[go: up one dir, main page]
More Web Proxy on the site http://driver.im/

EA018279B1 - Method for refining copper concentrate - Google Patents

Method for refining copper concentrate Download PDF

Info

Publication number
EA018279B1
EA018279B1 EA201000893A EA201000893A EA018279B1 EA 018279 B1 EA018279 B1 EA 018279B1 EA 201000893 A EA201000893 A EA 201000893A EA 201000893 A EA201000893 A EA 201000893A EA 018279 B1 EA018279 B1 EA 018279B1
Authority
EA
Eurasian Patent Office
Prior art keywords
furnace
electric furnace
slag
copper
smelting
Prior art date
Application number
EA201000893A
Other languages
Russian (ru)
Other versions
EA201000893A1 (en
Inventor
Пекка Ханниала
Ристо Сааринен
Аймо Курки
Илкка В. Койо
Original Assignee
Ототек Оюй
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 Ототек Оюй filed Critical Ототек Оюй
Publication of EA201000893A1 publication Critical patent/EA201000893A1/en
Publication of EA018279B1 publication Critical patent/EA018279B1/en

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
    • 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
    • C22B15/00Obtaining copper
    • 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
    • C22B15/005Smelting or converting in a succession of furnaces
    • 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
    • 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
    • C22B15/0054Slag, slime, speiss, or dross treating

Landscapes

  • Engineering & Computer Science (AREA)
  • Chemical & Material Sciences (AREA)
  • Manufacturing & Machinery (AREA)
  • Materials Engineering (AREA)
  • Mechanical Engineering (AREA)
  • Metallurgy (AREA)
  • Organic Chemistry (AREA)
  • Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
  • Environmental & Geological Engineering (AREA)
  • General Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
  • Geology (AREA)
  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)

Abstract

The invention relates to a method for refining copper concentrate. In the method, copper concentrate (1), flux (2) and reaction gas (3) are fed together into the reaction shaft (5) of a suspension smelting furnace (4), for instance to the reaction shaft (5) of a flash smelting furnace, and in the suspension smelting furnace (4), there are created separate phases, i.e. blister copper (13) and slag (14). In the method, slag from a suspension smelting furnace (14) is conducted into an electric furnace (16), and the slag from the suspension smelting furnace (14) is treated in the electric furnace (16) with a reduction agent, so that in the electric furnace (16), there are created separate phases, i.e. bottom metal (17) and waste slag (18); the electric furnace bottom metal (17) is removed from the electric furnace (16), the electric furnace bottom metal (17) is granulated, and there is obtained granulated electric furnace bottom metal (22); and the granulated electric furnace bottom metal (22) is fed to the reaction shaft (5) of a suspension smelting furnace (4).

Description

(57) Изобретение относится к способу очистки медного концентрата. В этом способе медный концентрат (1), флюс (2) и реакционный газ (3) совместно направляют в реакционную шахту (5) печи (4) для плавки во взвешенном слое, например в реакционную шахту (5) печи для плавки в кипящем слое, и в печи (4) для плавки во взвешенном слое получают отдельные фазы, т.е. черновую медь (13) и шлак (14). В способе шлак (14) из печи для плавки во взвешенном слое направляют в электрическую печь (16) и шлак (14) из печи для плавки во взвешенном слое обрабатывают в электрической печи (16) восстанавливающим агентом, так что в электрической печи (16) получают отдельные фазы, т.е.металл (17) нижнего слоя и отвальный шлак (18); металл (17) нижнего слоя электрической печи удаляют из электрической печи (16), металл (17) нижнего слоя электрической печи гранулируют и получают гранулированный металл (22) нижнего слоя электрической печи, который подают в реакционную шахту (5) печи (4) для плавки во взвешенном слое.(57) The invention relates to a method for purifying copper concentrate. In this method, copper concentrate (1), flux (2) and reaction gas (3) are sent together to the reaction shaft (5) of the smelting furnace (4) in a suspended layer, for example, to the reaction shaft (5) of a fluidized-bed furnace , and in the furnace (4) for smelting in the suspended layer separate phases are obtained, i.e. blister copper (13) and slag (14). In the method, slag (14) from a smelting furnace in a suspended layer is sent to an electric furnace (16) and slag (14) from a smelting furnace in a suspended layer is treated in a electric furnace (16) with a reducing agent, so that in an electric furnace (16) separate phases are obtained, i.e. metal (17) of the lower layer and dump slag (18); metal (17) of the lower layer of the electric furnace is removed from the electric furnace (16), metal (17) of the lower layer of the electric furnace is granulated and granular metal (22) of the lower layer of the electric furnace is obtained, which is fed to the reaction shaft (5) of the furnace (4) for smelting in a suspended layer.

Уровень техникиState of the art

Данное изобретение относится к способу очистки медного концентрата согласно ограничительной части п. 1 формулы изобретения.This invention relates to a method for purifying a copper concentrate according to the preamble of claim 1.

