SE500352C2 - Sätt att utvinna metaller ur flytande slagg - Google Patents

Sätt att utvinna metaller ur flytande slagg

Info

Publication number
SE500352C2
SE500352C2 SE8202224A SE8202224A SE500352C2 SE 500352 C2 SE500352 C2 SE 500352C2 SE 8202224 A SE8202224 A SE 8202224A SE 8202224 A SE8202224 A SE 8202224A SE 500352 C2 SE500352 C2 SE 500352C2
Authority
SE
Sweden
Prior art keywords
slag
gas
zinc
metals
reduction
Prior art date
Application number
SE8202224A
Other languages
English (en)
Other versions
SE8202224L (sv
Inventor
Sune Eriksson
Gotthard Bjoerling
Original Assignee
Nordic Distributor Supply Ab
Priority date (The priority date is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the date listed.)
Filing date
Publication date
Application filed by Nordic Distributor Supply Ab filed Critical Nordic Distributor Supply Ab
Priority to SE8202224A priority Critical patent/SE500352C2/sv
Priority to DE3234311A priority patent/DE3234311C2/de
Priority to GB8228341A priority patent/GB2118578B/en
Priority to BE0/209220A priority patent/BE894677A/fr
Priority to FI823475A priority patent/FI71339C/fi
Priority to ES516619A priority patent/ES516619A0/es
Priority to YU237382A priority patent/YU237382A/xx
Priority to DD82244192A priority patent/DD204268A5/de
Priority to IT2384982A priority patent/IT1152931B/it
Priority to CS758082A priority patent/CS273308B2/cs
Priority to FR8217899A priority patent/FR2524905B1/fr
Priority to JP57186891A priority patent/JPS58177421A/ja
Priority to PT7575482A priority patent/PT75754B/pt
Priority to ZA827878A priority patent/ZA827878B/xx
Priority to CA000414474A priority patent/CA1200702A/en
Priority to AU90060/82A priority patent/AU549755B2/en
Priority to PL1982239082A priority patent/PL139606B1/pl
Priority to MX19546582A priority patent/MX156918A/es
Publication of SE8202224L publication Critical patent/SE8202224L/sv
Priority to US06/688,265 priority patent/US4588436A/en
Publication of SE500352C2 publication Critical patent/SE500352C2/sv

Links

Classifications

    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B5/00General methods of reducing to metals
    • C22B5/02Dry methods smelting of sulfides or formation of mattes
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B5/00General methods of reducing to metals
    • C22B5/02Dry methods smelting of sulfides or formation of mattes
    • C22B5/10Dry methods smelting of sulfides or formation of mattes by solid carbonaceous reducing agents
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B7/00Working up raw materials other than ores, e.g. scrap, to produce non-ferrous metals and compounds thereof; Methods of a general interest or applied to the winning of more than two metals
    • C22B7/04Working-up slag
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B9/00General processes of refining or remelting of metals; Apparatus for electroslag or arc remelting of metals
    • C22B9/16Remelting metals
    • C22B9/22Remelting metals with heating by wave energy or particle radiation
    • C22B9/226Remelting metals with heating by wave energy or particle radiation by electric discharge, e.g. plasma
    • YGENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
    • Y02TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
    • Y02PCLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
    • Y02P10/00Technologies related to metal processing
    • Y02P10/20Recycling

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)
  • Geology (AREA)
  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)

