades 236 kg kol och 49 kg koks.
Förbrukningen av elektrisk energi uppgick vid en verk- ningsgrad av 80% i plasmabrännaren till 958 kWh/ton koppar, varvid samtidigt utvanns 97 kg zink. Räknat per ton kopparslig förbrukades 66 kg kol och 14 kg koks samt totalt 567 kWh elenergi.
Materialet inblåstes i en vinkelavnællan 300- 700, företrädesvis 550, mot badytan. Skärstenstemperaturen uppgick till ca 1200°C och slaggtemperaturen till ca 13oo°c. ' Reduktionssmältning av rostat bulk-koncentrat.
Koncentratet hade sammansättningen: 10 15 20 25 8101495-3 12 2% Cu 4% Pb 20% Zn 20% Fe 1% As 15% , SiO2 13% CaO + MgO Efter rostning har rostgodset analyserats: 2,2% Cu 4,5% Pb' 22,4% Zn 22,4% Fe 1,1% S 16,8% SiO2 14,6% CaO + MgO Per 100 delar rostgods tillsattes 9,4 delar kvartssand och 5,1% kolpulver, och denna blandning blåstes in i en plasmavärmd schaktugn i en vinkel av 500 mot bad- ytan. Följande produkter erhölls: I skärsten= 33% en (tappaaes vid 115o°C) 112% Fe 8% Pb i 17% S Blynietall; 97% Pb I 2% Cu 1% s Zink: 99,5% Zn 10 15 20 25 8101495-3 13 32,1% Fe 42,9% SiO 23,8% CaO 0,2% Cu 0,4% Pb '0,7% Zn Slagg: Kopparutbytet i skärstenen var 95% 94% 97%.
Blyutbytet i blymetallen var Zinkutbytet i flytzinken var Per ton bulk-koncentrat förbrukas 45 kg kol och 9,5 kg koks. Energiförbrukningen vid 80% verkningsgrad i plasmaförvärmaren uppgår till 797 kWh/ton slig.
Per ton slig utvinnes 194 kg flytzink, 19 kg koppar i skärsten och 38 kg bly i råbly.
Försök 3 Behandling av blandoxid.
Blandoxiden hade följande sammansättning! šëëašëëëlsl-ialsšåaa êâëêlilëëëlsliaflsains zno 58% 58% 'Pbo 23% 27%' snoz 2% 2,5% 131203 2% 2,52 S02" 13% c14'0ch F' 2% 100% 100% 8101495-3 10 15 20' 25 14 Reduktion av lättklinkern utfördes efter inblandning av 75,6 kg kol/ton blandoxid. Man får en blylegering som tappades vid 850°C med sammansättningen: 85,9% Pb samt zink med över 99% Zn 6,0% Sn 7,3% I Bi 0,8% S Energiförbrukningen blev 978 kWh/ton blandoxid med en verkningsgrad av 80% i plasmabrännaren.
Försök 4 Ferronickel-framställning av lateritmalm.
.En lateritmalm har testats med analysen: Qêlæ §§ÉÉɧÉÉÉÉÉÉ_¶9g§ Fe so,o1% e7,o% Ni 1,oo% a 1,34% cc 0,06% 0,08% cr _ 2,40% 3,2% Mn 5,2% s 7,o% A12o3 g s,2% 7,o%' cao 2,o% _ z,7% Mgo 1,o% 1,34% sioz 4,9% 6,6% Det förreducerade godset blandades med 22 delar kvarts och 8 delar kolpulver per 100 delar gods och smältes i en plasmavärmd schaktugn. Man fick ut metall och slagg med följande sammansättningar: 10 15 .zog 25 ferronickel 1:§ee§§<:-§_z;@_1§§9ï§> Ni 20% Fe 79% Co 1% 8101495-3 slagg O l§ë2n§ë2§_y¿ê_l§99_§> Fe 49,3% SiO2 22,5% Cr 2,6% Den varma slaggen kan utan större kostnad efterreduceras till råjärn.
Per ton laterit förbrukas totalt 522 kWh för framställ- ning av 50 kg ferronickel, d v s per ton nickel erfordras 52 200 kWh.
Försök 5 Uppgradning av låg-ratio-krommalm.
Råvaran utgjordes av en krommalm med analysen: Fe 23,6% Cr 42,5% SiO2 7,7% d v s med ratio 1,8 Avsikten var att reducera ut så mycket järn, att ratio i återstoden, d v s slaggen, uppgick till 3,0.
Malmen blandades efter malning med 23 delar bränd kalk och 16 delar kolpulver, allt räknat på 100 delar malm.
