EA003005B1 - Способ снижения содержания цветного металла в шлаке при получении цветного металла в печи взвешенной плавки - Google Patents

Способ снижения содержания цветного металла в шлаке при получении цветного металла в печи взвешенной плавки Download PDF

Info

Publication number
EA003005B1
EA003005B1 EA200101200A EA200101200A EA003005B1 EA 003005 B1 EA003005 B1 EA 003005B1 EA 200101200 A EA200101200 A EA 200101200A EA 200101200 A EA200101200 A EA 200101200A EA 003005 B1 EA003005 B1 EA 003005B1
Authority
EA
Eurasian Patent Office
Prior art keywords
slag
furnace
coke
ferrous metal
copper
Prior art date
Application number
EA200101200A
Other languages
English (en)
Other versions
EA200101200A1 (ru
Inventor
Пекка Ханниала
Илкка Койо
Ристо Сааринен
Original Assignee
Оутокумпу Ойй
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 Оутокумпу Ойй filed Critical Оутокумпу Ойй
Publication of EA200101200A1 publication Critical patent/EA200101200A1/ru
Publication of EA003005B1 publication Critical patent/EA003005B1/ru

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
    • C22B5/06Dry methods smelting of sulfides or formation of mattes by carbides or the like
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B15/00Obtaining copper
    • C22B15/0026Pyrometallurgy
    • C22B15/0028Smelting or converting
    • C22B15/0047Smelting or converting flash smelting or converting
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B15/00Obtaining copper
    • C22B15/0026Pyrometallurgy
    • C22B15/0028Smelting or converting
    • C22B15/0052Reduction smelting or converting

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)
  • Furnace Details (AREA)
  • Vertical, Hearth, Or Arc Furnaces (AREA)

Abstract

Настоящее изобретение относится к способу, посредством которого обеспечивается снижение содержания цветного металла в шлаке, образующемся при получении цветного металла, например меди или никеля, в печи взвешенной плавки, путем загрузки в печь металлургического кокса с крупностью частиц 1-25 мм. На своде печи могут быть установлены свисающие вниз перегородки, посредством которых предотвращают перемещение маленьких частиц меди или никеля к задней части печи и их вывод вместе со шлаком. Перегородки вынуждают указанные маленькие частицы осаждаться в зоне печи, предназначенной для восстановления шлака.

