RU2783094C1 - Способ обеднения расплава шлака, содержащего железо и цветные металлы - Google Patents
Способ обеднения расплава шлака, содержащего железо и цветные металлы Download PDFInfo
- Publication number
- RU2783094C1 RU2783094C1 RU2022109696A RU2022109696A RU2783094C1 RU 2783094 C1 RU2783094 C1 RU 2783094C1 RU 2022109696 A RU2022109696 A RU 2022109696A RU 2022109696 A RU2022109696 A RU 2022109696A RU 2783094 C1 RU2783094 C1 RU 2783094C1
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- slag
- gas
- melt
- ferrous metals
- temperature
- Prior art date
Links
- 239000002893 slag Substances 0.000 title claims abstract description 52
- XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N iron Chemical compound [Fe] XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims abstract description 32
- 239000002184 metal Substances 0.000 title claims abstract description 28
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 28
- 229910052742 iron Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 15
- -1 ferrous metals Chemical class 0.000 title claims abstract description 14
- 239000007789 gas Substances 0.000 claims abstract description 22
- 239000011701 zinc Substances 0.000 claims abstract description 14
- 239000003345 natural gas Substances 0.000 claims abstract description 13
- 229910052725 zinc Inorganic materials 0.000 claims abstract description 12
- 239000003638 reducing agent Substances 0.000 claims abstract description 11
- 230000036284 oxygen consumption Effects 0.000 claims abstract description 10
- 239000006260 foam Substances 0.000 claims abstract description 9
- 238000011084 recovery Methods 0.000 claims abstract description 9
- 238000004821 distillation Methods 0.000 claims abstract description 6
- 238000007664 blowing Methods 0.000 claims abstract description 4
- 239000003153 chemical reaction reagent Substances 0.000 claims abstract description 4
- 238000002156 mixing Methods 0.000 claims abstract description 4
- 239000012159 carrier gas Substances 0.000 claims abstract description 3
- HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N zinc Chemical compound [Zn] HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 9
- 150000002739 metals Chemical class 0.000 claims description 5
- 238000011049 filling Methods 0.000 claims description 3
- 230000000779 depleting Effects 0.000 claims 1
- 230000001603 reducing Effects 0.000 abstract description 16
- 239000010949 copper Substances 0.000 abstract description 9
- 238000002844 melting Methods 0.000 abstract description 8
- RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N copper Chemical compound [Cu] RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N 0.000 abstract description 7
- 229910052802 copper Inorganic materials 0.000 abstract description 7
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 abstract description 5
- 239000007788 liquid Substances 0.000 abstract description 3
- 238000009856 non-ferrous metallurgy Methods 0.000 abstract description 3
- 239000000126 substance Substances 0.000 abstract description 3
- 230000000694 effects Effects 0.000 abstract 1
- OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N carbon Chemical compound [C] OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 12
- 229910052799 carbon Inorganic materials 0.000 description 12
- 238000000034 method Methods 0.000 description 10
- 239000000155 melt Substances 0.000 description 9
- 239000001301 oxygen Substances 0.000 description 8
- 229910052760 oxygen Inorganic materials 0.000 description 8
- MYMOFIZGZYHOMD-UHFFFAOYSA-N oxygen Chemical compound O=O MYMOFIZGZYHOMD-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 8
- XLOMVQKBTHCTTD-UHFFFAOYSA-N zinc monoxide Chemical compound [Zn]=O XLOMVQKBTHCTTD-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 8
- 239000000463 material Substances 0.000 description 7
- ODINCKMPIJJUCX-UHFFFAOYSA-N calcium monoxide Chemical compound [Ca]=O ODINCKMPIJJUCX-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 6
- 239000000047 product Substances 0.000 description 6
- 230000005587 bubbling Effects 0.000 description 5
- 239000007787 solid Substances 0.000 description 5
- 241001088417 Ammodytes americanus Species 0.000 description 4