При очистке медного концентрата в печи для плавки во взвешенном слое, например в печи для плавки в кипящем слое, в качестве продукта печи для плавки во взвешенном слое получают две фазы, т.е. черновую медь (неочищенную медь) и шлак печи для плавки во взвешенном слое.When purifying copper concentrate in a smelting furnace in a suspended layer, for example, in a fluidized bed smelting furnace, two phases are obtained as a product of a smelting furnace in a suspended layer, i.e. blister copper (crude copper) and slag of a smelting furnace in a suspended layer.

Черновую медь, которую получают в печи для плавки во взвешенном слое, после печи для плавки во взвешенном слое дополнительно очищают в анодной печи, после чего из этой меди отливают медные аноды и при использовании указанных медных анодов медь дополнительно очищают электролизом, на установке электролиза.The blister copper, which is obtained in a smelting furnace in a suspended layer, is additionally cleaned in an anode furnace after a smelting furnace in a suspended layer, after which copper anodes are cast from this copper and, when using these copper anodes, copper is further purified by electrolysis at an electrolysis unit.

Однако в печи для плавки во взвешенном слое не вся медь, которая содержится в медном концентрате, переходит из медного концентрата в черновую медь, но и шлак, получаемый в печи для плавки во взвешенном слое, содержит большое количество меди, обычно даже 20%, и эту медь можно извлечь различными способами очистки шлака.However, in a smelting furnace in a suspended layer, not all of the copper that is contained in the copper concentrate passes from the copper concentrate to blister copper, but the slag produced in the smelting furnace in a suspended layer contains a large amount of copper, usually even 20%, and this copper can be removed in various ways to clean the slag.

Для очистки шлака применяют два различных способа.Two different methods are used to clean the slag.

Первый способ основан на частичном восстановлении в электрической печи шлака из печи для плавки во взвешенном слое. В этом способе металлическая медь, полученная из электрической печи, является настолько чистой, что ее можно загружать в анодную печь совместно с черновой медью, полученной из печи для плавки во взвешенном слое. В процессе частичного восстановления в электрической печи шлака печи для плавки во взвешенном слое из электрической печи получают, в качестве второго продукта, в дополнение к металлической меди, так называемый частично восстановленный шлак, который также содержит медь. Для того чтобы выделить медь, которая содержится в частично восстановленном шлаке из электрической печи, частично восстановленный шлак из электрической печи следует, тем не менее, обрабатывать на обогатительной установке, которая является дорогостоящей как в отношении капитальных затрат, так и в отношении текущих расходов на эксплуатацию.The first method is based on the partial reduction in the electric furnace of slag from the smelting furnace in the suspended layer. In this method, metallic copper obtained from an electric furnace is so pure that it can be loaded into the anode furnace together with blister copper obtained from a smelting furnace in a suspended layer. In the process of partial reduction in the electric furnace of the slag of the furnace for smelting in the suspended layer from the electric furnace, in addition to metallic copper, the so-called partially reduced slag, which also contains copper, is obtained as a second product. In order to isolate the copper contained in the partially reduced slag from the electric furnace, the partially reduced slag from the electric furnace should nevertheless be processed in an enrichment plant, which is expensive both in terms of capital costs and operating costs .

Во втором применяемом в промышленности способе шлак из печи для плавки во взвешенном слое восстанавливают в электрической печи периодическим способом, так что после процесса восстановления содержание меди в шлаке из печи для плавки во взвешенном слое является столь низким, что дальнейшая обработка отвального шлака, полученного из электрической печи в дополнение к металлу нижнего слоя, является нецелесообразной в экономическом отношении. Однако, если проводить стадию восстановления достаточно долго, металл (или сплав) нижнего слоя, полученный в процессе, протекающем в электрической печи, содержит так много железа, что нецелесообразно направлять этот металл нижнего слоя электрической печи в анодную печь совместно с черновой медью из печи для плавки во взвешенном слое, а сначала следует удалять железо в отдельном конвертерном процессе, в так называемом конвертере для железа, перед тем, как направить медь, которая содержится в металле нижнего слоя электрической печи, в анодную печь.In a second industrial method, slag from a smelting furnace in a suspended layer is restored in an electric furnace in a batch manner, so that after the reduction process, the copper content in slag from a smelting furnace in a suspended layer is so low that further processing of dump slag obtained from electric furnaces in addition to the metal of the lower layer, is economically impractical. However, if the reduction stage is carried out for a sufficiently long time, the metal (or alloy) of the lower layer obtained in the process flowing in the electric furnace contains so much iron that it is inappropriate to send this metal of the lower layer of the electric furnace to the anode furnace together with blister copper from the furnace for melting in a suspended layer, and first iron should be removed in a separate converter process, in the so-called converter for iron, before sending copper, which is contained in the metal of the lower layer of the electric furnace, to the anode w oven.

Таким образом, оба вышеописанных примера процессов очистки шлака включают две стадии.Thus, both of the above examples of slag cleaning processes include two stages.