Description

Настоящее изобретение относится к способу, посредством которого уменьшают содержание цветного металла в шлаке, полученном при выплавке цветных металлов, таких как медь или никель, в печи взвешенной плавки, посредством подачи в эту печь металлургического кокса, крупность частиц которого составляет 1-25 мм. Целесообразно разместить перегородки, проходящие сверху вниз от свода печи, за счет которых предотвращается перемещение небольших частиц, содержащих медь или никель, к задней стороне печи и их вывод вместе со шлаком. Наличие этих перегородок приводит к осаждению малых частиц в зоне печи, предназначенной для восстановления шлака.
Уровень техники
Известно, что шлак с низким содержанием меди может быть получен в печи взвешенной плавки, когда используют в определенном количестве кокс или другое углеродсодержащее вещество для восстановления шлака, восстановления растворенного в нем куприта, и, в особенности, магнетита, который увеличивает вязкость шлака и замедляет процесс сепарации содержащихся в шлаке частиц расплавленного штейна, происходящий за счет их осаждения.
В патенте США № 5662370 описан способ, сущность которого заключается в том, что содержание углерода в углеродсодержащем материале, который следует подавать в реакционную шахту, составляет, по меньшей мере, 80% и в том, что, по меньшей мере, 65% частиц этого материала имеют крупность менее 100 мкм и, по меньшей мере, 25% частиц - крупность от 44 до 100 мкм. Размер частиц выбирают предварительно, поскольку согласно указанному патенту уменьшение содержания магнетита с помощью необожженного кокса происходит под воздействием двух механизмов, и размер частиц является решающим фактором по отношению к указанным механизмам. Если крупность грубого коксового порошка составляет примерно 100 мкм или более, крупность частиц необожженной его части также велика, и по этой причине кокс остается в поверхностном слое шлака и скорость реакции низкая. Когда же частицы имеют меньшие размеры, порошковый кокс проникает в шлак и вступает в непосредственный контакт с магнетитом, содержание которого необходимо уменьшить, что приводит к увеличению скорости реакции.
В опубликованной заявке Японии № 58221241 описан способ, согласно которому в реакционную шахту печи для плавки во взвешенном состоянии через горелку концентрата подают коксовую мелочь или коксовую мелочь вместе с пылевидным углем. Кокс подают в печь так, чтобы вся поверхность расплава в нижней секции печи была равномерно покрыта необожженным коксовым порошком. Согласно указанной заявке степень снижения содержания магнетита уменьшается, когда размер зерен соответствует ультратонкому измельчению, поэтому размер используемых зерен предпочтительно составляет от 44 мкм до 1 мм.
В патенте Японии № 90-24898 описан способ, в соответствии с которым в печь взвешенной плавки подают пылевидный кокс или кокс с размерами частиц менее 40 мкм вместо нефти, используемой лишь как добавочное топливо, чтобы поддержать требуемую температуру в печи.
В заявке Японии 9-316562 используют, по существу, тот же способ, что и в вышеупомянутом патенте США № 5662370. Отличие от способа по указанному патенту США заключается в том, что углеродсодержащее вещество подают в нижнюю часть реакционной шахты печи взвешенной плавки для того, чтобы предотвратить сгорание углеродсодержащего вещества прежде, чем оно вступит в контакт со шлаком и магнетитом, содержание которого в шлаке необходимо снизить. Размеры частиц углеродсодержащего вещества, по существу, настолько малы, что эти частицы отделяются от газового потока и осаждаются на поверхности шлаковой фазы лишь в задней части печи, причем процесс осаждения протекает очень медленно именно благодаря малым размерам частиц. Поскольку шлак выпускают, в основном, с задней или с боковых сторон печи, эти частицы вещества не успевают осаждаться через шлаковую фазу и переносятся, не осадившись, вместе с выходящим из печи шлаком, дополнительно увеличивая содержание меди в шлаке.
Для некоторых из описанных выше способов указанные малые размеры частиц кокса являются одним из недостатков, в частности, для способов, при осуществлении которых малые частицы вообще не осаждаются из газовой фазы, а вместе с газовой фазой переносятся к аптейку (вертикальному газоотводящему каналу) и далее к котлу-утилизатору тепла в качестве восстанавливающего вещества. В котле эти частицы кокса вступают в реакцию и производят в результате ненужную тепловую энергию, причем в таком месте, где это не является необходимым, что может даже ограничивать общую производительность технологического процесса, поскольку уменьшается производительность котла-утилизатора.
