EA007445B1 - Method for producing blister copper - Google Patents
Method for producing blister copper Download PDFInfo
- Publication number
- EA007445B1 EA007445B1 EA200401402A EA200401402A EA007445B1 EA 007445 B1 EA007445 B1 EA 007445B1 EA 200401402 A EA200401402 A EA 200401402A EA 200401402 A EA200401402 A EA 200401402A EA 007445 B1 EA007445 B1 EA 007445B1
- Authority
- EA
- Eurasian Patent Office
- Prior art keywords
- furnace
- slag
- copper
- suspension
- melting
- 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
- C22B15/00—Obtaining copper
-
- 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
- C22B15/00—Obtaining copper
- C22B15/0026—Pyrometallurgy
- C22B15/0028—Smelting or converting
- C22B15/003—Bath smelting or converting
- C22B15/0045—Bath smelting or converting in muffles, crucibles, or closed vessels
-
- 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
- C22B15/00—Obtaining copper
- C22B15/0026—Pyrometallurgy
- C22B15/0028—Smelting or converting
- C22B15/0047—Smelting or converting flash 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)
Abstract
Description
Изобретение относится к определенному в п.1 формулы изобретения способу получения черновой меди.The invention relates to a method for producing blister copper as defined in claim 1.
При плавлении меди во взвешенном состоянии, сухой медный концентрат подают в печь для плавления во взвешенном состоянии совместно с воздухом, обогащенным кислородом, и кварцевым песком. Требуемую для протекания процесса плавления энергию получают от окисления серы и железа. Тепловой баланс процесса регулируют посредством обогащения кислородом технологического воздуха, однако в качестве источников дополнительной энергии иногда также применяют горелки, работающие на нефти или природном газе. Сера окисляется до диоксида серы, а железо окисляется и ошлаковывается с образованием силиката железа. Расплавленные фазы отделяют от газа в отстойнике и на подине печи осаждаются шлак и штейн таким образом, что слой штейна располагается в самом низу. При плавлении во взвешенном состоянии, как и при прочих способах плавления меди, основной функцией шлака является улавливание в жидкой форме всех оксидов железа, силикатных и оксидных составляющих пустой породы, образующихся в процессе плавления. Обычно шлак охлаждают, подвергают дроблению и флотации, чтобы извлечь медь, или его обрабатывают в электрических печах с восстановительной атмосферой. В фазе штейна, которую обычно дополнительно обрабатывают продувкой в конвертере, получают 50-70% меди. В случае наиболее часто применяемого цилиндрического конвертера, содержащееся в фазе штейна железо окисляется при продувке расплава кислородом и вместе с добавляемым кварцевым песком образует фаялитовый шлак, который на исходной операции процесса конвертирования плавает в реакторе на поверхности белого металла (\\1Ше шс1а1). богатого медью. Белый металл содержит 70-80% меди. При дальнейшей продувке белого металла кислородом, образуется черновая медь, содержание меди в которой составляет порядка 98%. Шлак по-прежнему содержит 5-10% меди, которую извлекают флотацией и подачей шлакового концентрата, богатого медью, обратно в печь для плавления во взвешенном состоянии, или такой шлак обрабатывают в восстановительных условиях, например, в электрической печи.During the melting of copper in suspension, dry copper concentrate is fed to the furnace for melting in suspension together with oxygen-enriched air and silica sand. The energy required for the melting process is obtained from the oxidation of sulfur and iron. The heat balance of the process is regulated by enriching the process air with oxygen, but oil or natural gas burners are sometimes also used as sources of additional energy. Sulfur is oxidized to sulfur dioxide, and iron is oxidized and slagged to form iron silicate. The melted phases are separated from the gas in the settling tank and slag and matte are deposited on the furnace bottom so that the matte layer is located at the very bottom. When melting in suspension, as with other methods of copper melting, the main function of slag is to capture in liquid form all the iron oxides, silicate and oxide constituents of the waste rock formed during the melting process. Usually, the slag is cooled, crushed and floated to extract copper, or it is treated in electric furnaces with a reducing atmosphere. In the phase of matte, which is usually further processed by blowing in the converter, 50-70% copper is obtained. In the case of the most commonly used cylindrical converter, iron contained in the matte phase oxidizes when the melt is purged with oxygen and forms fayalite slag together with the added quartz sand, which floats in the reactor on the surface of the white metal (\\ 1Ше шс1а1) in the initial operation of the converting process. rich in copper. White metal contains 70-80% copper. With further purging of white metal with oxygen, blister copper is formed, the copper content of which is about 98%. The slag still contains 5-10% of copper, which is extracted by flotation and supply of copper-rich slag concentrate back to the furnace for melting in suspension, or such slag is treated under reducing conditions, for example, in an electric furnace.