Vid smältning i plasmavärmd schaktugn erhölls dels ett råjärn, dels en slagg med följande analyser: råjärn 96,6 kg l§§22ë맧_¶;§_lâZâɧ) Fe H 98,3% Cr 1,1% C 0,6% slagg 1102 kg O l§ae2a§§§_zié_l§â9_§> Fe 12,8% Cr 38,5% CaO 20,6% sio. ß , av. 10 15 20 25 ;s1o149s-3 16 Förbrukningen av elenergi uppgick till totalt 800 kWh/ton kromitmalm. ' Försök 6 Anrikning av V-innehållet i magnetit.
Till behandling förelåg ett vanadinhaltigt magnetit- koncentrat med analysen: 94,7% Fe 1,0% V 4,3% Si02 100 % Efter förreduktion till FeO-stadiet reduktionssmältes koncentratet i en Élasmavärmd schaktugn med en till- sats av 10 delar kolpulver på 100 delar förreducerat gods. Någon tillsats av slaggbildare erfordrades ej.
Man fick ett råjärn och en slagg: råjärn O slagg 0 íEs22ëës§_=_fi§_lëâ9_§> iëëeesësëfiziilâüß) 98,29. Fe es,9% Feo 0,08% v g i _ _ 1o,2% vzos 137% c 23,9% sioz Vanadinutbytet i slaggen var 95%. Efter reduktions- smältning av slaggen kan man få ett vanadin-râjärn med cirka 10% V, ur vilket man vid försiktig syrsättning kan få en säljbar vanadinslagg. Det går också att laka ut vanadinet ur den första slaggen efter sintring med soda. 8101495-3 17 Per ton magnetitslig förbrukades vid smältningen 93 kg kol samt 799 kWh vid en verkningsgrad av 80% i plasmabrännaren.
Rent generellt gäller för samtliga utföringsexempel, att inblåsnlngsvinkeln av materialet mot badytan uppgick till mellan 300 och 700, företrädesvis ca 5o° vänts 5 kWh/m3 (n) plasmagas.
. Med avseende på energimängden har generellt an-
Claims (9)
1. 0 15 20 25 30 ' 2.
2. Sätt enligt krav 1, 8101495-3 18 P a t e n t k r a v l.
3. Sätt att ur finkornigt; i huvudsak oxidiskt, eventuellt förreducerat material innehållande två eller -flera tungmetaller, såsom Fe, Cu, Zn, Pb, Ni, Cr och V, selektivt utreducera en eller flera av dessa metaller, såsom Fe, Cu, Zn, Pb, Ni, vilket material tillsammans med reduktionsmedel inblåses i ett koksfyllt schakt under sam- tidig tillförsel av värmeenergi genom inblåsning av en i en plasmagenerator uppvärmd gas, ck ä n n e t e c k n a t av att en sådan effektiv syrepotential inställes genom att den inblåsta materialströmmen riktas så, att den huvudsak- ligen bringas i kontakt med i ugnens nederdel bildad smäl- ta, varvid i schaktet befintlig koksmängd huvudsakligen icke deltager i reduktionen, vid vilken syrepotential den eller de isolerbar fas, såsom metallsmälta, metallànga, speiss el- ler skärsten, och vid vilken övriga metaller bringas att ingå i en slaggfas som kan isoleras såsom slaggsmälta. k ä n n e t e c k n a t av att den effektiva syrepotentialen regleras genom reglering av förhållandet mellan mängden inblåst reduktionsmedel - och mängden inblåst oxidmateriall 3.' Sätt enligt krav l - 2, k ä n n e t e c k n a t av att den effektiva syrepotentialen regleras genom regle- ring av den tillförda värmeenergimängden, varvid en för denna potential erforderlig medeltemperatur erhålles.
4. ; Sätt enligt krav l - 3, åk ä n n e t e c k n a t av att i det oxidiska materialet ingående zink uttages ur ugnen som metallànga, vilken kondenseras och utvinnes som metallsmälta. ,önskade metallerna överföres i en särskild 8101495-3 19
5. Sätt enligt krav l - 3, k ä n n e t e c k n a t av att det i det oxidiska materialet ingående järnet förslag- gas och bibehålles som oxid under utreduktion av sådana metaller som Cu, Ni och Zn. 5
6. Sätt enligt krav l _ 9, k ä n n e t e c k n a t av att vid tillämpning av sättet på material ur vilket man inte vill utreducera huvuddelen av ingående, i oxidform bundet järn, den effektiva syrepotentialen inställes ge- nom reglering av tillförd värmeenergimängd så att medel- 10 temperaturen under reduktionen uppgår till högst l350°C.