Description

(H Cñ C) (M UN PJ Till atmosfären ovanför slaggbadet tillför man sekundär- luft i sådan mängd att man får en fullständig förbränning av såväl koloxid och vätgas som av metallângor, varvid de senare bildar en finkornig suspension i avgasen. Det frigöres en mängd värme som i stort sett motsvarar för- bränningsvärmet hos det tillförda kolpulvret, och detta värme brukar man utvinna i en avgaspanna för generering av vattenånga. Även om man kan betrakta hela enheten som en ânggenerator i vilken reduktionen av metalloxiderna endast förmedlar värmeöverföring, måste man observera, att såsom ånggenerator har denna enhet en avsevärt lägre termisk verkningsgrad än konventionella sådana.
Man arbetar vanligtvis satsvis i slag-fuming-processen och behandlar en sats så länge som värdet av utvunna oxider plus erhållen ånga motsvarar priset på kolpulvret plus övriga omkostnader. Mot slutet av en behandling stiger den specifika kolförbrukningen per ton utvunnen zink mycket kraftigt; vid kontinuerlig behandling skulle man hela tiden bli tvungen att arbeta vid en låg zinkhalt i slaggen där den specifika kolförbrukningen är ett par gånger så stor som den genomsnittliga, vilken ligger omkring 2 ton kol- pulver/ton zink. Även om slag-fuming-processen i många fall fungerar ekono- miskt tillfredsställande har den dock den väsentliga nack- delen att den erhållna blandoxiden, som är benämningen på den efter avgaspannan avfiltrerade produkten, innehåller zinken och de andra metallerna som oxider, en ganska låg- värdig form av metallkoncentrat, som måste underkastas ännu en reduktionsprocess för att få metallernas fulla värde. Vidare är utnyttjande av den erhållna ångan en för- utsättning för processens ekonomi. Ändamålet med föreliggande uppfinning är att åstadkomma en möjlighet att koncentrera slaggens metallinnehåll för fn *us u: CN m :o utvinning av metaller eller sulfider.
Detta ändamål uppfylles vid det inledningsvis beskrivna sättet medelst föreliggande uppfinning, som huvudsakligen kännetecknas av att den för bibehållande av temperatur och för genomförande av reduktionen och sulfideringen erforder- liga värmeenergin tillföres genom att under slaggbadets yta inblâsa en genom en plasmageneratorförvärmd gasmängd, varefter ångan av flyktiga metaller kondenseras på känt sätt i en kondensor, under det att bildade icke flyktiga metaller och sulfider uppsamlas i form av smälta droppar,som får utsedimentera ur slaggen.
Uppfinningen bygger på samma princip som angivits ovan för själva reduktionen genom reaktion mellan fast kol eller koloxid och i slaggen lösta metalloxider, men skiljer sig helt beträffande värmetillförseln. En viss del av avgasen återföres och överhettas starkt genom att den får passera genom en s.k. plasmagenerator,i vilken en elektrisk urladd ning sker, varvid gasen kan bibringas ett energiinnehåll på exempelvis ca. 5,5 kWh/Nm3. Den heta gasen blåses in i slaggen genom en vattenkyld forma, och på samma ställe blâses kolpulver in i slaggen, likaledes med hjälp av cir- kulerande avgas. På sätt som angivits för slag-fuming- processen samlas ângor av de flyktiga metaller man vill utvinna i gasblåsorna, men skillnaden är att nu förbrännes inte gasblandningen över badytan utan den går till konden- sering av metallerna till flytande metall i en kondensor.
Svârflyktiga metaller utskiljes som droppar och fâr sedi- mentera.
Eftersom ingen förbränning av kol med luftsyre äger rum, konsumeras kol endast av den mängd reducerbara oxider, som finns i slaggen samt i någon mån av i transportgasen be- fintlig koldioxid och vattenånga. Reduktionsreaktionerna är endoterma, och därför beror den hastighet, med vilken (Ü CD C) (_11 01 PJ reduktionerna försiggår, inte enbart av tillförseln av kol- pulver utan också på värmetillförseln genom den heta cir- kulerande gasen, som skall täcka såväl reaktionsenergibehov som värmeförluster genom de vattenkylda väggarna.
Reduktionsreaktionerna blir något olika om man avser att utvinna flyktiga metaller, t.ex. zink, och svårreducerade metaller, t.ex. krom, eller om man enbart avser svârflyk- tiga relativt lättreducerade metaller såsom järn och bly.
För zinkånga gäller att jämvikten för reaktionerna ZnO + CO = Zn + CO g 2 och ZnO + H2 = Zn + H20 vid högre temperatur, d.v.s. över ca. 1000°C, är förskjutna åt höger, men vid läçæætemperaturer är de förskjutna åt vänster, d.v.s. det är svårt att kondensera zinkånga i när- varo av koldioxid och i synnerhet vattenånga. Man måste där- för i sådana fall räkna med att det endast är kolinnehållet i reduktionsmedlet, t.ex. stenkol, som verkar reducerande, d.v.s. all reduktion av zinkoxid sker enligt bruttoreak- tionsformeln ZnO + C = Zn + CO ¶ Koldioxid och vattenånga reduceras till koloxid och vätgas.
Stenkolets väteinnehâll återfinnes som vätgas i avgasen.
Man bör därför företrädesvis arbeta med gasfattiga kol- sorter. Vad här sagts gäller även svårreducerade metaller som oxideras av koldioxid och vattenånga.
Om man endast vill reducera ut lättreducerade metaller, kan man tillåta vissa halter av koldioxid och vattenånga i av- gasen. Man kan här med fördel använda gasrika kol.
U1 FU Ü CN LD hâ Uppfinningen skall nu beskrivas närmare i anslutning till ett exempel, som illustrerar utförda försök.
Vid försöken behandlades en slagg innehållande 16% Zn och 2% Pb vid 1250oC och en slutslagg innehållande 2,6% Zn och 0,06% Pb erhölls, d.v.s. per ton slagg utvanns 140 kg zink och 19 kg bly. Det använda kolpulvret innehöll kol och väte i viktsförhållandet 6:1, och då kolpulvrets innehåll av väte inte deltar i reduktionen och då allt kol måste bilda koloxid i avgasen, kommer i denna volymsförhållandet CO:H2 att vara = 1.