В принципе, с учетом определенных ограничений, экономически целесообразно производить черновую медь непосредственно, т.е. получать черновую медь из сульфидного концентрата в реакторе взвешенного состояния в процессе одной технологической операции. Самая крупная проблема в этом случае заключается в том, что при таком способе образуется большое количества шлака, кроме того, в этом шлаке собирается большое количество меди. С другой стороны, обработка шлака с целью извлечения содержащейся в нем меди приводит к дополнительным затратам. Если содержание меди в концентрате достаточно высоко, обычно, по меньшей мере, 37%, экономически целесообразно получать черновую медь в одну технологическую операцию. Если концентрат содержит лишь незначительное количество железа или иных шлакообразующих компонентов, то в этом случае количество образующегося шлака не столь высоко, и обработка концентрата с низким содержанием меди также выгодна. При получении черновой меди обычно требуется очищать полученный шлак в две операции, чтобы достигнуть достаточно высокого выхода по извлечению меди.In principle, subject to certain restrictions, it is economically feasible to produce blister copper directly, i.e. to obtain blister copper from sulphide concentrate in a suspension reactor in the course of one technological operation. The biggest problem in this case is that with this method a large amount of slag is formed, in addition, a large amount of copper is collected in this slag. On the other hand, the treatment of slag in order to extract the copper contained in it leads to additional costs. If the copper content in the concentrate is high enough, usually at least 37%, it is economically feasible to produce blister copper in one technological operation. If the concentrate contains only a small amount of iron or other slag-forming components, then the amount of slag produced is not so high, and the processing of the concentrate with low copper content is also beneficial. Upon receipt of blister copper, it is usually necessary to clean the obtained slag in two operations in order to achieve a sufficiently high yield for copper recovery.
Из уровня техники известно, что при работе в пределах заданной области потенциала кислорода при плавлении меди появляется так называемый белый металл, и в этом случае содержание меди в соответствующей фазе шлака существенно ниже, чем в том случае, когда черновая медь находится в равновесии с фазой шлака. На фиг. 1 (см. ГИБКО 261608 VIII, с. 9) приведена потенциальная диаграмма серакислород для системы Си-Ее-8-О-81О2 при температуре 1300°С. На диаграмме показан состав различных фаз, образующихся при различных условиях в процессе плавления меди. Из диаграммы следует, что в случае присутствия белого металла содержание меди в соответствующем шлаке ниже, чем в шлаке, находящемся в равновесии с черновой медью.From the prior art it is known that when operating within a predetermined region of the oxygen potential, when copper is melted, a so-called white metal appears, and in this case, the copper content in the corresponding slag phase is significantly lower than when the blister copper is in equilibrium with the slag phase . FIG. 1 (see FLEXIBLE 261608 VIII, p. 9) shows a potential sulfur-oxygen diagram for the C-EH-8-O-81O 2 system at a temperature of 1,300 ° C. The diagram shows the composition of the various phases formed under different conditions in the process of copper melting. It follows from the diagram that, in the presence of white metal, the copper content in the corresponding slag is lower than in the slag in equilibrium with the blister copper.
Из публикации РСТ 00.09772 известен способ плавления медного концентрата в присутствии кислорода посредством непрерывного окисления концентрата или штейна при температуре 1300°С или ниже. В этом способе концентрат сульфида меди плавят и при этом большую часть содержащегося железа извлекают в виде шлака, а большая часть серы превращается в диоксид серы. Получаемым продуктом является белый металл, штейн или черновая медь.From PCT publication No. 00.09772, a method is known for melting a copper concentrate in the presence of oxygen by continuous oxidation of the concentrate or matte at a temperature of 1300 ° C or lower. In this method, the copper sulfide concentrate is melted, and most of the iron contained is recovered as slag, and most of the sulfur is converted to sulfur dioxide. The resulting product is white metal, matte or blister copper.