7. Sätt enligt något av kraven 1 ~ 6, k ä n n e - g_,,M“___i1i§triJLiL¿iJa,+n»1flfi:3g5;jgg;gï§Eäfñäššxiáiéšïutgöres'av ,i--~«--fl~”""“koppafråvara, i vilken finns en för bildning av skärsten 15 erforderlig mängd svavel.
8. Sätt enligt krav 1 - 6, k ä n n e t e c k n a t av att vid behandling av låg-ratio-kromitmalm för selektiv utreduktion av järn, den effektiva syrepotentialen instäl- les genom reglering av tillförd värmeenergimängd, så att 20 medeltemperaturen under reduktionen uppgår till högst 165o°c.
9. Sätt enligt krav 1 - 6, k ä n n e t e c k n a t av att vid behandling av vanadinhaltig magnetit för selektiv utreduktion av järn, den effektiva syrepotentialen instäl- 25 les genom reglering av tillförd värmeenergimängd så att medeltemperaturen under reduktionen uppgår till högst 15oo°c. ._ ...4...,....,, .-._,.«-w.-..-............._....-~...._..-_..~....... ..>
Priority Applications (19)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
SE8101495A SE446014B (sv) | 1981-03-10 | 1981-03-10 | Selektiv reduktion av tunga metaller ur finkornigt, i huvudsak oxidiskt, material |
GB8131410A GB2094353A (en) | 1981-03-10 | 1981-10-19 | Selective reduction of heavy metals |
DE19813141925 DE3141925A1 (de) | 1981-03-10 | 1981-10-22 | Selektive reduktion von schweren metallen |
ES506739A ES506739A0 (es) | 1981-03-10 | 1981-10-30 | Metodo para reducir selectivamente metales pesados |
ZW277/81A ZW27781A1 (en) | 1981-03-10 | 1981-11-17 | Selective reduction of heavy metals |
AU77561/81A AU541063B2 (en) | 1981-03-10 | 1981-11-17 | Selected reduction of heavy metals |
ZA817981A ZA817981B (en) | 1981-03-10 | 1981-11-18 | Selective reduction of heavy metals |
BE0/206592A BE891178A (fr) | 1981-03-10 | 1981-11-18 | Reduction selective de metaux lourds |
FR8121827A FR2501720A1 (fr) | 1981-03-10 | 1981-11-20 | Reduction selective de metaux lourds |
AR287547A AR225375A1 (es) | 1981-03-10 | 1981-11-23 | Metodo para reducir selectivamente metales pesados,a partir de material sustancialmente oxidico de grano fino |
FI813739A FI813739L (fi) | 1981-03-10 | 1981-11-24 | Selektiv reduktion av tunga metaller |
IT25307/81A IT1139854B (it) | 1981-03-10 | 1981-11-26 | Riduzione selettiva di metalli pesanti |
KR1019810004649A KR830007858A (ko) | 1981-03-10 | 1981-11-30 | 중금속의 선택적 환원방법 |
DD81235490A DD201609A5 (de) | 1981-03-10 | 1981-12-07 | Verfahren zum selektiven reduzieren schwerer metalle |
PL23441281A PL234412A1 (sv) | 1981-03-10 | 1981-12-23 | |
BR8200161A BR8200161A (pt) | 1981-03-10 | 1982-01-13 | Processo de reduzir seletivamente metais pesados a partir de um material substancialmente oxidado de granulacao fina |
OA57591A OA06994A (fr) | 1981-03-10 | 1982-01-14 | Réduction sélective de métaux lourds. |
JP57026162A JPS57158336A (en) | 1981-03-10 | 1982-02-22 | Heavy metal selective reduction |
US06/532,181 US4487628A (en) | 1981-03-10 | 1983-09-14 | Selective reduction of heavy metals |
Applications Claiming Priority (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
SE8101495A SE446014B (sv) | 1981-03-10 | 1981-03-10 | Selektiv reduktion av tunga metaller ur finkornigt, i huvudsak oxidiskt, material |
Publications (2)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
SE8101495L SE8101495L (sv) | 1982-09-11 |
SE446014B true SE446014B (sv) | 1986-08-04 |
Family
ID=20343293
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
SE8101495A SE446014B (sv) | 1981-03-10 | 1981-03-10 | Selektiv reduktion av tunga metaller ur finkornigt, i huvudsak oxidiskt, material |