- 238000003723 Smelting Methods 0.000 description 4
- 238000002485 combustion reaction Methods 0.000 description 4
- 239000011787 zinc oxide Substances 0.000 description 4
- 210000004544 DC2 Anatomy 0.000 description 3
- 229910004298 SiO 2 Inorganic materials 0.000 description 3
- 230000002530 ischemic preconditioning Effects 0.000 description 3
- 230000003647 oxidation Effects 0.000 description 3
- 238000007254 oxidation reaction Methods 0.000 description 3
- 239000002994 raw material Substances 0.000 description 3
- 229910018072 Al 2 O 3 Inorganic materials 0.000 description 2
- 229910001018 Cast iron Inorganic materials 0.000 description 2
- 229910045601 alloy Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000000956 alloy Substances 0.000 description 2
- 238000004458 analytical method Methods 0.000 description 2
- 230000015572 biosynthetic process Effects 0.000 description 2
- 238000006243 chemical reaction Methods 0.000 description 2
- 239000012084 conversion product Substances 0.000 description 2
- 230000004907 flux Effects 0.000 description 2
- 238000005755 formation reaction Methods 0.000 description 2
- 239000000446 fuel Substances 0.000 description 2
- 238000010438 heat treatment Methods 0.000 description 2
- CPLXHLVBOLITMK-UHFFFAOYSA-N magnesium oxide Chemical compound [Mg]=O CPLXHLVBOLITMK-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 239000000203 mixture Substances 0.000 description 2
- PXHVJJICTQNCMI-UHFFFAOYSA-N nickel Chemical compound [Ni] PXHVJJICTQNCMI-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 230000001590 oxidative Effects 0.000 description 2
- 210000002381 Plasma Anatomy 0.000 description 1
- 235000010599 Verbascum thapsus Nutrition 0.000 description 1
- 230000002411 adverse Effects 0.000 description 1
- REDXJYDRNCIFBQ-UHFFFAOYSA-N aluminium(3+) Chemical class [Al+3] REDXJYDRNCIFBQ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000003245 coal Substances 0.000 description 1
- 238000004581 coalescence Methods 0.000 description 1
- GUTLYIVDDKVIGB-UHFFFAOYSA-N cobalt Chemical compound [Co] GUTLYIVDDKVIGB-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910052803 cobalt Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000010941 cobalt Substances 0.000 description 1
- 239000000571 coke Substances 0.000 description 1
- 239000002826 coolant Substances 0.000 description 1
- 239000000428 dust Substances 0.000 description 1
- 238000000605 extraction Methods 0.000 description 1
- 238000007654 immersion Methods 0.000 description 1
- 238000011068 load Methods 0.000 description 1
- 229910044991 metal oxide Inorganic materials 0.000 description 1
- 150000004706 metal oxides Chemical class 0.000 description 1
- 229910052759 nickel Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000002407 reforming Methods 0.000 description 1
- 238000000859 sublimation Methods 0.000 description 1
- 239000000725 suspension Substances 0.000 description 1
- 239000002699 waste material Substances 0.000 description 1
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N water Substances O XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
Images
Abstract
Изобретение относится к цветной металлургии и может быть использовано для переработки шлаков свинцово-цинкового и медного производства. Обеднение расплава шлака, содержащего железо и цветные металлы, включает подачу шлакового расплава на обработку, продувку газообразным реагентом с последующей отгонкой цветных металлов в газовую фазу при газлифтном перемешивании через погружную фурму с образованием шлаковой пены. Исходный шлаковый расплав нагревают до температуры 1500-1550°С путем обработки газом теплоносителем, полученным в результате сжигания природного газа с коэффициентом расхода кислорода 1,0-1,1, затем восстанавливают в объеме шлаковой пены путем подачи газообразного восстановителя, полученного конверсией природного газа с коэффициентом расхода кислорода 0,35-0,5 при поддержании указанной температуры процесса восстановления. Способ позволяет повысить эффективность восстановительной плавки в жидкой шлаковой ванне. 3 з.п. ф-лы, 1 ил., 3 табл., 2 пр.
Description
Изобретение относится к цветной металлургии и может быть использовано для переработки шлаков свинцово-цинкового и медного производства.