Целью данного изобретения является устранение некоторых недостатков, присущих известным способам. Другой целью изобретения является предотвращение образования шлака с высоким содержанием меди при производстве черновой меди.The purpose of this invention is to eliminate some of the disadvantages inherent in the known methods. Another aim of the invention is to prevent the formation of slag with a high copper content in the production of blister copper.
Отличительные признаки изобретения сформулированы в п.1 формулы изобретения. Отличительные признаки прочих воплощений изобретения приведены в остальных пунктах формулы изобретения.Distinctive features of the invention are formulated in claim 1 of the claims. Distinctive features of other embodiments of the invention are given in the remaining claims.
Способ получения черновой меди, предложенный в изобретении, имеет несколько преимуществ. В соответствии со способом концентрат, флюс и обогащенный кислородом воздух подают совместно в печь взвешенной плавки, такую как печь для плавления во взвешенном состоянии, с тем, чтобы получить там по меньшей мере две фазы расплава, такие как фаза белого металла и фаза шлака, и после печи взвешенной плавки белый металл окисляют по меньшей мере в одном реакторе окисления. Согласно способу, операции в печи взвешенной плавки преимущественно проводят при условиях, которые обеспечивают образование белого металла, а это значит, что потенциал кислорода в печи находится в интервале 10-7-10-6, а парциальное давление диоксида серы находится в интервале 0,2-1. Белый металл, поThe method for producing blister copper proposed in the invention has several advantages. In accordance with the method, the concentrate, the flux and the oxygen-enriched air are fed together to the suspension smelting furnace, such as a suspension melting furnace, in order to obtain there at least two melt phases, such as a white metal phase and a slag phase, and After the flash smelting furnace, the white metal is oxidized in at least one oxidation reactor. According to the method, operations in the suspension smelting furnace are mainly carried out under conditions that ensure the formation of a white metal, which means that the oxygen potential in the furnace is in the range of 10 -7 -10 -6 , and the partial pressure of sulfur dioxide is in the range of 0.2 -one. White metal
- 1 007445 существу, состоит из меди (70-80%) и серы. Образуемый при плавлении белый металл по существу не содержит никаких шлакующих компонентов. При работе в описанных выше условиях, преимущественно образуется шлак с низким содержанием меди, который пригоден для непосредственной обработки по извлечению меди, и при этом не требуется никакого отдельного первичного восстановления шлака, например, в электрической печи.- 1 007445 essentially consists of copper (70-80%) and sulfur. The white metal formed during melting contains essentially no slagging components. When operating under the conditions described above, slag with a low copper content is predominantly formed, which is suitable for direct processing to extract copper, and no separate primary slag reduction is required, for example, in an electric furnace.
Белый металл сливают из печи в непрерывном режиме, или периодически, чтобы окислить его в реакторе окисления, где содержащуюся в белом металле серу окисляют с применением обогащенного кислородом воздуха так, что образуются диоксид серы и черновая медь и при этом практически не образуется шлака. Согласно предпочтительному воплощению изобретения, реактор окисления установлен в стационарном соединении с печью взвешенной плавки. Согласно другому предпочтительному воплощению изобретения, реактор окисления соединяют с печью взвешенной плавки закрытым желобом для расплава, который обеспечивает перемещение расплава. Если реактор окисления представляет собой закрытый реактор, можно более успешно контролировать накапливание и извлечение образуемых в процессе газов. Согласно предпочтительному воплощению изобретения, реактор окисления предпочтительно представляет собой реактор поверхностной продувки (кигГасе Ыакйид гсасЮг). Согласно другому предпочтительному воплощению изобретения, реактор окисления предпочтительно представляет собой инжекционный реактор, при помощи которого также и белый металл в твердом состоянии можно с успехом расплавить, вводя его в расплав вместе с окисляющим газом. Реактором окисления, например, с успехом может служить реактор типа ЛиктеИ, 1кактеИ или МйкиЫкЫ.White metal is drained from the furnace in a continuous mode, or periodically, to oxidize it in the oxidation reactor, where the sulfur contained in the white metal is oxidized using oxygen-enriched air so that sulfur dioxide and blister copper are formed and practically no slag is formed. According to a preferred embodiment of the invention, the oxidation reactor is installed in a stationary connection with the suspension smelting furnace. According to another preferred embodiment of the invention, the oxidation reactor is connected to the suspension smelting furnace with a closed melt chute, which allows the melt to move. If the oxidation reactor is a closed reactor, the accumulation and extraction of gases generated during the process can be more successfully controlled. According to a preferred embodiment of the invention, the oxidation reactor is preferably a surface blow-down reactor (KigGase Lakid gacSug). According to another preferred embodiment of the invention, the oxidation reactor is preferably an injection reactor, with which the white metal in the solid state can also be successfully melted by introducing it into the melt together with the oxidizing gas. An oxidation reactor, for example, can successfully serve as a reactor of the type LikteI, 1kakteI or MIKYKY.