В печи взвешенной плавки не только пылевидное вещество, такое как частицы закиси меди, перемещается вместе с газовой фазой к задней части печи и к аптейку, но перемещаются, кроме того, и частицы медного штейна. Когда эти маленькие частицы отделяются в задней части печи от газового потока и осаждаются на поверхности шлаковой фазы, процесс осаждения протекает очень медленно именно благодаря малым размерам частиц. Поскольку шлак выпускают, главным образом, с задней или бо ковой сторон печи, эти частицы не успевают затем осаждаться через шлаковую фазу и переносятся вместо этого со шлаком, выходящим из печи, дополнительно увеличивая содержание меди в шлаке.
Сущность изобретения
Для того чтобы решить описанные проблемы, был разработан способ, позволяющий преодолеть отмеченные недостатки известных способов. Целью нового разработанного способа является снижение содержания цветного металла в шлаке, образующемся при получении цветных металлов, таких как медь или никель, в печах взвешенной плавки с тем, чтобы полученный шлак был отходом производства, не требующим дальнейшей обработки (отвальным шлаком). Согласно предложенному способу для восстановления шлака используют металлургический кокс с крупностью частиц 1-25 мм, при этом основная часть этого кокса, который необходимо подавать через реакционную шахту, отделяется в нижней секции печи взвешенной плавки (в отстойной ванне) от газовой фазы и осаждается на поверхности шлаковой фазы, причем восстановление шлака согласно данному изобретению производится в области, где большая часть продукта, полученного в виде штейна, и шлак отделяются друг от друга. Существенные признаки настоящего изобретения будут раскрыты в приложенной формуле изобретения.
В соответствии с предложенным способом предпочтительно использовать металлургический кокс, поскольку в нем содержится малое количество летучих веществ. Следовательно, большая часть восстанавливающего потенциала рассматриваемых исходных веществ может быть использована для восстановления шлака без получения излишка дополнительной тепловой энергии, выделяющейся при сгорании летучих компонент в восстанавливающем веществе. В то же время количество связывающих кислород реакций, которые происходят в коксе в реакционной шахте, снижается, что позволяет лучше контролировать качество получаемого штейна. Традиционно такой контроль достигался путем регулирования в данном технологическом процессе коэффициента избытка воздуха (количество кислорода/количество концентрата, N м3/т).
В способе согласно настоящему изобретению используемый металлургический кокс состоит из частиц определенного размера, таких, что большая часть кокса, который необходимо подать через реакционную шахту, отделяется от газовой фазы в нижней печи указанной печи взвешенной плавки и осаждается на поверхности шлаковой фазы, где и происходит восстановление шлака на определенном участке печи, на котором, кроме того, от газовой фазы отделяются штейн и шлак, представляющие собой основную часть получаемых продуктов. Вос становление шлака происходит в зоне, оптимальной с точки зрения экономии тепла: тепло, необходимое для восстановления шлака, поступает за счет теплосодержания продуктов, выгружаемых из реакционной шахты, подвода какого-либо количества дополнительной энергии для осуществления процесса восстановления не требуется.
Крупность металлургического кокса предпочтительно составляет от 1 до 25 мм. Большие размеры частиц кокса имеют такую малую удельную поверхность (отношение поверхности к объему), что они не будут эффективно реагировать со шлаком. Если же используют частицы меньшие, чем 1-25 мм, кокс будет активно реагировать уже в реакционной шахте и, кроме того, частицы кокса будут перемещаться вместе с газовой фазой к аптейку и поэтому их необходимое контактирование со шлаком и, следовательно, эффективность восстановления будут недостаточными. Когда тонкодисперсный кокс вместе с газовой фазой перемещается к аптейку и/или к котлу-утилизатору, он выделяет тепловую энергию на той стадии, когда это не является необходимым, и, следовательно, в этом случае снижается производительность котла. Подача кокса контролируется таким образом, что значительное его количество не накапливается в печи, самое большее лишь в виде слоя в несколько сантиметров, и весь кокс расходуется в реакциях процесса восстановления шлака.
В способе согласно предложенному изобретению, кроме того, осаждение пылевидного вещества штейна на поверхности шлаковой фазы создает еще в некоторой степени ту же проблему, что была описана выше: мелкие частицы, содержащие медь или никель, не способны осаждаться через шлаковую фазу и остаются в ней, тем самым увеличивая содержание меди или никеля в отводимым из печи шлаке. Эта проблема в предложенном способе предпочтительно решается за счет размещения перегородок, идущих от свода нижней секции печи взвешенной плавки. Они будут препятствовать перемещению мелких дисперсных частиц вместе с газовой фазой по направлению к задней части нижней секции печи, к месту вблизи выпускных отверстий. Перегородки проходят от печного свода сверху вниз так, что они или входят в слой расплавленного шлака (своей нижней частью) или достигают местоположения вблизи поверхности шлака. Перегородки предпочтительно выполнены из медных водоохлаждаемых элементов, которые снаружи покрыты огнеупорным материалом, например, кирпичом или огнеупорными массами.