Den i plasmageneratornvärmda gasen har ett energiinnehåll av 5,5 kWh per Nm3, vilket svarar mot ca. 100 Mcal per kmol gas. Vidare användes cirkulationsgas för att blåsa in kolpulver, och härför erfordras en mängd av 20% av värme- transportgasen.
Utgående slagg utgör ca. 75% av ingående slaggvikt. Efter- som utgående slagg är något varmare än ingående, räknas för enkelhetens skull med samma entalpi för de båda slagger- na.
Enligt en på erfarenhet baserad siffra från konventionell slag-fuming beräknas värmeförlusten genom de vattenkylda ugnsväggarna uppgå till 500 Mcal per ton slagg under en tid av 2 timmar, och då behandlingstiden enligt den enligt uppfinningen utvecklade metoden uppgår till ca. 1 timme, har värmeförlusterna satts = 250 Mcal/t slagg.
Som räknebas har använts 10mDkg ingående slagg.
(N U1 PJ Energibehov för reduktion Mcal Zink 140 kg 119 Bly 19 kg 3 Utgående entalpier vid 1250°C 2,1 kmol zinkånga 80 0,1 " blyånga 5 2,2 " CO 21 2,2 “ H2 20 X " trp-gas, energi 9,3 X 0,2 " trp-gas, värme 1,9 X Summa 248 + 11,2 X Energibalans: 248 + 11,2 X + 250 = 100 X ,6 kmol, motsvarande 125,4 Nm3 X: Avgasvolym 13,3 kmol 2,1/13,3 = 15,8% Zn i gas till kondensor Energibehov 560 Mcal/t slagg, vilket motsvarar 400 Mcal/t zink eller 4650 kWh/t zink som metall. Vid en termisk verk- ningsgrad av 85% i plasmageneratorn blir förbrukningen av elenergi 5470 kWh/t zink. Här skall emellertid också fram- hållas att avgasen efter kondensation av zinken har ett betydande energiinnehåll.
Som jämförelse kan nämnas att vid konventionell slag-fuming 14000 Mcal eller ca. 16000 kWh/t zink såsom zinkoxid, men denna energi är ren värmeenergi.
För elektrolytisk framställning av metallisk zink ur sådan oxid erfordras ytterligare nära 4000 kWh/t zink i form av är energiförbrukningen ca. elenergi.
Det kan nämnas att man genom tillförsel av energi i form av plasmavärmd gas kan välja optimal temperatur för reduk- tionsarbetet, och då man här - jämfört med slag-fuming - arbetar med ett högre partialtryck hos CO-gasen, under- lättas reduktionen även vid låga zinkhalter i slaggen så att den går snabbare.
Vidare får man vid sjunkande zinkhalter i slaggen endast en långsam minskning av zinkhalten i den gas som skall underkastas kondensering. Dessa omständigheter gör att man med fördel kan arbeta kontinuehhgt genom att metall- rik slagg tillföres medan metallfattig tappas av, vari- genom kondensorn hela tiden kan arbeta under konstanta betingelser, vilket är en förutsättning för erhållande av goda utbyten i denna delprocess.
Uppfinningen är emellertid inte begränsad till de utförings- former som här angivits. Enligt en annan sådan kan man till- föra reduktionsmedlet genom att, såsom i KIVCET-processen, tillföra reduktionsmedel i form av koks eller liknande upp- ifrån mot slaggbadets yta. I KIVCET-ugnen tillföres värme genom neddoppande elektroder, vilket inte ger slaggbadet någon turbulens. Avzinkningen är därför mycket ofull- ständig. Enligt föreliggande uppfinning får man genom inblåsningen av den heta gasen en mycket kraftig turbu- lens, som är en förutsättning för ett högt zinkutbyte. Är slaggen svavelhaltig, kan skärsten utskiljas, och om så icke är fallet kan för erhållande av skärsten svavel- haltigt material inblâsas i slaggen.
Enligt en annan utföringsform kan samtidigt med kol- pulvret blåsas in oxidhaltigt material i slaggen, t.ex. stelnad slagg eller oxidkoncentrat, för att på så sätt kunna utnyttja anläggningen för olika råvaror. Detta oxid- haltiga material kan också tillföras uppifrån till slagg- badet. Sulfidhaltigt tillsatsmaterial behandlas analogt.
Givetvis måste tillförseln av energi och reduktionsmedel anpassas för att möjliggöra en likartad behandling såväl (H C 3 "\ .I OJ CH FJ av dessa material som av slaggen.
Enligt ytterligare en utföringsform av uppfinningen kan mycket svârflyktiga metaller eller sulfider reduceras ut ur slaggen. Dessa uppsamlas då i fina droppar i slaggen och kan utsepareras ur denna antingen i själva reduktions- ugnen eller i en förhärd, som slaggen får passera efter tappningen.
En tillämpning av uppfinningen är behandling av koboltrika konverterslagger från koppar- och nickelindustrin. Vid skär- stenssmältningen samlas förutom koppar och nickel även ko- bolt i skärstenen, men eftersom kobolt har en avsevärt större affinitet till syre än koppar och nickel, kommer vid blåsning av skärstenen till koncentrationsskärsten en betydande del kobolt att förslaggas med järnet. Vanligen underkastas konverterslaggen en viss reduktion i elugn genom behandling med på ytan liggande koks, men turbulens- en är inte tillräcklig för att ens ge en någorlunda full- ständig utvinning av slaggens koboltinnehåll i den skär- sten, som bildas av utskilda metaller och slaggens sva- velinnehåll.
Om i stället en bestämd mängd kolhaltigt reduktionsmedel inblâses tillsammans med en likaledes bestämd mängd sul- fidmaterial under samtidig värmetillförsel genom plasma- värmd avgas, kan tack vare den kraftiga turbulensen i slaggbadet reduktionsgraden noggrant avvägas så att inte för mycket järn utreduceras, vilket skulle leda till en alltför fattig koboltskärsten. På detta sätt kan vidare skärstenens svavelhalt fastställas och därigenom kan ock- så utvinningen av kobolt ur ingående konverterslagg op- timeras.