Описание изобретенияDescription of the invention

Целью данного изобретения является разработка усовершенствованного способа очистки медного концентрата.The aim of this invention is to develop an improved method for the purification of copper concentrate.

Цели данного изобретения достигают посредством способа согласно независимому п.1 формулы изобретения.The objectives of the present invention are achieved by a method according to the independent claim 1 of the claims.

Предпочтительные воплощения способа по данному изобретению изложены в зависимых пунктах формулы изобретения.Preferred embodiments of the method of this invention are set forth in the dependent claims.

В данном новом способе введена компоновка, которая по своей природе является двухстадийной, но которая является более экономичной, чем вышеописанные компоновки, как в отношении капитальных затрат, так и, в особенности, в отношении текущих расходов. Шлак, полученный в печи для плавки во взвешенном слое, дополнительно перерабатывают в электрической печи, в отдельном блоке, работающем или непрерывно, или периодически. Восстановление шлака печи для плавки во взвешенном слое в электрической печи является или частичным либо его проводят в такой степени, что шлак, получаемый в электрической печи, представляет собой так называемый непригодный к использованию отвальный шлак, т.е. содержание в нем меди является настолько низким, что извлечение оставшейся меди в отдельном процессе является неоправданным с экономической точки зрения. Металлический сплав, полученный в электрической печи, т.е. металл нижнего слоя, гранулируют, например, водой. Полученные гранулы сплава подают, совместно с медным концентратом, флюсом и реакционным газом, в реакционную шахту печи для плавки во взвешенном слое, так что гранулы сплава расплавляются и достигают, при прохождении через шлак в отстойнике печи для плавки во взвешенном слое, такого же термодинамического равновесия со шлаком, как и черновая медь, полученная из концентрата. Тогда железо, содержащееся в грануле, окисляется и переходит в шлак, так что становится целесообразным перерабатывать черновую медь, полученную в качестве продукта печи для плавки во взвешенном слое, непосредственно в анодной печи. Поскольку количество шлакообразующих компонентов, главным образом железа, содержащихся в гранулированной меди, о которой идет речь, является низким, количество шлака возрастаIn this new method, a layout is introduced that is inherently two-stage, but which is more economical than the layouts described above, both in terms of capital costs, and especially in relation to current expenses. Slag obtained in a smelting furnace in a suspended layer is further processed in an electric furnace, in a separate unit, operating either continuously or periodically. The recovery of slag from a smelting furnace in a suspended layer in an electric furnace is either partial or it is carried out to such an extent that the slag obtained in an electric furnace is a so-called unsuitable waste slag, i.e. its copper content is so low that the extraction of the remaining copper in a separate process is unjustified from an economic point of view. A metal alloy obtained in an electric furnace, i.e. the metal of the lower layer is granulated, for example, with water. The obtained alloy granules are fed, together with copper concentrate, flux and reaction gas, into the reaction shaft of the suspended smelting furnace, so that the alloy granules are melted and, when passing through the slag in the settling tank of the suspended smelting furnace, the same thermodynamic equilibrium with slag, as well as blister copper obtained from concentrate. Then, the iron contained in the granule is oxidized and converted to slag, so that it becomes expedient to process blister copper, obtained as a product of a smelting furnace in a suspended layer, directly in the anode furnace. Since the amount of slag-forming components, mainly iron, contained in the granulated copper in question is low, the amount of slag is age

- 1 018279 ет незначительно, и, таким образом, это не вызывает сколько-нибудь существенного возврата меди в электрическую печь, но большая часть меди, которая содержится в грануле, поступает непосредственно в черновую медь, получаемую в качестве продукта в ходе процесса плавки во взвешенном слое.- 1 018279 is insignificant, and, thus, this does not cause any significant return of copper to the electric furnace, but most of the copper contained in the pellet goes directly to blister copper obtained as a product during the smelting process in suspension layer.

В дополнение к пониженным капитальным и текущим затратам, среди преимуществ этого способа можно также указать следующие характерные особенности:In addition to reduced capital and current costs, among the advantages of this method, one can also indicate the following characteristic features:

пониженная циркуляция меди по сравнению с существующим двухстадийным способом;reduced copper circulation compared to the existing two-stage method;

в анодную печь поступает черновая медь лишь одного качества, в этом случае работа анодной печи облегчается;blister copper of only one quality enters the anode furnace; in this case, the operation of the anode furnace is facilitated;

при прямой переплавке черновой меди часто выделяется так много тепла, что обогащение по кислороду должно быть ограничено. Поскольку в данном случае указанное тепло утилизируют в самом процессе для расплавления гранул сплава, печь можно эксплуатировать при более высоком уровне обогащения по кислороду и, следовательно, получают большую мощность для печи (или, таким образом, печь, особенно реакционная шахта, может быть меньшего размера), и пропускная способность газопровода может быть ниже.direct smelting of blister copper often produces so much heat that oxygen enrichment should be limited. Since in this case the indicated heat is utilized in the process to melt the alloy granules, the furnace can be operated at a higher level of oxygen enrichment and, therefore, more power is obtained for the furnace (or, thus, the furnace, especially the reaction shaft, may be smaller ), and the throughput of the gas pipeline may be lower.