Известен способ переработки шлака свинцовой плавки, заключающийся в том, что шлаковый расплав, загруженный в фьюминг-печь, продувается продуктами конверсии природного газа с коэффициентом расхода воздуха 0,75, полученными в выносных топках (Козырев В.В. Отгонка цинка из шлака при фьюминговании природным газом. // Цветные металлы. - 2009. - №2. - С. 61-64.). К недостаткам способа относятся низкая скорость процесса фьюмингования из-за низкой температуры в печи (1200-1300°С).
Известен способ переработки сырья, содержащего цветные металлы и железо, включающий подачу в окислительную зону двухзонной печи шихты, состоящей из исходного сырья, флюсов и углеродсодержащего материала, и кислородсодержащего дутья, расплавление шихты с образованием шлака, поступающего в восстановительную зону, в которую подают углеродсодержащий материал, кислородсодержащее дутье и дополнительные флюсы, и выпуск продуктов плавки, причем при переработке окисленного сырья в окислительную зону печи подают углеродсодержащий материал и кислород в количествах, необходимых для полного сгорания углерода с максимальным выделением тепла и образования жидкого шлака, а в восстановительную зону углеродсодержащий материал и кислород подают в количествах, необходимых для восстановления оксидов извлекаемых металлов и компенсации тепловых затрат, при этом отношение удельного расхода углеродсодержащего материала на тонну извлекаемого металла в окислительной и восстановительной зонах поддерживают в пределах 0,3-2,5, а отношение удельных расходов кислорода в этих зонах - в пределах от 0,7-3,0. Кроме того, отношение количеств кислорода, подаваемых в расплав и в газовую фазу над расплавом в восстановительной зоне, поддерживают в пределах 0,1-0,5 (Патент РФ №2194781, МПК С22В 23/02, С22В 19/00, опубликовано 20.12.2002). Для разделения восстановительной и окислительной зоны используется специализированный агрегат сложный и по конструкции, и в обслуживании.
К недостаткам способа можно отнести то, что в окислительной зоне, предназначенной для расплавления шихты и нагрева ее до заданной температуры происходит окисление железа до высших оксидов, что требует дополнительных затрат углеродсодержащего материала для их восстановления. Использование в восстановительной зоне углеродсодержащего материала в твердом виде (уголь, кокс и т.п.) приводит к дополнительному переходу железа в металлическую фазу и снижает качество образующихся сплавов.
Известен способ извлечения цинка из железосодержащего оксидного сырья с получением возгонов цинка, металлического и оксидного расплава, при этом как в металлический, так и в оксидный расплав подают твердый углеродистый восстановитель, восстановление проводят в объеме вспененного оксидного расплава, плавку ведут при температуре 1200-1440°С в электропечи, в оксидном расплаве поддерживают массовое соотношение SiO2/CaO в пределах 0,6-4,8, а содержание углерода в металлическом расплаве - 1-4 масс. % (Патент РФ №2016116, МПК С22С 19/00, С22В 7/04, опубликовано 15.04.1994). В указанном способе предназначенном для переработки шлаков свинцово-цинкового и медного производства, цинк- и железосодержащих оксидных отходов и полупродуктов происходит переход цинка и других летучих металлов в возгоны, а железа, меди, никеля, кобальта и других сопутствующих металлов в железоуглеродистый расплав, что требует дополнительных затрат для их последующего извлечения из образующегося сплава. Основными недостатками способа являются низкая скорость отгонки цинка, потери меди из-за перехода ее из шлака в чугун, получение медистого чугуна, имеющего ограниченное применение.
Наиболее близким по совокупности существенных признаков является способ непрерывного обеднения расплава шлака, содержащего железо и цветные металлы, включающий подачу расплава на обработку газообразным восстановителем с последующей отгонкой цветных металлов в газовую фазу, при этом обработку расплава шлака ведут при газлифтном перемешивании продуктами сгорания природного газа через погружную фурму с одновременной загрузкой твердого углеродсодержащего восстановителя (Патент РФ №2041273, МПК С22В 7/04, опубликовано 09.08.1995 - прототип).
К недостаткам способа можно отнести следующее. Для ведения процесса обеднения в непрерывном режиме необходимо организовать перелив расплавленного шлака из шлаковой чаши в газлифтный реактор с постоянной скоростью его подачи. Низкая температура процесса отрицательно влияет на скорость фьюмингования. Использование твердого углеродсодержащего восстановителя способствует увеличению перехода железа в металлическую часть, находящуюся в расплаве в виде суспензии и отрицательно влияющую на вязкость расплава.