En annan tillämpning av uppfinningen är behandling av slag- autogen smältning av kopparkoncentrat, d.v.s. utan Dessa slagger håller så mycket koppar, ger från tillsats att de inte kan betraktas som slutslagger,ochlxmamflas<üníör av bränsle.
:J-l I) I? LN UH NJ antingen genom långsamt stelnande, malning och flotations- anrikning eller genom lätt reduktion och sulfidering i elugn. Den första metoden är dyrbar, medan den andra inte är särskilt effektiv på grund av att turbulensen inte är tillräcklig för att jämvikt skall kunna uppnås. Bättre re- sultat uppnås genom tillämpning av uppfinningens teknik med inblåsning av reduktions- och sulfideringsmedel och energi- tillförsel genom plasmavärmd avgas. Då sådan slagg ofta är zinkhaltig, medger metoden samtidig utvinning av zinken som flytzink.
Som ytterligare ett exempel på tillämpning av uppfinningen kan nämnas behandling av ädelmetallhaltig svavelkis. Efter dödrostning av kisen lakas normalt ädelmetallerna ut med cyanid. De kan också lakas ut efter klorerande rostning, men dessa metoder som är en kombination av pyro- och hydrometal- lurgi, är omständliga och därför kostsamma. Vidare kan inte platinametallerna utvinnas på detta sätt. Ovanstående nack- delar övervinnes genom tillämpning av föreliggande uppfinning.
Rostgodset inblåses i ett slaggbad, som hålles varmt genom tillförsel av cirkulerande, plasmavärmd avgas, tillsammans med ett byloxidhaltigt material och så mycket kolhaltigt re- duktionsmedel, att allt bly och så mycket järn kan reduceras ut, som motsvarar beskickningens svavelinnehâll. Härvid er- hålles en blysmälta, som upptar alla ingående ädelmetaller och löser dessutom bildade metallsulfider. Om kisbränderna, såsom ofta är fallet, också innehåller mindre mängder av andra tungmetaller som koppar och zink, måste givetvis svavel- tillsatsen anpassas så att även dessa metaller kan bilda sul- fider, som antingen löser sig i blysmältan eller bildar en särskild skärstensfas.
Efter eller i samband med tappning avskiljes blysmältan och går till behandling för utvinning av ädelmetallerna enligt kända metoder, varvid blyet måste avdrivas och överföras i blyglete. Detta blyglete kan lämpligen användas såsom det blyoxidhaltiga material, som måste blåsas in i slaggbadet.
(H (2 LD LN gm FJ Den eventuellt bildade skärstenen kommer att uppvisa ett visst ädelmetallinnehâll, särskilt guld, men detta kan lätt utvinnas vid behandling av denna enligt gängse meto- dik.
Efter överföring till en annan ugn av likartad konstruk- tion kan den erhållna järnrika slaggsmältan för ffimßtälhürg av råjärntæhætflas genom inblåsning av reduktionsmedel. Inte någon av de ovannämnda metoderna ger möjlighet att utnytt- ja pyritens järninnehåll, varför detta är ytterligare en stor fördel hos föreliggande uppfinning.
Inblåsningen av det oxidiska materialet tillsammans med en bestämd mängd reduktionsmedel enligt uppfinningen ger en reduktionsselektivitet, som inte överträffas av någon annan metallurgisk metod. Detta är särskilt viktflflzvid be- handling av rostgods efter s.k. bulkkoncentrat, som fram- ställts ur komplexa sulfidmineral och som innehåller sul- fider av zink, koppar och bly samt även av järn, vilken senare beståndsdel gör dessa koncentrat svåra att behandla i konventionella metallverk. Vid behandling i ett slaggbad enligt uppfinningen kan reduktionen avvägas, så att endast önskad mängd järn reduceras ut i den skärstensfas, i vil- ken kopparn samlas och för vars sammansättning även svavel- halten i beskickningen måste anpassas. Zink ingår prak- tiskt taget alltid som den största icke-järnmetallen i bulkkoncentraten och kondenseras som flytzink ur avgasen.
I sådan fall, där dessutom kopparhalten är hög kan det vara lämpligt att i stället för skärsten utvinna koppar som en något järnhaltig s.k. svartkoppar, eftersom hög svavelhalt i ingående beskickning kan försvåra utvinning- en av zink som flytande metall. Å andra sidan kan vid låga kopparhalter kopparen lösas i blyet i stället för att bil- da en skärstensfas.
Vid låga blyhalter får blyet lämpligen lösa sig i skär- stenen eller svartkopparen. Om beskickningen innehåller ( ï1 CJ CE OJ (fi NJ 11 arsenik och/eller antimon, kan det vara lämpligt att hålla låg svavelhalt så att dessa element kan bindas i en speiss, då de annars genom sin flyktighet skulle följa med zinkângan och förorena flytzinken.
Ett annat exempel på en tillämpning av uppfinningen är framställning av högvärdig ferrokrom ur lågvärdig malm.
Den råvara, som är billigast, är finkornig och har ett krom;järn-förhållande på cirka 1,8. Den måste sintras eller pelletiseras, men ger ändå efter reduktionssmält- ning med koks en ferrokrom med endast cirka 50 % Cr.
Vid tillämpning av föreliggande uppfinning utnyttjas två plasmavärmda slaggugnar av ovan beskrivet slag.
Den finkorniga krommalmen eller -koncentratet blåses in i den första ugnen tillsammans med slaggbildare och med ett underskott på kolhaltigt reduktionsmedel, var- vid så mycket järn reduceras ut, att slaggen får ett kromzjärn-förhållande på cirka 3 och ett gott råjärn kan tappas av. Denna slagg får nu flyta in i den andra ugnen, där så mycket reduktionsmedel användes, att allt järn och huvuddelen av kromen reduceras ut och en hög- värdig ferrokrom med ca. 70 % Cr erhålles. Detta för- farande är sålunda förknippat med en rad fördelar, näm- ligen; en låg-ratio-råvara kan användas, råvaran be- höver inte agglomeras, alla slag av kolhaltiga reduk- tionsmedel kan användas samt râvarans järnöverskott kan tillgodogöras som råjärn.