Благодаря перегородкам материал, содержащий, главным образом, мелкие зернистые частицы меди или никеля, вынужден осаждаться в зоне восстановления шлака. В результате шлак в зоне его выпуска больше не содержит веществ, состоящих из частиц цветного металла, которые бы медленно осаждались и увеличивали содержание меди в шлаке. Шлак, который отводят из выпускного отверстия, имеет более низкое содержание меди или никеля, чем в случае работы печи без восстановления шлака с помощью кокса и без использования перегородок.
Перечень чертежей
Конструктивное выполнение печи, используемой при осуществлении настоящего изобретения, отображено на приложенных чертежах.
На фиг. 1 показано поперечное сечение печи взвешенной плавки;
фиг. 2 иллюстрирует влияние количества вводимого в печь кокса на конечные продукты, отводимые из печи взвешенной плавки.
Сведения, подтверждающие возможность осуществления изобретения
Печь взвешенной плавки 1, показанная на фиг. 1, состоит из реакционной шахты 2, нижней секции 3 и аптейка 4. Металлургический кокс подают через горелку концентрата 5, размещенную на своде реакционной камеры 2, в печь вместе с концентратами меди, флюсом и кислородсодержащим газом. В реакционной шахте поступившие исходные вещества реагируют друг с другом, за исключением кокса, и образуют на днище нижней секции печи слой штейна 6, поверх которого располагается слой шлака 7. Реакции, проходящие в реакционной шахте между металлургическим коксом и другими поступающими в нее веществами, замедляются благодаря выбранным размерам частиц материала, и кокс в виде слоя 8 осаждается поверх шлакового слоя, в котором и происходят реакции, необходимые для осуществления процесса восстановления.
На своде нижней секции печи 9 установлены одна или несколько перегородок 10 А и 10В, которые свешиваются вниз со свода и/или входят в слой расплавленного шлака 7 (10В) или же немного не доходят до его поверхности (10 А). Кроме того, из чертежа можно видеть, что перегородки предпочтительно установлены или перед аптейком 4, или же за ним, причем перед отверстием для выпуска шлака. Газы, выделяющиеся за счет реакций в реакционной шахте, удаляются через аптейк 4 и направляются в котел-утилизатор 11. Шлак и медный штейн, находящиеся в нижней секции, выводят через выпускные отверстия 12 и 13, имеющиеся в задней части нижней камеры.
Пример.
Эффект ввода металлургического кокса был продемонстрирован в малоразмерной печи для плавки во взвешенном состоянии (МР8Р) путем подачи в печь определенной дозы концентрата, составляющей 100-150 кг/ч. Состав концентрата включал в среднем 25,7% Си, 29,4% Ре и 33,9% 8 наряду с конвертерным шлаком и необходимым кремнеземистым флюсом. Количество поданных флюса и конвертер ного шлака составляло до 26-33% от количества концентрата. Содержание меди в полученном штейне составило 63-76%. В проведенных испытаниях, где подаваемая шихта, кроме того, включала и кокс, загрузка кокса была равной 26 кг/ч или от 1,0 до 3,1% от подачи концентрата. Использовался кокс 80%С£1х с зольностью 16,3% и с количеством летучих 3,3%. В опытах были использованы две различных фракции кокса и их смеси, а именно, фракции с размерами частиц 1-3 мм и 3-8 мм.
Каждый из опытов продолжался от 3 до 5 ч, после чего целевой продукт отводился из печи. В некоторых из проведенных опытов восстанавливающий кокс в целях сравнения вообще не использовался. Результаты проведенных опытов представлены на фиг. 2, которая отображает содержание меди, оставшейся в шлаке (в процентах от общей подачи меди), в зависимости от процентного содержания меди в медном штейне. График на фиг. 2 свидетельствует о том, что даже малая добавка кокса приводит к значительному улучшению с точки зрения содержания меди в шлаке в упомянутой плавильной печи: при загрузке менее 3 кг/ч кокса в шлаке оставалось около 77,5% меди, по сравнению с опытами без использования кокса. Когда же использовали большие количества кокса, количество меди в шлаке составило лишь 54,7% по сравнению с экспериментами без подачи кокса. Следовательно, эффективность предложенного способа очевидна. Лучшие результаты по восстановлению шлака были достигнуты при использовании более грубой фракции, чем в случае только одной более мелкой, где до третьей части кокса прореагировало уже в реакционной шахте печи взвешенной плавки, и эффективное восстановление шлака не достигалось.