В одном из предпочтительных воплощений используют две последовательные электрические печи. В первой электрической печи восстановление шлака печи для плавки во взвешенном слое доводят только до уровня примерно 4% Си, т.е. до уровня, когда оставшийся частично восстановленный шлак содержит примерно 4% меди, в этом случае железо, содержащееся в шлаке печи для плавки во взвешенном слое, еще не восстановлено и не переходит в фазу металла нижнего слоя в первой электрической печи, но остается в первой электрической печи в виде так называемого частично восстановленного шлака. В качестве продукта первой электрической печи получают черновую медь, которую можно непосредственно использовать в анодной печи для последующей переработки, и ее направляют в анодную печь, поскольку черновая медь из первой электрической печи не содержит железа. Во второй электрической печи продолжают восстановление частично восстановленного шлака из первой электрической печи, чтобы извлечь остаток меди, содержащейся в шлаке; в этом случае вместе с черновой медью также восстанавливают железо; содержащий железо металл нижнего слоя гранулируют и направляют снова в реакционную шахту печи для плавки во взвешенном слое, где железо окисляют вышеописанным способом.In one preferred embodiment, two consecutive electric furnaces are used. In the first electric furnace, the reduction of slag from the smelting furnace in the suspended layer is brought only to about 4% Cu, i.e. to the level where the remaining partially reduced slag contains approximately 4% copper, in this case, the iron contained in the slag of the smelting furnace in the suspended layer has not yet been reduced and does not go into the phase of the metal of the lower layer in the first electric furnace, but remains in the first electric furnaces in the form of so-called partially reduced slag. As a product of the first electric furnace, blister copper is obtained, which can be directly used in the anode furnace for subsequent processing, and it is sent to the anode furnace, since blister copper from the first electric furnace does not contain iron. In the second electric furnace, the recovery of the partially reduced slag from the first electric furnace is continued in order to recover the remainder of the copper contained in the slag; in this case, iron is also reduced together with blister copper; the iron-containing metal of the lower layer is granulated and sent back to the reaction shaft of the smelting furnace in the suspended layer, where the iron is oxidized as described above.

Перечень чертежейList of drawings

Ниже более подробно описаны несколько предпочтительных воплощений изобретения, со ссылкой на прилагаемые чертежи, где:Below are described in more detail several preferred embodiments of the invention, with reference to the accompanying drawings, where:

фиг. 1 иллюстрирует первое воплощение способа и фиг. 2 иллюстрирует второе воплощение способа.FIG. 1 illustrates a first embodiment of the method, and FIG. 2 illustrates a second embodiment of the method.

Подробное описание изобретенияDETAILED DESCRIPTION OF THE INVENTION

Фиг. 1 иллюстрирует способ очистки медного концентрата 1.FIG. 1 illustrates a method for purifying copper concentrate 1.

В способе медный концентрат 1, флюс 2 и реакционный газ 3, например обогащенный кислородом воздух, подают в реакционную шахту 5 печи 4 для плавки во взвешенном слое, например, в реакционную шахту печи для плавки в кипящем слое.In the method, copper concentrate 1, flux 2 and reaction gas 3, for example, oxygen-enriched air, are fed into the reaction shaft 5 of the smelting furnace 4 in a suspended layer, for example, into the reaction shaft of a fluidized-bed furnace.

В реакционную шахту 5 печи 4 для плавки во взвешенном слое можно также подавать пылевой унос 9, получаемый из котла 8 для утилизации тепла, от охлаждения отходящих газов 7, которые выпускают через вертикальную шахту 6 печи 4 для плавки во взвешенном слое, и/или пылевой унос 9, получаемый из электрического фильтра, установленного после котла 8 для утилизации тепла.In the reaction shaft 5 of the furnace 4 for smelting in a suspended layer, it is also possible to apply dust entrainment 9, obtained from the boiler 8 for heat recovery, from cooling the exhaust gases 7 that are discharged through the vertical shaft 6 of the furnace 4 for smelting in a suspended layer and / or dust ablation 9 obtained from an electric filter installed after the boiler 8 for heat recovery.

Вещества, подаваемые в реакционную шахту 5 печи 4 для плавки во взвешенном слое, реагируют друг с другом, и на дне 12 отстойника 11 печи 4 для плавки во взвешенном слое образуются отдельные фазы: черновая медь 13 и поверх черновой меди 13 шлак 14.Substances supplied to the reaction shaft 5 of the smelting furnace 4 in the suspended layer react with each other, and on the bottom 12 of the settling tank 11 of the smelting furnace 4 in the suspended layer separate phases are formed: blister copper 13 and slag 14 on top of the blister copper 13.