Шлак из печи взвешенной плавки сливают отдельно и обрабатывают, согласно предпочтительному воплощению изобретения, в электрической печи, чтобы извлечь содержащуюся в нем медь. Согласно другому предпочтительному воплощению изобретения шлак из печи взвешенной плавки обрабатывают посредством флотации, чтобы извлечь содержащуюся в нем медь. В случае использования способа по изобретению преимуществом является отсутствие образования шлака с высоким содержанием меди, при этом не требуется рециркуляция меди и отсутствуют соответствующие потери меди.Slag from the suspension smelting furnace is drained separately and processed, according to a preferred embodiment of the invention, in an electric furnace in order to extract the copper contained therein. According to another preferred embodiment of the invention, the slag from the suspension smelting furnace is processed by flotation in order to recover the copper contained therein. In the case of using the method according to the invention, the advantage is the absence of the formation of slag with a high copper content, it does not require recycling of copper and there is no corresponding loss of copper.
Далее изобретение пояснено более детально со ссылкой на прилагаемые чертежи.Further, the invention is explained in more detail with reference to the accompanying drawings.
Фиг. 1. Потенциальная диаграмма сера-кислород для системы Си-Ее-8-О-81О2 при температуре 1300°С.FIG. 1. Potential sulfur-oxygen diagram for the C-EH-8-O-81O 2 system at a temperature of 1300 ° C.
Фиг. 2а. Технологическая схема способа по изобретению.FIG. 2a Technological scheme of the method according to the invention.
Фиг. 2Ь. Технологическая схема способа согласно другому предпочтительному воплощению изобретения.FIG. 2b. Technological scheme of the method according to another preferred embodiment of the invention.
На фиг. 2а показан способ по изобретению. Здесь концентрат (5), флюс (6) и обогащенный кислородом воздух (7) подают совместно в печь (1) для плавления во взвешенном состоянии с тем, чтобы в нижней ее части получить две фазы расплава - фазу (11) белого металла и фазу (10) шлака. После печи для плавления во взвешенном состоянии белый металл (11) окисляют в одном реакторе (12) окисления и получают там черновую медь (15). Помимо белого металла и шлака в печи для плавления во взвешенном состоянии образуется незначительное количество черновой меди, которую также направляют в реактор (12) окисления. Технологические газы, образуемые в печи (1) для плавления во взвешенном состоянии, направляют через вертикальную шахту (2) в котел-утилизатор (8) тепла отходящих газов, откуда образуемую пыль (9) подают рециклом обратно в печь для плавления во взвешенном состоянии, а газы (17) направляют на дополнительную обработку. Белый металл (11) сливают из печи (1) в реактор (12) окисления либо в непрерывном режиме, либо периодически, при этом содержащаяся в белом металле сера там окисляется воздухом (16), обогащенным кислородом, так, что образуются диоксид серы и черновая медь (15), но не образуется шлака. Согласно предпочтительному воплощению изобретения, показанному на фиг. 2а, реактор (12) окисления выполнен с обеспечением установки в стационарном соединении с печью для плавления во взвешенном состоянии. Согласно другому предпочтительному воплощению изобретения, показанному на фиг. 2Ь, реактор (12) окисления непосредственно соединен с печью для плавления во взвешенном состоянии посредством желоба (13) для расплава. Шлак (10), образуемый в печи (1) для плавления во взвешенном состоянии, направляют на обработку (14) шлака либо в электрическую печь, либо на флотацию, чтобы извлечь содержащуюся в шлаке медь. Согласно предпочтительному воплощению изобретения, реактор окисления предпочтительно представляет собой реактор поверхностной продувки или инжекционный реактор, в случае чего также и твердый белый металл можно с успехом расплавить, вводя его в расплав вместе с окисляющим газом. Реактором окисления, например, предпочтительно является реактор типа ЛиктеИ, 1кактеН или МйкиЫкЫ.FIG. 2a shows the method of the invention. Here, the concentrate (5), the flux (6) and the oxygen-enriched air (7) are fed together to the furnace (1) for melting in suspension so that in its lower part to obtain two phases of the melt — the white metal phase (11) and the phase (10) slag. After the furnace for melting in suspension, the white metal (11) is