Claims (8)

  1. ФОРМУЛА ИЗОБРЕТЕНИЯ
    1. Способ снижения содержания цветного металла в шлаке, образующемся при выплавке цветного металла в печи взвешенной плавки, за счет подачи в печь, с целью снижения содержания цветного металла в шлаке, металлургического кокса в дополнение к подаче концентрата, кислородсодержащего газа и флюса, отличающийся тем, что кокс, загружаемый в печь, представляет собой металлургический кокс с крупностью частиц 1-25 мм.
  2. 2. Способ по п.1, отличающийся тем, что кокс подают через горелку концентрата.
  3. 3. Способ по п.1, отличающийся тем, что перемещение маленьких частиц, содержащих цветной металл, по направлению к задней части печи и вместе со шлаком из печи предотвращается за счет размещения внутри печи перегородок, проходящих от свода сверху вниз.
  4. 4. Способ по п.3, отличающийся тем, что перегородки (10) проходят внутрь ванны с расплавленным шлаком (7).
  5. 5. Способ по п.3, отличающийся тем, что перегородки (10) достигают местоположения вблизи поверхности слоя шлака (7).
  6. 6. Способ по п.3, отличающийся тем, что перегородки (10) изготовлены из водоохлаждаемых элементов, которые снаружи покрыты огнеупорным материалом.
    Фиг. 1
  7. 7. Способ по п.1, отличающийся тем, что цветным металлом является медь.
  8. 8. Способ по п.1, отличающийся тем, что цветным металлом является никель.
EA200101200A 1999-05-14 2000-05-08 Способ снижения содержания цветного металла в шлаке при получении цветного металла в печи взвешенной плавки EA003005B1 (ru)

Applications Claiming Priority (2)

Application Number Priority Date Filing Date Title
FI991109A FI108542B (fi) 1999-05-14 1999-05-14 Menetelmä kuonan ei-rautametallipitoisuuden alentamiseksi suspensiosulatusuunissa tapahtuvassa ei-rautametallien valmistuksessa
PCT/FI2000/000406 WO2000070104A1 (en) 1999-05-14 2000-05-08 Method for reducing non-ferrous metal content in slag in the production of non-ferrous metals occurring in suspension smelting furnace

Publications (2)

Publication Number Publication Date
EA200101200A1 EA200101200A1 (ru) 2002-04-25
EA003005B1 true EA003005B1 (ru) 2002-12-26

Family

ID=8554669

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
EA200101200A EA003005B1 (ru) 1999-05-14 2000-05-08 Способ снижения содержания цветного металла в шлаке при получении цветного металла в печи взвешенной плавки

Country Status (23)

Country Link
US (1) US6755890B1 (ru)
EP (1) EP1194602B1 (ru)
JP (1) JP4811812B2 (ru)
KR (1) KR100566706B1 (ru)
CN (1) CN1156590C (ru)
AR (1) AR023944A1 (ru)
AT (1) ATE278042T1 (ru)
AU (1) AU774452B2 (ru)
BG (1) BG65570B1 (ru)
BR (1) BR0010469A (ru)
CA (1) CA2373126A1 (ru)
DE (1) DE60014379T2 (ru)
EA (1) EA003005B1 (ru)
ES (1) ES2228515T3 (ru)
FI (1) FI108542B (ru)
MX (1) MXPA01011628A (ru)
PE (1) PE20010225A1 (ru)
PL (1) PL193050B1 (ru)
PT (1) PT1194602E (ru)
RO (1) RO120005B1 (ru)
TR (1) TR200103239T2 (ru)
WO (1) WO2000070104A1 (ru)
ZA (1) ZA200108937B (ru)