Отходящие газы, получаемые в печи для плавки во взвешенном слое, выходят через вертикальную шахту 6 к котлу 8 для утилизации тепла, где извлекают тепловую энергию отходящих газов 7. Из котла 8 для утилизации тепла охлажденные отходящие газы 7 направляют на электрический фильтр 10, где от отходящего газа 7 отделяют пылевой унос 9, и пылевой унос 9 возвращают обратно в реакционную шахту 5 печи 4 для плавки во взвешенном слое. Из электрического фильтра 10 отходящие газы 7 направляют на дополнительную обработку, например на кислотную установку (не показана), для извлечения диоксида серы.The waste gases obtained in the smelting furnace in the suspended layer exit through a vertical shaft 6 to the boiler 8 for heat recovery, where the thermal energy of the waste gases is extracted 7. From the boiler 8 for heat recovery, the cooled waste gases 7 are directed to an electric filter 10, where the exhaust gas 7 is separated dust ablation 9, and dust ablation 9 is returned back to the reaction shaft 5 of the furnace 4 for melting in a suspended layer. From the electric filter 10, the off-gas 7 is sent for further processing, for example, to an acid plant (not shown), to recover sulfur dioxide.

Черновую медь 13, получаемую в печи для плавки во взвешенном слое, направляют в анодную печь 15 для пирометаллургической очистки. В анодной печи 15 сначала посредством окисления удаляют небольшое количество серы, содержащейся в черновой меди 13, а затем путем восстановления удаляют кислород, содержащийся в черновой меди 13. После анодной печи 15 медь отливают на установке для отливки анодов (не показана) в виде медных анодов и при использовании указанных анодов медь, содержащуюся в медных анодах, т.е. медные аноды, дополнительно очищают электролизом на электролитической установке (не показана), получая медные катоды.Blister copper 13, obtained in a suspension smelting furnace, is sent to the anode furnace 15 for pyrometallurgical treatment. In the anode furnace 15, first, a small amount of sulfur contained in the blister copper 13 is removed by oxidation, and then the oxygen contained in the blister copper 13 is removed by reduction. After the anode furnace 15, copper is cast on an anode casting plant (not shown) in the form of copper anodes and when using these anodes, the copper contained in the copper anodes, i.e. copper anodes are further purified by electrolysis in an electrolytic installation (not shown) to obtain copper cathodes.

Шлак 14 из печи для плавки во взвешенном слое направляют в электрическую печь 16 предпочтительно в расплавленном состоянии, что экономит электроэнергию, поскольку шлак 14 из печи для плавки во взвешенном слое уже находится в расплавленном состоянии, когда он поступает в электрическую печь 16.Slag 14 from the smelting furnace in the suspended layer is sent to the electric furnace 16, preferably in the molten state, which saves energy, since slag 14 from the smelting furnace in the suspended layer is already in the molten state when it enters the electric furnace 16.

- 2 018279- 2 018279

Шлак 14 из печи для плавки во взвешенном слое обрабатывают в восстановительной печи, например в электрической печи 16, восстанавливающим агентом, например коксом, так что в электрической печи 16 получают отдельные фазы, т.е. металл 17 нижнего слоя и отвальный шлак 18. Шлак 14 из печи для плавки во взвешенном слое предпочтительно восстанавливают в электрической печи 16 с помощью кокса, который подают в электрическую печь 16.The slag 14 from the suspended smelting furnace is processed in a reduction furnace, for example in an electric furnace 16, with a reducing agent, for example coke, so that separate phases are obtained in the electric furnace 16, i.e. the metal 17 of the lower layer and the waste slag 18. The slag 14 from the smelting furnace in the suspended layer is preferably reduced in the electric furnace 16 using coke, which is fed into the electric furnace 16.

В электрическую печь 16 предпочтительно подают также шлак 19 анодной печи из анодной печи 15.The slag 19 of the anode furnace from the anode furnace 15 is also preferably fed to the electric furnace 16.

Шлак 14 из печи для плавки во взвешенном слое предпочтительно восстанавливают в электрической печи 16, так что содержание меди в отвальном шлаке 18 электрической печи остается ниже 2%, предпочтительно ниже 1%.The slag 14 from the smelting furnace in the suspended layer is preferably reduced in the electric furnace 16, so that the copper content in the dump slag 18 of the electric furnace remains below 2%, preferably below 1%.

Металл 17 нижнего слоя электрической печи удаляют из электрической печи 16 и металл 17 нижнего слоя электрической печи гранулируют, например, в воде 20, на установке 21 гранулирования. Кроме меди, металл 17 нижнего слоя электрической печи содержит, в частности, железо.The metal 17 of the lower layer of the electric furnace is removed from the electric furnace 16 and the metal 17 of the lower layer of the electric furnace is granulated, for example, in water 20, in a granulation unit 21. In addition to copper, metal 17 of the lower layer of the electric furnace contains, in particular, iron.

Гранулированный металл 22 нижнего слоя электрической печи направляют в реакционную шахту 5 печи 4 для плавки во взвешенном слое, совместно с медным концентратом 1, флюсом 2 и реакционным газом 3.The granular metal 22 of the lower layer of the electric furnace is sent to the reaction shaft 5 of the furnace 4 for smelting in a suspended layer, together with copper concentrate 1, flux 2 and reaction gas 3.