Country Status (19)
Country | Link |
---|---|
US (1) | US4487628A (sv) |
JP (1) | JPS57158336A (sv) |
KR (1) | KR830007858A (sv) |
AR (1) | AR225375A1 (sv) |
AU (1) | AU541063B2 (sv) |
BE (1) | BE891178A (sv) |
BR (1) | BR8200161A (sv) |
DD (1) | DD201609A5 (sv) |
DE (1) | DE3141925A1 (sv) |
ES (1) | ES506739A0 (sv) |
FI (1) | FI813739L (sv) |
FR (1) | FR2501720A1 (sv) |
GB (1) | GB2094353A (sv) |
IT (1) | IT1139854B (sv) |
OA (1) | OA06994A (sv) |
PL (1) | PL234412A1 (sv) |
SE (1) | SE446014B (sv) |
ZA (1) | ZA817981B (sv) |
ZW (1) | ZW27781A1 (sv) |
Families Citing this family (12)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
SE453304B (sv) * | 1984-10-19 | 1988-01-25 | Skf Steel Eng Ab | Sett for framstellning av metaller och/eller generering av slagg fran oxidmalmer |
GB8928997D0 (en) * | 1989-12-22 | 1990-02-28 | Tetronics Res & Dev Co Ltd | Metal recovery |
NO300510B1 (no) * | 1995-04-07 | 1997-06-09 | Kvaerner Eng | Fremgangsmåte og anlegg til smelting av flyveaske til et utlutningsbestandig slagg |
US5731564A (en) * | 1996-02-05 | 1998-03-24 | Mse, Inc. | Method of operating a centrifugal plasma arc furnace |
CA2668506C (en) * | 2006-11-02 | 2013-05-28 | Umicore | Recovery of non-ferrous metals from by-products of the zinc and lead industry using electric smelting with submerged plasma |
KR101383521B1 (ko) | 2006-11-02 | 2014-04-08 | 유미코르 | 서브머지드 플라즈마를 구비한 전기용련을 사용하여 아연 및 납 산업의 부산물로부터 비철 금속을 회수하는 방법 |
KR100793591B1 (ko) * | 2006-12-28 | 2008-01-14 | 주식회사 포스코 | 산화크롬 함유 슬래그로부터의 크롬 금속 환원 방법 |
DE102007015585A1 (de) * | 2007-03-29 | 2008-10-02 | M.K.N. Technologies Gmbh | Schmelzmetallurgisches Verfahren zur Herstellung von Metallschmelzen und übergangsmetallhaltiger Zuschlagstoff zur Verwendung in diesen |
EP1997919A1 (fr) * | 2007-05-24 | 2008-12-03 | Paul Wurth S.A. | Procédé de valorisation de résidus riches en zinc et en sulfates |
CN101979681B (zh) * | 2010-10-23 | 2012-05-23 | 郴州市国大有色金属冶炼有限公司 | 用于有色金属含硫物料还原造锍冶炼的炉料制备工艺 |
WO2016171613A1 (en) * | 2015-04-24 | 2016-10-27 | Val'eas Recycling Solutions Ab | Method and furnace equipment for production of black copper |
CN108239705B (zh) * | 2018-01-31 | 2019-09-06 | 河南豫光金铅股份有限公司 | 一种锌浸出渣处理双室双底侧吹炉及其处理方法 |
Family Cites Families (5)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
US4072504A (en) * | 1973-01-26 | 1978-02-07 | Aktiebolaget Svenska Kullagerfabriken | Method of producing metal from metal oxides |
GB1493394A (en) * | 1974-06-07 | 1977-11-30 | Nat Res Dev | Plasma heater assembly |
CA1057960A (en) * | 1975-02-26 | 1979-07-10 | Westinghouse Electric Corporation | Method of ore reduction with an arc heater |
US4141721A (en) * | 1976-12-16 | 1979-02-27 | Frolov Jury F | Method and apparatus for complex continuous processing of polymetallic raw materials |
SE8004313L (sv) * | 1980-06-10 | 1981-12-11 | Skf Steel Eng Ab | Sett att ur stoftformiga metalloxidhaltiga material utvinna svarflyktiga metaller |
-
1981
- 1981-03-10 SE SE8101495A patent/SE446014B/sv not_active Application Discontinuation
- 1981-10-19 GB GB8131410A patent/GB2094353A/en not_active Withdrawn
- 1981-10-22 DE DE19813141925 patent/DE3141925A1/de not_active Withdrawn
- 1981-10-30 ES ES506739A patent/ES506739A0/es active Granted
- 1981-11-17 ZW ZW277/81A patent/ZW27781A1/xx unknown
- 1981-11-17 AU AU77561/81A patent/AU541063B2/en not_active Ceased
- 1981-11-18 ZA ZA817981A patent/ZA817981B/xx unknown