Claims (1)

1. fn ru «D 10 15 20 25 f» ÉYI ro l. 12 P a t e n t k r a v Sätt att utvinna i flytande slagg befintliga oxid- eller silikatbundna metaller i metallisk och eventuellt sulfidisk form genom reduktion med kolhaltiga reduktionsme- del, varvid pulverformigt, kolhaltigt reduktionsmedel och, allt efter värmebehovet, upphettad gas blåses in under slaggens yta och ovanför slaggbadet befintlig gas innehål- lande metallånga avdrages via en kondensor, k ä n n e - t e c k n a t 2G Sätt enligt krav 1, k ä n n e t e c k n a t aV att ur avgasen, som avdrages ur kondensorn vari metallångorna och eventuellt metallsul- fiderna kondenseras, en delström ledes genom en plasmagenerator och upphettas, att den på så sätt upphettade gasen inblåses i den flytande slaggen och att pá samma ställe som för inblásningen av den upphettade gasen pulverformigt kolhaltigt reduktionsmedel och, i förekommande fall, ett sulfideringsmedel inblåses i slaggen med en delström av avgasen. av att slaggbehandlingen utföres kontinuerligt.
SE8202224A 1982-04-07 1982-04-07 Sätt att utvinna metaller ur flytande slagg SE500352C2 (sv)