oxidized in one oxidation reactor (12) and blister copper (15) is obtained there. In addition to white metal and slag in the furnace for melting in suspension, a small amount of blister copper is formed, which is also sent to the oxidation reactor (12). The process gases generated in the furnace (1) for melting in suspension are sent through a vertical shaft (2) to the waste heat boiler (8) of the waste gases, from where the formed dust (9) is recycled back to the furnace for melting in suspension, and gases (17) are sent for additional processing. The white metal (11) is drained from the furnace (1) into the oxidation reactor (12) either continuously or periodically, and the sulfur contained in the white metal is oxidized there with air (16) enriched with oxygen, so that sulfur dioxide and roughing are formed. copper (15), but no slag is formed. According to a preferred embodiment of the invention shown in FIG. 2a, the oxidation reactor (12) is designed to be installed in a stationary connection with a melting furnace in a suspended state. According to another preferred embodiment of the invention shown in FIG. 2b, the oxidation reactor (12) is directly connected to the furnace for melting in suspension by means of the chute (13) for melt. The slag (10), formed in the furnace (1) for melting in suspension, is sent to the treatment (14) of the slag either to an electric furnace or to flotation, in order to extract the copper contained in the slag. According to a preferred embodiment of the invention, the oxidation reactor is preferably a surface purge reactor or an injection reactor, in which case the solid white metal can also be successfully melted by introducing it into the melt together with the oxidizing gas. An oxidation reactor, for example, is preferably a LikteI-type reactor, 1kkaten or MIKYKY.
Далее изобретение проиллюстрировано при помощи примера.The invention is further illustrated with an example.
Пример.Example.
В случае применения способа по изобретению, медный концентрат, содержащий 30% Си, 28% Ее, 30% 8, 6% δίθ2 плавят совместно с кварцевым песком в печи для плавления во взвешенном состоянии со скоростью 163 тонны в час, при этом кварцевый песок подают в печь с расходом 21 тонна в час.In the case of applying the method according to the invention, copper concentrate containing 30% Cu, 28% Ee, 30% 8, 6% δίθ 2 is melted together with quartz sand in a furnace for melting in suspension at a speed of 163 tons per hour, while quartz sand served in an oven with a flow rate of 21 tons per hour.
В процессе плавления в печь для плавления во взвешенном состоянии вдувают воздух со скоростью 63493 ст. куб. метров в час и кислород со скоростью 21956 ст. куб. метров в час, при этом обогащение кислородом составляет 41 % и кислородный показатель составляет 171 ст. куб метров О2 при расчете наIn the process of melting, air is blown into the furnace for melting in suspension with a speed of 63493 Art. cc meters per hour and oxygen at a speed of 21956 Art. cc meters per hour, while oxygen enrichment is 41% and the oxygen indicator is 171 tbsp. cubic meters of O2 when calculating on
- 2 007445 одну подаваемую тонну.- 2 007445 one tonne delivered.
В результате реакций окисления в печи для плавления во взвешенном состоянии образуется расплав белого металла в количестве 62004 кг/ч (материал содержит 79% Си, 0,5% Ре) и шлака в количестве 109702 кг/ч (шлак содержит 4% Си, 44% Ре). Кроме того, здесь образуется незначительное количество пыли, которую подают рециклом обратно в плавильную печь.As a result of oxidation reactions in the furnace for melting in suspension, a white metal melt is formed in the amount of 62004 kg / h (the material contains 79% Cu, 0.5% Fe) and slag in the amount of 109702 kg / h (the slag contains 4% Cu, 44 % D). In addition, an insignificant amount of dust is generated here, which is recycled back to the smelting furnace.
Шлак обрабатывают на установке по обогащению шлака так, что получаемый шлак (шлак содержит 4% Си, 44% Ре) образуется со скоростью 8844 кг/ч, при этом этот шлак затем подают обратно в печь для плавления во взвешенном состоянии совместно с концентратом.The slag is treated at the slag enrichment unit so that the resulting slag (slag contains 4% Cu, 44% Fe) is formed at a rate of 8844 kg / h, while this slag is then fed back to the furnace for melting in suspension together with the concentrate.