- 1981-11-18 BE BE0/206592A patent/BE891178A/fr not_active IP Right Cessation
- 1981-11-20 FR FR8121827A patent/FR2501720A1/fr active Pending
- 1981-11-23 AR AR287547A patent/AR225375A1/es active
- 1981-11-24 FI FI813739A patent/FI813739L/fi not_active Application Discontinuation
- 1981-11-26 IT IT25307/81A patent/IT1139854B/it active
- 1981-11-30 KR KR1019810004649A patent/KR830007858A/ko unknown
- 1981-12-07 DD DD81235490A patent/DD201609A5/de unknown
- 1981-12-23 PL PL23441281A patent/PL234412A1/xx unknown
-
1982
- 1982-01-13 BR BR8200161A patent/BR8200161A/pt unknown
- 1982-01-14 OA OA57591A patent/OA06994A/xx unknown
- 1982-02-22 JP JP57026162A patent/JPS57158336A/ja active Pending
-
1983
- 1983-09-14 US US06/532,181 patent/US4487628A/en not_active Expired - Fee Related
Also Published As
Publication number | Publication date |
---|---|
FI813739L (fi) | 1982-09-11 |
OA06994A (fr) | 1983-08-31 |
KR830007858A (ko) | 1983-11-07 |
BE891178A (fr) | 1982-03-16 |
DD201609A5 (de) | 1983-07-27 |
JPS57158336A (en) | 1982-09-30 |
GB2094353A (en) | 1982-09-15 |
AR225375A1 (es) | 1982-03-15 |
US4487628A (en) | 1984-12-11 |
ES8207587A1 (es) | 1982-10-01 |
AU541063B2 (en) | 1984-12-13 |
FR2501720A1 (fr) | 1982-09-17 |
PL234412A1 (sv) | 1982-09-13 |
IT8125307A0 (it) | 1981-11-26 |
IT1139854B (it) | 1986-09-24 |
BR8200161A (pt) | 1982-11-03 |
SE8101495L (sv) | 1982-09-11 |
DE3141925A1 (de) | 1982-10-28 |
ES506739A0 (es) | 1982-10-01 |
AU7756181A (en) | 1982-09-16 |
ZW27781A1 (en) | 1982-02-10 |
ZA817981B (en) | 1982-10-27 |
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
US5188658A (en) | Method for recovering zinc from zinc-containing waste materials | |
AU2004276430B2 (en) | Process and apparatus for recovery of non-ferrous metals from zinc residues | |
KR101084927B1 (ko) | 아연 잔류물로부터 비철 금속을 회수하는 방법 | |
US4588436A (en) | Method of recovering metals from liquid slag | |
SE446014B (sv) | Selektiv reduktion av tunga metaller ur finkornigt, i huvudsak oxidiskt, material | |
CN108823425A (zh) | 一种难处理金矿熔融萃取富集提金的方法 | |
US4741770A (en) | Zinc smelting process using oxidation zone and reduction zone | |
CA1279198C (en) | Zinc smelting process using oxidation zone and reduction zone | |
Antrekowitsch et al. | Zinc and residue recycling | |
CN107354299A (zh) | 金属冶炼过程渣中Cu、Pb、Zn、Fe的回收利用方法 | |
CA1185095A (en) | Process for autogenous oxygen smelting of sulphide materials containing base metals | |
JPS6056219B2 (ja) | 鉛−銅−硫黄装入物の処理法 | |
US4135912A (en) | Electric smelting of lead sulphate residues | |
GB2196649A (en) | Smelting complex sulphidic materials containing lead, zinc and optionally copper | |
Reddy | Principles of engineering metallurgy | |
KR0177174B1 (ko) | 황화아연정광(精鑛)의 용융탈황법 | |
Jones | ConRoast: DC arc smelting of deadroasted sulphide concentrates | |
CA1112456A (en) | Method of manufacturing crude iron from sulphidic iron-containing material | |
US3984235A (en) | Treatment of converter slag | |
CN112143908A (zh) | 一种处理复杂金矿的冶炼工艺 | |
Dube | The extraction of lead from its ores by the iron-reduction process: A historical perspective | |
CN115821054B (zh) | 一种铅精矿的冶炼方法 | |
US483962A (en) | Christopher james | |
Anable et al. | Copper Recovery from Primary Smelter Dusts | |
SU634624A1 (ru) | Способ вельцевани окисленных материалов,содержащих цинк и другие цветные металлы |
Legal Events
Date | Code | Title | Description |
---|---|---|---|
NAV | Patent application has lapsed |
Ref document number: 8101495-3 |