Families Citing this family (11)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US8016912B2 (en) * 2007-09-14 2011-09-13 Barrick Gold Corporation Process for recovering platinum group metals using reductants
WO2009052580A1 (en) * 2007-10-26 2009-04-30 Bhp Billiton Innovation Pty Ltd Production of nickel
CN101736165A (zh) * 2008-11-04 2010-06-16 云南冶金集团股份有限公司 旋涡柱喷嘴、旋涡柱熔炼设备和旋涡柱熔炼方法
RS59188B1 (sr) * 2011-11-29 2019-10-31 Outotec Finland Oy Metoda za kontrolisanje suspenzije u peći za topljenje suspenzije, peć za topljenje suspenzije i gorionik koncentrata
US10852065B2 (en) 2011-11-29 2020-12-01 Outotec (Finland) Oy Method for controlling the suspension in a suspension smelting furnace
CN102605191B (zh) * 2012-04-16 2013-12-25 阳谷祥光铜业有限公司 一种铜精矿直接生产粗铜的方法
ES2387147B1 (es) * 2012-07-25 2013-05-16 La Farga Lacambra Sa Instalación para la fundición de una colada de metal de cobre o similar
FI125830B (en) * 2012-12-11 2016-02-29 Outotec Oyj Process for producing stone or crude metal in a suspension smelting furnace and suspension smelting furnace
CN105063347B (zh) * 2015-08-26 2017-04-26 山西太钢不锈钢股份有限公司 一种利用废弃镁钙砖生产球团矿的方法
CN106480326B (zh) * 2015-09-02 2019-01-29 刘清梅 红土镍矿平炉冶炼装置及方法
RU2740741C1 (ru) * 2020-05-29 2021-01-20 Публичное акционерное общество "Горно-металлургическая компания "Норильский никель" Способ переработки мелкодисперсного сырья в печи взвешенной плавки

Family Cites Families (13)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
JPS609575B2 (ja) * 1981-04-09 1985-03-11 古河鉱業株式会社 溶煉炉
FI66199C (fi) * 1982-02-12 1984-09-10 Outokumpu Oy Anordning foer separering av fasta och smaelta partiklar fraon metallurgiska ugnars avgaser samt saett att aotervinna bly fraon dylika avgaser
JPS58221241A (ja) 1982-06-16 1983-12-22 Mitsui Mining & Smelting Co Ltd 粉コ−クスを用いる自「鎔」炉製錬法
JPS5950132A (ja) 1982-09-16 1984-03-23 Nippon Mining Co Ltd 銅製錬自「鎔」炉の操業方法
FI78125C (fi) * 1983-11-14 1989-06-12 Vni Gorno Metall I Tsvet Met Foerfarande foer behandling av jaernhaltiga koppar- eller koppar/zinksulfidkoncentrat.
DE3444962A1 (de) * 1984-12-10 1986-06-12 Klöckner-Humboldt-Deutz AG, 5000 Köln Verfahren und vorrichtung zur reduzierenden behandlung von schmelzfluessigen metallen und/oder deren schlacken
JPS63149339A (ja) * 1986-12-12 1988-06-22 Nippon Mining Co Ltd 粗銅の製錬装置
US4857104A (en) * 1988-03-09 1989-08-15 Inco Limited Process for reduction smelting of materials containing base metals
JPH0727717B2 (ja) * 1988-07-13 1995-03-29 株式会社東芝 センス回路
US5662730A (en) * 1994-12-08 1997-09-02 Nippon Mining & Metals Co., Ltd. Method for pyrometallurgical smelting of copper
US5662370A (en) * 1995-06-16 1997-09-02 Kassner; William H. Vehicle low sun visor
JP3302563B2 (ja) 1996-05-28 2002-07-15 日鉱金属株式会社 銅の乾式製錬法
US6270554B1 (en) * 2000-03-14 2001-08-07 Inco Limited Continuous nickel matte converter for production of low iron containing nickel-rich matte with improved cobalt recovery