Фиг. 2 иллюстрирует другое воплощение способа, в котором вместо одной электрической печи 16, показанной на фиг 1, используют две электрические печи, т.е. первую электрическую печь 23 и вторую электрическую печь 24.FIG. 2 illustrates another embodiment of a method in which instead of one electric furnace 16 shown in FIG. 1, two electric furnaces are used, i.e. a first electric furnace 23 and a second electric furnace 24.

На фиг. 2 шлак 14 из печи для плавки во взвешенном слое сначала направляют в электрическую печь 23. Шлак 14 печи для плавки во взвешенном слое предпочтительно направляют из печи 4 для плавки во взвешенном слое в первую электрическую печь 23 в расплавленном состоянии.In FIG. 2, slag 14 from the suspension smelting furnace is first sent to an electric furnace 23. Slag 14 from the suspension smelting furnace is preferably sent from the suspension smelting furnace 4 to the first electric furnace 23 in the molten state.

В первой электрической печи 23 шлак 14 печи для плавки во взвешенном слое подвергают частичному восстановлению с помощью восстанавливающего агента, так что в первой электрической печи 23 образуются отдельные фазы: черновая медь 13 и частично восстановленный шлак 25, содержащий примерно 4% меди.In the first electric furnace 23, the slag 14 of the smelting furnace in the suspended layer is partially reduced using a reducing agent, so that in the first electric furnace 23 separate phases are formed: blister copper 13 and partially reduced slag 25 containing about 4% copper.

Черновую медь 13, получаемую в первой электрической печи, направляют из первой электрической печи 23 в анодную печь 15. Черновую медь 13, получаемую в первой электрической печи, предпочтительно направляют из первой электрической печи 23 в анодную печь 15 в расплавленном состоянии. В качестве продукта первой электрической печи 23 получают черновую медь 13, которую можно использовать в анодной печи 15 для дальнейшей переработки и которую можно направлять в анодную печь 15, поскольку черновая медь из первой электрической печи не содержит железа, так как в первой электрической печи 23 проведено только частичное восстановление шлака 14 печи для плавки во взвешенном слое.The blister copper 13 obtained in the first electric furnace is sent from the first electric furnace 23 to the anode furnace 15. The blister copper 13 obtained in the first electric furnace is preferably sent from the first electric furnace 23 to the anode furnace 15 in the molten state. As a product of the first electric furnace 23, blister copper 13 is obtained, which can be used in the anode furnace 15 for further processing and which can be sent to the anode furnace 15, since blister copper from the first electric furnace does not contain iron, since the first electric furnace 23 contains only partial recovery of slag 14 of the smelting furnace in the suspended layer.

Из первой электрической печи 23 во вторую электрическую печь 24 частично восстановленный шлак 25 предпочтительно направляют в расплавленном состоянии.Partially reduced slag 25 is preferably sent from the first electric furnace 23 to the second electric furnace 24 in a molten state.

Во второй электрической печи 24 частично восстановленный шлак 25 первой электрической печи подвергают восстановлению посредством восстанавливающего агента, так что во второй электрической печи 24 образуются отдельные фазы: металл 17 нижнего слоя и отвальный шлак 18, в котором остаточное содержание меди составляет менее 2%, предпочтительно менее 1%.In the second electric furnace 24, the partially reduced slag 25 of the first electric furnace is reduced by a reducing agent, so that separate phases are formed in the second electric furnace 24: metal 17 of the lower layer and dump slag 18, in which the residual copper content is less than 2%, preferably less one%.

Кроме меди, металл 17 нижнего слоя второй электрической печи также содержит, в частности, железо. Указанный металл 17 нижнего слоя гранулируют и подают в реакционную шахту печи 4 для плавки во взвешенном слое, совместно с медным концентратом 1, флюсом 2 и реакционным газом 3.In addition to copper, the metal 17 of the lower layer of the second electric furnace also contains, in particular, iron. The specified metal 17 of the lower layer is granulated and fed into the reaction shaft of the furnace 4 for smelting in a suspended layer, together with copper concentrate 1, flux 2 and reaction gas 3.

Пример.Example.

В печь для плавки во взвешенном слое подаютIn the furnace for smelting in a suspended layer serves

Медный концентрат (Концентрат) 111,0 т/чCopper Concentrate (Concentrate) 111.0 t / h

Пылевой унос (ОВЕ пыль) 19,6 т/чDust removal (OBE dust) 19.6 t / h

Шлакообразующий агент, т е флюс (флюс на основе диоксида кремния) 9,9 т/чSlag forming agent, te flux (silicon dioxide based flux) 9.9 t / h

Гранулированный металл нижнего слоя (металл из электрической печи)______________16.6 т/чGranular metal of the lower layer (metal from an electric furnace) ______________ 16.6 t / h

Всего 157,2 т/чTotal 157.2 t / h

Анализ медного концентрата.Analysis of copper concentrate.