Priority Applications (19)

Application Number Priority Date Filing Date Title
SE8202224A SE500352C2 (sv) 1982-04-07 1982-04-07 Sätt att utvinna metaller ur flytande slagg
DE3234311A DE3234311C2 (de) 1982-04-07 1982-09-16 Verfahren zur Rückgewinnung von Metallen aus flüssiger Schlacke
GB8228341A GB2118578B (en) 1982-04-07 1982-10-05 Method of recovering metals from liquid slag
BE0/209220A BE894677A (fr) 1982-04-07 1982-10-12 Procede de recuperation de metaux dans des laitiers liquides
FI823475A FI71339C (fi) 1982-04-07 1982-10-12 Saett att utvinna metaller ur flytande slagg
ES516619A ES516619A0 (es) 1982-04-07 1982-10-18 "metodo de recuperar metales combinados como oxidos o silicatos a partir de escoria liquida".
YU237382A YU237382A (en) 1982-04-07 1982-10-21 Process for the regeneration of metal from liquid slag
DD82244192A DD204268A5 (de) 1982-04-07 1982-10-21 Verfahren zur rueckgewinnung von metalloxiden oder silikatgebundenen metallen aus fluessiger schlacke
IT2384982A IT1152931B (it) 1982-04-07 1982-10-21 Procedimento per recuperare metalli da scoria liquida
CS758082A CS273308B2 (en) 1982-04-07 1982-10-25 Method of oxides or with silicion bound metals winning from liquid slag
FR8217899A FR2524905B1 (fr) 1982-04-07 1982-10-26 Procede de recuperation de metaux dans des laitiers liquides
JP57186891A JPS58177421A (ja) 1982-04-07 1982-10-26 溶融スラグから金属を回収する方法
PT7575482A PT75754B (en) 1982-04-07 1982-10-27 Method of recovering metals from liquid slag
ZA827878A ZA827878B (en) 1982-04-07 1982-10-28 Method of recovering metals from liquid slag
CA000414474A CA1200702A (en) 1982-04-07 1982-10-29 Method of recovering metals from liquid slag
AU90060/82A AU549755B2 (en) 1982-04-07 1982-11-01 Recovering metals by plasma slag fuming
PL1982239082A PL139606B1 (en) 1982-04-07 1982-11-17 Method reclaiming metals from molten slag
MX19546582A MX156918A (es) 1982-04-07 1982-12-06 Metodo mejorado para recuperar metales volatiles tales comozin,plomo,estano y cromo,en forma de oxido a partir de escorias liquidas que los contienen
US06/688,265 US4588436A (en) 1982-04-07 1985-01-02 Method of recovering metals from liquid slag

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
SE8202224A SE500352C2 (sv) 1982-04-07 1982-04-07 Sätt att utvinna metaller ur flytande slagg

Publications (2)

Publication Number Publication Date
SE8202224L SE8202224L (sv) 1983-10-08
SE500352C2 true SE500352C2 (sv) 1994-06-06

Family

ID=20346488

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
SE8202224A SE500352C2 (sv) 1982-04-07 1982-04-07 Sätt att utvinna metaller ur flytande slagg

Country Status (19)

Country Link
US (1) US4588436A (sv)
JP (1) JPS58177421A (sv)
AU (1) AU549755B2 (sv)
BE (1) BE894677A (sv)
CA (1) CA1200702A (sv)
CS (1) CS273308B2 (sv)
DD (1) DD204268A5 (sv)
DE (1) DE3234311C2 (sv)
ES (1) ES516619A0 (sv)
FI (1) FI71339C (sv)
FR (1) FR2524905B1 (sv)
GB (1) GB2118578B (sv)
IT (1) IT1152931B (sv)
MX (1) MX156918A (sv)
PL (1) PL139606B1 (sv)
PT (1) PT75754B (sv)
SE (1) SE500352C2 (sv)
YU (1) YU237382A (sv)
ZA (1) ZA827878B (sv)