Also Published As

Publication number Publication date
EP1194602A1 (en) 2002-04-10
PT1194602E (pt) 2005-02-28
BG106069A (en) 2002-06-28
BG65570B1 (bg) 2008-12-30
CN1350596A (zh) 2002-05-22
FI991109A0 (fi) 1999-05-14
WO2000070104A1 (en) 2000-11-23
TR200103239T2 (tr) 2002-06-21
PL352017A1 (en) 2003-07-14
CN1156590C (zh) 2004-07-07
AU4570200A (en) 2000-12-05
MXPA01011628A (es) 2003-09-10
AU774452B2 (en) 2004-06-24
FI991109A (fi) 2000-11-15
EA200101200A1 (ru) 2002-04-25
EP1194602B1 (en) 2004-09-29
FI108542B (fi) 2002-02-15
US6755890B1 (en) 2004-06-29
KR20020003390A (ko) 2002-01-12
ATE278042T1 (de) 2004-10-15
PL193050B1 (pl) 2007-01-31
ES2228515T3 (es) 2005-04-16
AR023944A1 (es) 2002-09-04
DE60014379T2 (de) 2005-02-24
RO120005B1 (ro) 2005-07-29
KR100566706B1 (ko) 2006-04-03
JP4811812B2 (ja) 2011-11-09
DE60014379D1 (de) 2004-11-04
JP2002544391A (ja) 2002-12-24
BR0010469A (pt) 2002-02-13
PE20010225A1 (es) 2001-03-20
ZA200108937B (en) 2002-06-12
CA2373126A1 (en) 2000-11-23

Similar Documents

Publication Publication Date Title
US2894831A (en) Process of fluidized bed reduction of iron ore followed by electric furnace melting
AU718478B2 (en) Production method of metallic iron
CN104105802B (zh) 贱金属回收
JP2001506315A (ja) 金属酸化物団塊の直接還元
EA003005B1 (ru) Способ снижения содержания цветного металла в шлаке при получении цветного металла в печи взвешенной плавки
WO2009114155A2 (en) Feed material compostion and handling in a channel induction furnace
US4824362A (en) Method for operation of flash smelting furnace
WO1996034987A1 (en) Process for recovering metals from iron oxide bearing masses
US7785389B2 (en) Feed material composition and handling in a channel induction furnace
WO2009114159A2 (en) Feed material compostion and handling in a channel induction furnace
RU2126455C1 (ru) Способ получения богатого никелевого штейна
BE1027793B1 (nl) Verbeterde Oven voor het Uitroken met Plasma Inductie
RU2242527C2 (ru) Способ и устройство для плавки сульфидов цветных металлов в печи взвешенной плавки для получения штейна с высоким содержанием цветного металла и отвального шлака
WO2009114157A2 (en) Feed material compostion and handling in a channel induction furnace
RU2465336C2 (ru) Способ промышленного производства железа
AU7341098A (en) Recycling process for brass foundry waste
RU2614293C2 (ru) Способ переработки низкоавтогенного сырья в печах взвешенной плавки
RU2055922C1 (ru) Способ переработки сульфидного сурьмяного сырья, содержащего благородные металлы
GB1572248A (en) Extended arc furnace and process for melting particulate charge therein
JPH07173549A (ja) 亜鉛及び鉄を含有するダストからの金属亜鉛及び金属鉄の回収方法
WO2009034544A2 (en) Static slope reduction furnace
RU2618297C1 (ru) Способ производства чугуна процессом жидкофазного восстановления Ромелт
WO2007120026A1 (fr) Installation de traitement de matières premières contenant du plomb et du zinc
JPH062894B2 (ja) 粉状鉱石からの溶融金属製造方法
JPH11131117A (ja) 竪型シャフトキュポラ・高炉・溶融還元炉法

Legal Events

Date Code Title Description
MM4A Lapse of a eurasian patent due to non-payment of renewal fees within the time limit in the following designated state(s)

Designated state(s): AM AZ BY KG MD TJ TM

PC4A Registration of transfer of a eurasian patent by assignment
MM4A Lapse of a eurasian patent due to non-payment of renewal fees within the time limit in the following designated state(s)

Designated state(s): KZ RU