Медь (Си) Copper (C) 34,8% 34.8% Железо (Ее) Iron (Her) 26,0% 26.0% Сера (3) Sulfur (3) 29,1% 29.1% Оксид кремния (5Ю?) Silicon oxide (5??) 5,0% 5.0%

Кроме того, в печь для плавки во взвешенном слое подают обогащенный кислородом воздух 60680 м3 (н.у.), причем степень обогащения кислородом составляет 46,2%.In addition, oxygen-enriched air 60680 m 3 (n.o.) is supplied to the smelting furnace in the suspended layer, and the degree of oxygen enrichment is 46.2%.

При плавке во взвешенном слое используют обогащенный кислородом воздух, поскольку теплоты, выделяемой при реакции между серой и кислородом железа, которые содержатся в концентрате, достаточно для расплавления и концентрата (что производит черновую медь и шлак), и гранул черновой медиWhen melting in a suspended layer, oxygen-enriched air is used, since the heat released by the reaction between sulfur and iron oxygen, which are contained in the concentrate, is sufficient for melting and concentrate (which produces blister copper and slag), and blister copper granules

- 3 018279 с малым размером частиц. Из-за относительно высокого обогащения кислородом получают газ с высоким содержанием диоксида серы (примерно 36% 8О2). при этом общее количество указанного газа ниже, чем в случае меньшей степени обогащения кислородом. Газ выпускают из печи с расходом примерно 66900 м3 (н.у.)/ч при температуре 1320°С. Основную часть тепловой энергии газа извлекают в котле для утилизации тепла, перед тем как направить газ на горячий электрический фильтр, а далее на кислотную установку для извлечения диоксида серы.- 3 018279 with a small particle size. Due to the relatively high oxygen enrichment, a gas with a high sulfur dioxide content (approximately 36% 8O 2 ) is obtained. however, the total amount of said gas is lower than in the case of a lesser degree of enrichment with oxygen. Gas is discharged from the furnace at a flow rate of about 66900 m 3 (n.o.) / h at a temperature of 1320 ° C. The bulk of the thermal energy of the gas is extracted in the boiler for heat recovery, before directing the gas to a hot electric filter, and then to an acid plant to extract sulfur dioxide.

Продуктами, получаемыми в печи для плавки во взвешенном слое, являются черновая медь с производительностью 39 т/ч при температуре примерно 1280°С и шлак с производительностью примерно 77 т/ч.The products obtained in the suspension smelting furnace are blister copper with a capacity of 39 t / h at a temperature of about 1280 ° C and slag with a capacity of about 77 t / h.

Содержание меди в шлаке, полученном из печи для плавки во взвешенном слое, составляет 20% Си, и для извлечения указанной меди шлак направляют в расплавленном состоянии в электрическую печь, где количество обрабатываемого шлака составляет, таким образом, 1830 т/сутки. Кроме того, в электрическую печь подают небольшое количество шлака анодной печи (20 т/сутки), а также кокс, необходимый для восстановления, примерно 91 т/сутки. В результате восстановления получают отвальный шлак, содержание меди в котором является таким низким, что его неэкономично перерабатывать (1365 т/сутки, железо (Ре) примерно 51%, оксид кремния (81О2) примерно 26%). В качестве продукта получают металл нижнего слоя с производительностью примерно 400 т/сутки; содержание железа в металле нижнего слоя составляет примерно 8%, остальное - в основном медь. При температуре 1240°С металл нижнего слоя гранулируют, гранулы сушат и направляют вместе с концентратом обратно в печь для плавки во взвешенном слое.The copper content in the slag obtained from the smelting furnace in the suspended layer is 20% Cu, and to extract the specified copper, the slag is sent in a molten state to an electric furnace, where the amount of processed slag is, therefore, 1830 t / day. In addition, a small amount of slag from the anode furnace (20 t / day), as well as coke, necessary for reduction, about 91 t / day, are fed into the electric furnace. As a result of reduction, waste slag is obtained, the copper content of which is so low that it is uneconomical to process it (1365 t / day, iron (Fe) about 51%, silicon oxide (81О 2 ) about 26%). The product is a metal of the lower layer with a productivity of about 400 tons / day; the iron content in the metal of the lower layer is about 8%, the rest is mainly copper. At a temperature of 1240 ° C, the metal of the lower layer is granulated, the granules are dried and sent together with the concentrate back to the smelting furnace in a suspended layer.

Таким образом, в способе получают черновую медь, как описано выше, и указанную черновую медь можно преимущественно подвергать дополнительной переработке в анодной печи с получением анодной меди.Thus, blister copper is produced in the process as described above, and said blister copper can advantageously be further processed in an anode furnace to produce anode copper.

Для специалиста очевидно, что, наряду с развитием технологии, основную идею изобретения можно осуществлять многими различными путями. Таким образом, данное изобретение и его различные воплощения не ограничены вышеописанными примерами, но могут изменяться в пределах объема защиты изобретения, изложенного в прилагаемой формуле изобретения.For a specialist it is obvious that, along with the development of technology, the main idea of the invention can be implemented in many different ways. Thus, the present invention and its various embodiments are not limited to the above examples, but may vary within the scope of protection of the invention set forth in the attached claims.