Families Citing this family (19)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
FI71770C (sv) * 1985-05-31 1987-02-09 Outokumpu Oy Reducering av smält metallurgiskt slagg kontinuerligt i en elektrisk u gn.
JPS6220841A (ja) * 1985-07-19 1987-01-29 Dowa Mining Co Ltd 銅転炉▲からみ▼の処理法
GB8523397D0 (en) * 1985-09-21 1985-10-23 Commw Smelting Ltd Recovery of meal values from slags
DE69010901T2 (de) * 1989-06-02 1994-11-24 Cra Services Herstellung von ferrolegierung in einem schmelzbadreaktor.
AU633143B2 (en) * 1989-08-24 1993-01-21 Ausmelt Pty Ltd Smelting of metallurgical waste materials containing iron compounds and toxic elements
US5282881A (en) * 1989-08-24 1994-02-01 Ausmelt Pty. Ltd. Smelting of metallurgical waste materials containing iron compounds and toxic elements
ZA954458B (en) * 1994-06-10 1996-02-13 Mintek The recovery of metal values from slags
US5634960A (en) * 1995-02-16 1997-06-03 Elkem A/S Scrap melting in a submerged arc furnace
SE505036C2 (sv) * 1995-10-13 1997-06-16 Boliden Mineral Ab Omhändertagande av avfallsprodukter med organiskt innehåll
ES2185575T3 (es) * 1999-02-26 2003-05-01 Mintek Tratamiento de concentrados de sulfuro de metal por medio de la tostacion y reduccion por fusion en un horno de arco.
AT407263B (de) * 1999-04-22 2001-02-26 Holderbank Financ Glarus Verfahren zum aufarbeiten von stahlschlacken
DE19947343A1 (de) * 1999-10-01 2001-04-12 Abb Schweiz Ag Verfahren zum Schmelzen von schwermetallhaltigen Stoffen
US6264039B1 (en) 1999-10-21 2001-07-24 The University Of Akron Method for precious metal recovery from slag
JP5092615B2 (ja) * 2007-08-07 2012-12-05 住友金属鉱山株式会社 スラグフューミング方法
CN102703684A (zh) * 2012-06-18 2012-10-03 中国恩菲工程技术有限公司 一种焙砂硫化生产低镍锍的方法
SE537235C2 (sv) * 2012-09-21 2015-03-10 Valeas Recycling Ab Förfarande och arrangemang för återvinning av förångningsbara ämnen ur en slagg medelst plasmainducerad förångning
CN105018736B (zh) * 2014-04-28 2017-11-14 中国科学院过程工程研究所 一种碳素铬铁冶炼渣中镁、铝、铬、铁综合回收的方法
RU2621496C2 (ru) * 2015-06-09 2017-06-06 Александр Александрович Веселовский Способ переработки окисленных никелевых руд и отвальных никелевых шлаков химико-термической обработкой
CA3159911A1 (en) 2019-11-22 2021-05-27 Aurubis Beerse Improved plasma induced fuming furnace

Family Cites Families (19)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
GB1169904A (en) * 1965-10-28 1969-11-05 Za Zvetni Metali Dimiter Blago A Continuous Slag-Fuming Process and Apparatus for carrying out the process
US3891428A (en) * 1966-03-24 1975-06-24 Za Zvetni Metali Dimiter Blago Method for treating non-ferrous metal slag
DE1558414B2 (de) * 1966-03-24 1973-04-26 Kombinat Za Zvetm Metali, Dimiter Blagoev, Plovdiv (Bulgarien) Verfahren zum verblasen von buntmetallschlacken
FR1499547A (fr) * 1966-10-26 1967-10-27 Gnii Tsvetnykh Metallov Procédé pyrométallurgique de traitement des laitiers contenant des métaux non ferreux et rares
BE754673A (fr) * 1969-09-18 1971-01-18 Bechtel Int Corp Procede metallurgique par voie ignee
US3892559A (en) * 1969-09-18 1975-07-01 Bechtel Int Corp Submerged smelting
DE2145247A1 (de) * 1971-09-10 1973-03-22 Balcke Maschbau Ag Verfahren zur beheizung eines schmelzofens, insbesondere eines metallurgischen schlackenverblaseofens und eine vorrichtung zur durchfuehrung des verfahrens
CA993661A (en) * 1972-02-15 1976-07-27 Nils F. Tiberg Method of environment-protective and economic recovery of metallurgical slags
SE388210B (sv) * 1973-01-26 1976-09-27 Skf Svenska Kullagerfab Ab Sett vid reduktion av metall ur metalloxider
SE371455B (sv) * 1973-03-26 1974-11-18 Norrbottens Jaernverk Ab
GB1452349A (en) * 1974-03-01 1976-10-13 Roessing Bronze Co Recovery of both brass and zinc from metallurgical residues
GB1565065A (en) * 1976-08-23 1980-04-16 Tetronics Res & Dev Co Ltd Carbothermal production of aluminium
GB1552930A (en) * 1976-11-30 1979-09-19 Gnii Tsvet Metal Method and apparatus for the continuous processing of polymetalic materials
FR2374424A1 (fr) * 1976-12-20 1978-07-13 Inst Tsvetnykh Metallov Gint Procede de transformation complexe continue de matieres premieres polymetalliques et dispositif pour sa mise en oeuvre
US4131451A (en) * 1977-05-10 1978-12-26 Lakernik Mark M Method for removing zinc from zinc-containing slags
US4214897A (en) * 1978-01-13 1980-07-29 Metallurgie Hoboken Overpelt Process for the extraction of non-ferrous metals from slags and other metallurgical by-products
SU855040A1 (ru) * 1979-11-28 1981-08-15 Gel Vitalij Способ переработки шлаков
SE444956B (sv) * 1980-06-10 1986-05-20 Skf Steel Eng Ab Sett att ur metalloxidhaltiga material utvinna ingaende lettflyktiga metaller eller koncentrat av dessa
GB2077768B (en) * 1980-10-29 1984-08-15 Skf Steel Eng Ab Recovering non-volatile metals from dust containing metal oxides