Техническим результатом, на решение которого направлено изобретение является повышение эффективности восстановительной плавки в жидкой шлаковой ванне.
Указанный технический результат достигается тем, что в способе обеднения расплава шлака, содержащего железо и цветные металлы, включающем подачу шлакового расплава на обработку, продувку газообразным реагентом с последующей отгонкой цветных металлов в газовую фазу при газлифтном перемешивании через погружную фурму с образованием шлаковой пены, согласно заявляемому изобретению исходный шлаковый расплав нагревают до температуры 1500-1550°С путем обработки газом теплоносителем, полученным в результате сжигания природного газа с коэффициентом расхода кислорода 1,0-1,1, затем восстанавливают в объеме шлаковой пены путем подачи газообразного восстановителя, полученного конверсией природного газа с коэффициентом расхода кислорода 0,35-0,5 при поддержании указанной температуры процесса восстановления.
При этом подачу шлакового расплава на обработку ведут путем заполнения мобильной емкости шлаками, выпускаемыми из различных металлургических агрегатов, процесс восстановления ведут при температуре обрабатываемого расплава 1500-1550°С, а возгонами металлов являются пары цинка, свинца и других летучих металлов.
Интервал температур, при котором происходит барботажное восстановление (1500-1550°С) обеспечивает процесс возгонки цветных металлов с высокой скоростью, но без интенсивного разрушения футеровки. Исходный шлак поступает из печи с температурой 1200-1300°С. Для его нагрева до 1500-1550°С используют продукты горения газообразного топлива, в качестве которого используют природный газ, с коэффициентом расхода кислорода а 1,0-1,1, имеющие максимальную теплотворность и минимальный избыток кислорода. Использование газа-восстановителя, полученного в результате кислородной конверсии природного газа при α<0,35 приводит к появлению металлического железа и его переходу в фазу-коллектор с ухудшением свойств последней. Использование газа-восстановителя, полученного при α>0, 5 исключает появление металлического железа, но повышает энергетические затраты на процесс и снижает производительность установки.
Предлагаемый способ поясняется чертежом.
Для реализации способа в соответствии с чертежом заполняют мобильную емкость (шлаковую чашу) 1, расплавленными шлаками шахтной печи (свинцовая плавка) или печи Ванюкова (медная плавка), опускают в расплав подвижную камеру 2 с многоканальной водоохлаждаемой погружной фурмой 3, встроенной в куполе камеры, и снабженную подводящим патрубком подачи газа 4. Уровень истечения газа из нижнего конца фурмы расположен выше уровня нижней кромки подвижной камеры, образующей гидрозатвор для предотвращения выбросов пыли и газов в атмосферу и обеспечения работы газлифта.
Исходный расплав нагревают до температуры 1500-1550°С и одновременно заполняют барботажный реактор шлаковой пеной, поднимаемой газлифтом, в результате продувки расплава через погружную фурму продуктами горения газообразного топлива с коэффициентом расхода кислорода 1,0-1,1. Затем осуществляют восстановление оксидов металлов в объеме полученной шлаковой пены продуктами кислородной конверсии природного газа с коэффициентом расхода кислорода 0,35-0,5 с одновременной коаллесценцией металлических и штейновых капель и их гравитационное осаждение совместно с выводом возгонов цветных металлов и отработанных газов по газоотводящему патрубку 5.
Поддержание заданной температуры (1500-1550°С) процесса производят за счет предварительного пропускания конвертированного газа, являющегося одновременно восстановителем и теплоносителем, через нагреватель 6, например плазмотрон, установленный в верхнем торце фурмы. Емкость с расплавом установлена на горизонтально перемещаемую тележку 7 для снижения времени установки емкости под погружную камеру и удаления емкости после обработки.