Образованный белый металл обрабатывают в реакторе окисления, куда подают технический кислород с расходом 4328 ст. куб. метров в час и воздух со скоростью 18979 ст. куб. метров в час. В этом случае со скоростью 49274 кг/ч образуется черновая медь (черновая медь содержит 98% Си, 0,04% Ре) и незначительное количество шлака (1 т/ч с содержанием в шлаке 50% Си, 27% Ре). Шлак гранулируют и подают обратно в печь для плавления во взвешенном состоянии.Formed white metal is treated in the oxidation reactor, where they supply technical oxygen with a consumption of 4328 Art. cc meters per hour and air at a speed of 18979 Art. cc meters per hour. In this case, blister copper is formed at a rate of 49,274 kg / h (blister copper contains 98% Cu, 0.04% D) and a small amount of slag (1 ton / h with 50% Cu in the slag, 27% D). The slag is granulated and fed back to the furnace for melting in suspension.
В приведенном выше примере, общее количество меди, подаваемой рециклом обратно в печь для плавления во взвешенном состоянии, содержащейся в шлаковом концентрате и в шлаке из реактора окисления составляет 4575 кг Си, что соответствует приблизительно 9% общего количества меди, содержащейся в концентрате. Если бы концентрат плавили непосредственно в черновую медь, количество шлака составляло бы приблизительно 130 т/ч, и он содержал бы даже более 50% общего количества меди, содержащейся в концентрате.In the example above, the total amount of copper fed by recycling back to the melting furnace in suspension contained in the slag concentrate and slag from the oxidation reactor is 4,575 kg Cu, which corresponds to approximately 9% of the total copper contained in the concentrate. If the concentrate were smelted directly into blister copper, the amount of slag would be approximately 130 t / h, and it would contain even more than 50% of the total amount of copper contained in the concentrate.
Специалисту очевидно, что разнообразные воплощения изобретения не ограничены приведенными выше примерами и могут изменяться в пределах сущности и объема прилагаемой формулы изобретения.It will be apparent to those skilled in the art that the various embodiments of the invention are not limited to the examples given above and may vary within the spirit and scope of the appended claims.
Claims (8)
Applications Claiming Priority (2)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| FI20021114A FI116069B (en) | 2002-06-11 | 2002-06-11 | Procedure for making raw cups |
| PCT/FI2003/000432 WO2003104504A1 (en) | 2002-06-11 | 2003-06-02 | Method for producing blister copper |
Publications (2)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| EA200401402A1 EA200401402A1 (en) | 2005-06-30 |
| EA007445B1 true EA007445B1 (en) | 2006-10-27 |
Family
ID=8564117
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| EA200401402A EA007445B1 (en) | 2002-06-11 | 2003-06-02 | Method for producing blister copper |
Country Status (16)
| Country | Link |
|---|---|
| US (1) | US20050199095A1 (en) |
| EP (1) | EP1511868A1 (en) |
| JP (1) | JP2005536629A (en) |
| KR (1) | KR20050007600A (en) |
| CN (1) | CN100385024C (en) |
| AR (1) | AR040256A1 (en) |
| AU (1) | AU2003232264A1 (en) |
| BR (1) | BR0311758A (en) |
| CA (1) | CA2488398A1 (en) |
| EA (1) | EA007445B1 (en) |
| FI (1) | FI116069B (en) |
| MX (1) | MXPA04012084A (en) |
| PE (1) | PE20040137A1 (en) |
| PL (1) | PL372533A1 (en) |
| RS (1) | RS107704A (en) |
| WO (1) | WO2003104504A1 (en) |
Families Citing this family (11)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| FI117769B (en) * | 2004-01-15 | 2007-02-15 | Outokumpu Technology Oyj | Slurry furnace feed system |
| DK1725345T3 (en) * | 2004-03-05 | 2009-09-07 | Merck Patent Gmbh | Use of liquid crystal displays and their methods of recycling them |