Also Published As

Publication number Publication date
FI823475L (fi) 1983-10-08
YU237382A (en) 1985-03-20
ZA827878B (en) 1984-06-27
AU549755B2 (en) 1986-02-13
DD204268A5 (de) 1983-11-23
MX156918A (es) 1988-10-14
IT1152931B (it) 1987-01-14
SE8202224L (sv) 1983-10-08
CS758082A2 (en) 1990-08-14
JPS634613B2 (sv) 1988-01-29
CA1200702A (en) 1986-02-18
ES8308591A1 (es) 1983-10-01
GB2118578A (en) 1983-11-02
PL139606B1 (en) 1987-02-28
BE894677A (fr) 1983-01-31
GB2118578B (en) 1986-05-14
PT75754B (en) 1985-07-26
IT8223849A0 (it) 1982-10-21
FR2524905B1 (fr) 1987-05-22
JPS58177421A (ja) 1983-10-18
FR2524905A1 (fr) 1983-10-14
FI823475A0 (fi) 1982-10-12
PL239082A1 (en) 1983-10-10
DE3234311A1 (de) 1983-10-20
FI71339C (fi) 1986-12-19
PT75754A (en) 1982-11-01
FI71339B (fi) 1986-09-09
AU9006082A (en) 1983-10-13
DE3234311C2 (de) 1985-12-12
CS273308B2 (en) 1991-03-12
US4588436A (en) 1986-05-13
ES516619A0 (es) 1983-10-01

Similar Documents

Publication Publication Date Title
US3941587A (en) Metallurgical process using oxygen
Davenport et al. Flash smelting: analysis, control and optimization
SE500352C2 (sv) Sätt att utvinna metaller ur flytande slagg
Jones South Africca
CA1219133A (en) Continuous direct process of lead smelting
CA1279198C (en) Zinc smelting process using oxidation zone and reduction zone
US5372630A (en) Direct sulphidization fuming of zinc
SE446014B (sv) Selektiv reduktion av tunga metaller ur finkornigt, i huvudsak oxidiskt, material
US4135912A (en) Electric smelting of lead sulphate residues
Errington et al. The ISA-YMG lead smelting process
CN114651076A (zh) 改进的铜熔炼方法
US3988148A (en) Metallurgical process using oxygen
US3463630A (en) Process for producing zinc and related materials
Jones ConRoast: DC arc smelting of deadroasted sulphide concentrates
US3990889A (en) Metallurgical process using oxygen
Bakker et al. ISACONVERT™—Continuous converting of nickel/PGM matte with calcium ferrite slag
GB2234528A (en) Zinc recovery process
US4274868A (en) Recovery of tin from ores or other materials
Swayn et al. Applying ausmelt processing to complex copper smelter dusts
Shamsuddin Sulfide smelting
US11635257B2 (en) Smelting apparatus and metallurgical processes thereof
WO1985001750A1 (en) Smelting nickel ores or concentrates
US20230314076A1 (en) Smelting apparatus and metallurgical processes thereof
JPS62182230A (ja) 卑金属を含有する材料の還元製錬法
US3988149A (en) Metallurgical process using oxygen