После оседания пены погружную камеру поднимают, а шлаковую чашу отводят для отстаивания шлака с целью дополнительного гравитационного осаждения металлических и штейновых капель. Отработанный шлак сливают, а чашу, в которой находятся металл и штейн, образующие фазу-коллектор вместе с небольшим количеством конечного шлака отправляют для следующего цикла заливки чаши новой порцией шлака из печи. Количество циклов устанавливается таким образом, чтобы образующаяся в результате металло-штейновая фаза не дробилась при барботаже, а ее объем не влиял на производительность агрегата.
Пример 1.
Шлак медной плавки, содержащий (масс. %): 34,1 Fe, 32,3 SiO2, 1,2 Cu, 7 Zn, 4,1 Al2O3, 3,0 CaO, 1,3 MgO, барботировался газом-восстановителем при температурах 1200-1600°С. Изменение состава шлака в процессе барботажа определяли химическим анализом проб, отбираемых по ходу плавки. В таблице 1 представлены данные о времени уменьшения содержания оксида цинка в шлаке с 7 до 3,5%. При увеличении температур с 1200 до 1500°С происходит резкая интенсификация процесса. Время восстановления меняется с 420 до 15 мин. В интервале температур 1550-1600°С разница во времени невелика: уменьшение времени составляет от 11 до 8 мин, но при Т>1550°С заметно разрушение футеровки.
При использовании в качестве восстановителя продуктов конверсии природного газа с α~0,25 в расплаве (1500°С) после восстановления оксида цинка на 90% появляется металлическое железо. Увеличение α выше 0,35 исключает его появление при восстановлении ZnO до 90%. Однако, при этом α>0,5 расход газа, необходимый для восстановления значительно увеличивается. Расход конвертированного газа при α 0,35 в 1,2 раза выше, чем при α 0,25, при α 0,5 - в 1,7 раз, а при α 0,75 в 4 раза.
В таблице 2 представлены данные об изменении расхода газа-восстановителя, необходимого для достижения степени восстановления цинка 90% при различных α, относительно расхода при α 0,25 (температура 1500°С).
Пример 2.
Шлак свинцовой плавки, содержащий (масс. %): 28,9 Fe, 28,4 SiO2, 0,4 Cu, 8,5 Zn, 1,3 Pb, 7,5 Al2O3, 10,0 СаО, барботировался газом-восстановителем при температурах 1200-1600°С. Изменение состава шлака в процессе барботажа определяли химическим анализом проб, отбираемых по ходу плавки. В таблице 2 представлены данные о времени уменьшения содержания оксида цинка в шлаке с 8,5 до 4,0%. Получены качественно близкие результаты к примеру 1. Время восстановления меняется с 196 до 21 мин. В интервале температур 1550-1600°С разница во времени невелика: уменьшение времени составляет от 18 до 10 мин, но при Т>1550°С заметно разрушение футеровки.
Эффективность предлагаемого способа оценивалась по отгонке цинка как самого массового компонента, а использование газообразного реагента вместо твердого восстановителя позволяет быстрее нагревать как сам газ так и расплав, что сокращает время обработки и уменьшает объем расходуемого газа в процессе обеднения шлакового расплава. Условия реализации способа исключают переход железа в металлическую форму.
Claims (4)
1. Способ обеднения расплава шлака, содержащего железо и цветные металлы, включающий подачу шлакового расплава на обработку, продувку газообразным реагентом с последующей отгонкой цветных металлов в газовую фазу при газлифтном перемешивании через погружную фурму с образованием шлаковой пены, отличающийся тем, что исходный шлаковый расплав нагревают до температуры 1500-1550°С путем обработки газом теплоносителем, полученным в результате сжигания природного газа с коэффициентом расхода кислорода 1,0-1,1, затем восстанавливают в объеме шлаковой пены путем подачи газообразного восстановителя, полученного конверсией природного газа с коэффициентом расхода кислорода 0,35-0,5 при поддержании указанной температуры процесса восстановления.
2. Способ по п. 1, отличающийся тем, что подачу шлакового расплава на обработку ведут путем заполнения мобильной емкости шлаками, выпускаемыми из различных металлургических агрегатов.
3. Способ по п. 1, отличающийся тем, что процесс восстановления ведут при температуре обрабатываемого расплава 1500-1550°С.
4. Способ по п. 1, отличающийся тем, что возгонами металлов являются пары цинка, свинца.