| CA2565643C (en) * | 2006-06-28 | 2011-08-02 | Nippon Mining & Metals Co., Ltd. | Operation method of copper smelting |
| FI120157B (en) * | 2007-12-17 | 2009-07-15 | Outotec Oyj | A process for refining copper concentrate |
| JP4908456B2 (en) * | 2008-06-02 | 2012-04-04 | パンパシフィック・カッパー株式会社 | Copper smelting method |
| CN102605191B (en) * | 2012-04-16 | 2013-12-25 | 阳谷祥光铜业有限公司 | Method for directly producing row copper by copper concentrate |
| WO2013192386A1 (en) | 2012-06-21 | 2013-12-27 | Orchard Material Technology Llc | Production of copper via looping oxidation process |
| CN102876902A (en) * | 2012-10-18 | 2013-01-16 | 铜陵有色金属集团股份有限公司金冠铜业分公司 | Method for composite smelting of copper concentrate flash-molten bath and outokumpu flash furnace |
| FI125793B (en) | 2014-05-14 | 2016-02-15 | Outotec Finland Oy | A method for converting copper-containing material |
| JP6466869B2 (en) * | 2016-02-29 | 2019-02-06 | パンパシフィック・カッパー株式会社 | Operation method of copper smelting furnace |
| BE1025772B1 (en) * | 2017-12-14 | 2019-07-08 | Metallo Belgium | Improvement in copper / tin / lead production |
Citations (7)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| US3980470A (en) * | 1974-03-30 | 1976-09-14 | National Research Institute For Metals | Method of spray smelting copper |
| US4030915A (en) * | 1974-11-11 | 1977-06-21 | Outokumpu Oy | Process for producing raw copper continuously in one stage from unrefined sulfidic copper concentrate or ore |
| US4349383A (en) * | 1979-10-11 | 1982-09-14 | Klockner-Humboldt-Deutz Ag | Method for the pyrometallurgical production of copper |
| US4416690A (en) * | 1981-06-01 | 1983-11-22 | Kennecott Corporation | Solid matte-oxygen converting process |
| US4470845A (en) * | 1983-01-05 | 1984-09-11 | Newmont Mining Corporation | Continuous process for copper smelting and converting in a single furnace by oxygen injection |
| US4528033A (en) * | 1983-06-15 | 1985-07-09 | Outokumpu Oy | Method for producing blister copper |
| US5194213A (en) * | 1991-07-29 | 1993-03-16 | Inco Limited | Copper smelting system |
Family Cites Families (3)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CA1323495C (en) * | 1988-04-29 | 1993-10-26 | Marc Reist | Process and apparatus for converting of solid high-grade copper matte |
| CN1067113C (en) * | 1998-08-08 | 2001-06-13 | 徐有生 | Pollution-free fire smelting method for Cu-Ni sulphide mine |
| CA2395995C (en) * | 2000-01-04 | 2010-05-25 | Outokumpu Oyj | Method for the production of blister copper in suspension reactor |
-
2002
- 2002-06-11 FI FI20021114A patent/FI116069B/en active IP Right Grant
-
2003
- 2003-06-02 AU AU2003232264A patent/AU2003232264A1/en not_active Abandoned
- 2003-06-02 US US10/517,506 patent/US20050199095A1/en not_active Abandoned
- 2003-06-02 MX MXPA04012084A patent/MXPA04012084A/en unknown
- 2003-06-02 WO PCT/FI2003/000432 patent/WO2003104504A1/en not_active Application Discontinuation
- 2003-06-02 EP EP03757080A patent/EP1511868A1/en not_active Withdrawn
- 2003-06-02 EA EA200401402A patent/EA007445B1/en unknown
- 2003-06-02 PL PL03372533A patent/PL372533A1/en not_active Application Discontinuation
- 2003-06-02 JP JP2004511562A patent/JP2005536629A/en not_active Abandoned
- 2003-06-02 RS YUP-1077/04A patent/RS107704A/en unknown
- 2003-06-02 BR BR0311758-8A patent/BR0311758A/en not_active IP Right Cessation
- 2003-06-02 CN CNB038135205A patent/CN100385024C/en not_active Expired - Fee Related
- 2003-06-02 CA CA002488398A patent/CA2488398A1/en not_active Abandoned
- 2003-06-02 PE PE2003000540A patent/PE20040137A1/en not_active Application Discontinuation
- 2003-06-02 KR KR10-2004-7020015A patent/KR20050007600A/en not_active Application Discontinuation
- 2003-06-10 AR ARP030102064A patent/AR040256A1/en not_active Application Discontinuation
Patent Citations (7)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| US3980470A (en) * | 1974-03-30 | 1976-09-14 | National Research Institute For Metals | Method of spray smelting copper |
| US4030915A (en) * | 1974-11-11 | 1977-06-21 | Outokumpu Oy | Process for producing raw copper continuously in one stage from unrefined sulfidic copper concentrate or ore |
| US4349383A (en) * | 1979-10-11 | 1982-09-14 | Klockner-Humboldt-Deutz Ag | Method for the pyrometallurgical production of copper |
| US4416690A (en) * | 1981-06-01 | 1983-11-22 | Kennecott Corporation | Solid matte-oxygen converting process |
| US4470845A (en) * | 1983-01-05 | 1984-09-11 | Newmont Mining Corporation | Continuous process for copper smelting and converting in a single furnace by oxygen injection |
| US4528033A (en) * | 1983-06-15 | 1985-07-09 | Outokumpu Oy | Method for producing blister copper |
| US5194213A (en) * | 1991-07-29 | 1993-03-16 | Inco Limited | Copper smelting system |
Also Published As
| Publication number | Publication date |
|---|---|
| BR0311758A (en) | 2005-03-08 |
| EA200401402A1 (en) | 2005-06-30 |
| JP2005536629A (en) | 2005-12-02 |
| FI116069B (en) | 2005-09-15 |
| CN100385024C (en) | 2008-04-30 |
| AU2003232264A1 (en) | 2003-12-22 |
| CA2488398A1 (en) | 2003-12-18 |
| EP1511868A1 (en) | 2005-03-09 |
| CN1659293A (en) | 2005-08-24 |
| PE20040137A1 (en) | 2004-05-05 |
| US20050199095A1 (en) | 2005-09-15 |
| KR20050007600A (en) | 2005-01-19 |
| FI20021114A0 (en) | 2002-06-11 |
| MXPA04012084A (en) | 2005-03-07 |
| PL372533A1 (en) | 2005-07-25 |
| AR040256A1 (en) | 2005-03-23 |
| RS107704A (en) | 2007-04-10 |
| FI20021114A (en) | 2003-12-12 |
| WO2003104504A1 (en) | 2003-12-18 |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| FI62341B (en) | ADJUSTMENT OF CONTAINERS OF CONTAINERS OF CONVERTERING AV CONFECTIONERY | |
| KR20080100402A (en) | Method of continuous fire refining of copper | |
| EA007445B1 (en) | Method for producing blister copper | |
| CA1159261A (en) | Method and apparatus for the pyrometallurgical recovery of copper | |
| CN101512024B (en) | Lead slag reduction | |
| EA003759B1 (en) | Method for the production of blister copper in suspension reactor | |
| ES2747812T3 (en) | A method of converting copper-containing material | |
| KR20080099119A (en) | Installation for continuous fire refining of copper | |
| FI78506B (en) | FOERFARANDE OCH ANORDNING FOER KONTINUERLIG PYROMETALLURGISK BEHANDLING AV KOPPARBLYSTEN. | |
| JP2527914B2 (en) | Smelting of non-ferrous sulfide | |
| US5180422A (en) | Copper smelting process | |
| AU727954B2 (en) | Process for refining high-impurity copper to anode copper | |
| JP4026299B2 (en) | Continuous copper smelting furnace and continuous copper smelting method | |
| US3460817A (en) | Furnace for continuous treatment of sulphide copper ores | |
| US5131944A (en) | Method and apparatus for treating zinc concentrates | |
| US3850620A (en) | Pyrometallurgical process for producing metallic copper from copper sulfide concentrates | |
| SU1735408A1 (en) | Process for treating slags for production of heavy nonferrous metals | |
| US3281237A (en) | Process for producing lead | |
| US2784077A (en) | Processes of smelting finely divided metallic ore | |
| US5192487A (en) | Apparatus for treating zinc concentrates | |
| US807271A (en) | Process of extracting metals from their sulfids. | |
| JPH0515769B2 (en) | ||
| US4274870A (en) | Smelting of copper concentrates by oxygen injection in conventional reverberatory furnaces | |
| JPS58161734A (en) | Production of metal lead from sulfide rich ore | |
| RU2100459C1 (en) | Method of processing antimony sulfide raw material containing precious metals |