Publications (1)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
RU2783094C1 true RU2783094C1 (ru) | 2022-11-08 |
Family
ID=
Citations (4)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
RU2041273C1 (ru) * | 1992-07-14 | 1995-08-09 | Станислав Сергеевич Паршин | Способ непрерывного обеднения расплава шлака, содержащего железо и цветные металлы |
SU1132550A1 (ru) * | 1983-07-25 | 1996-09-27 | Государственный научно-исследовательский институт цветных металлов | Способ переработки медьсодержащих шлаков |
RU2169202C1 (ru) * | 2000-10-04 | 2001-06-20 | Открытое акционерное общество "Кольская горно-металлургическая компания" | Способ непрерывной переработки медного концентрата на черновую медь |
RU2354710C2 (ru) * | 2007-01-23 | 2009-05-10 | ООО "Институт Гипроникель" | Способ комплексной переработки концентрата металлического железа, содержащего цветные и драгоценные металлы |
Patent Citations (4)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
SU1132550A1 (ru) * | 1983-07-25 | 1996-09-27 | Государственный научно-исследовательский институт цветных металлов | Способ переработки медьсодержащих шлаков |
RU2041273C1 (ru) * | 1992-07-14 | 1995-08-09 | Станислав Сергеевич Паршин | Способ непрерывного обеднения расплава шлака, содержащего железо и цветные металлы |
RU2169202C1 (ru) * | 2000-10-04 | 2001-06-20 | Открытое акционерное общество "Кольская горно-металлургическая компания" | Способ непрерывной переработки медного концентрата на черновую медь |
RU2354710C2 (ru) * | 2007-01-23 | 2009-05-10 | ООО "Институт Гипроникель" | Способ комплексной переработки концентрата металлического железа, содержащего цветные и драгоценные металлы |
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
CA2075794C (en) | Treatment of wastes | |
US5188658A (en) | Method for recovering zinc from zinc-containing waste materials | |
EP0453151A1 (en) | Process for recovering valuable metals from a dust containing zinc | |
AU2007204927B2 (en) | Use of an induction furnace for the production of iron from ore | |
RU2358026C2 (ru) | Способ восстановления и/или рафинирования металлсодержащего шлака | |
CN111876611B (zh) | 一种粗铜火法精炼深度脱除砷、铅、锌、锡的方法 | |
JP2010508440A (ja) | 液中プラズマでの電熱製錬を使用する亜鉛及び鉛産業の副産物からの非鉄金属の回収 | |
CA2624670C (en) | Method and apparatus for lead smelting | |
CN111647738A (zh) | 一种含砷铜渣焙烧气基还原脱砷的方法 | |
JPH11172312A (ja) | 移動型炉床炉の操業方法および移動型炉床炉 | |
AU739426B2 (en) | Process for reducing the electric steelworks dusts and facility for implementing it | |
RU2783094C1 (ru) | Способ обеднения расплава шлака, содержащего железо и цветные металлы | |
GB2054657A (en) | Process and installation for the treatment of dust and sludge from blast furnaces, and electric furnaces and converters of steel works | |
EP0077190A2 (en) | Method and apparatus for the smelting and fuming of tin concentrates | |
AU732984B2 (en) | Recycling process for brass foundry waste | |
AU594370B2 (en) | Recovery of volatile metal values from metallurgical slags | |
JP2009167469A (ja) | 含銅ドロスの処理方法 | |
CN219793074U (zh) | 铜冶炼渣有价金属元素综合回收及无害化处理装置 | |
WO1985001750A1 (en) | Smelting nickel ores or concentrates | |
RU2688000C1 (ru) | Способ пирометаллургической переработки окисленной никелевой руды с получением ферроникеля в плавильном агрегате | |
RU2818710C1 (ru) | Способ получения графита при переработке труднообогатимой железосодержащей руды | |
RU2682197C1 (ru) | Способ пирометаллургической переработки окисленной никелевой руды | |
RU2364640C1 (ru) | Способ переработки медных цинкосодержащих материалов | |
AU2006299743C1 (en) | Method and apparatus for lead smelting | |
CN116497224A (zh) | 铜冶炼渣有价金属元素综合回收及无害化处理装置及方法 |