Claims (10)

ФОРМУЛА ИЗОБРЕТЕНИЯCLAIM 1. Способ очистки медного концентрата, в котором медный концентрат (1), флюс (2) и реакционный газ (3) совместно подают в реакционную шахту (5) печи (4) для плавки во взвешенном слое;1. A method for purifying copper concentrate, in which copper concentrate (1), flux (2) and reaction gas (3) are jointly fed to the reaction shaft (5) of the furnace (4) for smelting in a suspended layer; в печи (4) для плавки во взвешенном слое получают отдельные фазы: черновую медь (13) и шлак (14), отличающийся тем, что шлак (14) из печи для плавки во взвешенном слое направляют в электрическую печь (16), в которой его обрабатывают восстанавливающим агентом, так что в электрической печи (16) получают отдельные фазы: металл (17) нижнего слоя и отвальный шлак (18);Separate phases are obtained in the furnace (4) for smelting in the suspended layer: blister copper (13) and slag (14), characterized in that the slag (14) is sent from the furnace for smelting in the suspended layer to an electric furnace (16), in which it is treated with a reducing agent, so that in the electric furnace (16) separate phases are obtained: metal (17) of the lower layer and waste slag (18); металл (17) нижнего слоя, находящийся в электрической печи, удаляют из электрической печи (16);the metal (17) of the lower layer, located in the electric furnace, is removed from the electric furnace (16); металл (17) нижнего слоя, удаленный из электрической печи, гранулируют и получают гранулированный металл (22) нижнего слоя электрической печи и гранулированный металл (22) нижнего слоя электрической печи направляют в реакционную шахту (5) печи (4) для плавки во взвешенном слое.the lower layer metal (17) removed from the electric furnace is granulated and granulated metal (22) of the lower layer of the electric furnace is obtained and the granulated metal (22) of the lower layer of the electric furnace is sent to the reaction shaft (5) of the furnace (4) for smelting in the suspended layer . 2. Способ по п.1, отличающийся тем, что шлак (14) из печи для плавки во взвешенном слое направляют в электрическую печь (16) в расплавленном состоянии.2. The method according to claim 1, characterized in that the slag (14) from the furnace for melting in the suspended layer is sent to the electric furnace (16) in the molten state. 3. Способ по п.1 или 2, отличающийся тем, что металл (17) нижнего слоя, удаленный из электрической печи, гранулируют посредством воды (20).3. The method according to claim 1 or 2, characterized in that the metal (17) of the lower layer removed from the electric furnace is granulated by means of water (20). 4. Способ по любому из пп.1-3, отличающийся тем, что шлак (14) из печи для плавки во взвешенном слое восстанавливают в электрической печи (16) посредством кокса, который загружают в электрическую печь (16).4. The method according to any one of claims 1 to 3, characterized in that the slag (14) from the smelting furnace in the suspended layer is reduced in the electric furnace (16) by means of coke, which is loaded into the electric furnace (16). 5. Способ по любому из пп.1-4, отличающийся тем, что в электрическую печь (16) загружают шлак (19) анодной печи из анодной печи (15).5. The method according to any one of claims 1 to 4, characterized in that slag (19) of the anode furnace from the anode furnace (15) is charged into the electric furnace (16). 6. Способ по любому из пп.1-5, отличающийся тем, что шлак (14) из печи для плавки во взвешенном слое восстанавливают в электрической печи (16), так что содержание меди в отвальном шлаке (18) электрической печи составляет менее 2%, предпочтительно менее 1%.6. The method according to any one of claims 1 to 5, characterized in that the slag (14) from the smelting furnace in the suspended layer is reduced in the electric furnace (16), so that the copper content in the waste slag (18) of the electric furnace is less than 2 %, preferably less than 1%. 7. Способ по п.1, отличающийся тем, что используют две электрические печи, причем шлак (14) из печи для плавки во взвешенном слое сначала направляют в первую электрическую печь (23), в которой его подвергают частичному восстановлению восстанавливающим агентом, так что в первой электрической печи (23) получают отдельные фазы: черновую медь (13) и частично восстановленный шлак (25), который содержит примерно 4% меди; затем частично восстановленный шлак (25) из первой электрической печи (23) подают во вторую элек7. The method according to claim 1, characterized in that two electric furnaces are used, and the slag (14) from the furnace for smelting in the suspended layer is first sent to the first electric furnace (23), in which it is subjected to partial restoration with a reducing agent, so that in the first electric furnace (23), separate phases are obtained: blister copper (13) and partially reduced slag (25), which contains about 4% copper; then the partially reduced slag (25) from the first electric furnace (23) is fed to the second electric furnace. - 4 018279 трическую печь (24);- 4 018279 tricky furnace (24); во второй электрической печи (24) частично восстановленный шлак (25), полученный в первой электрической печи, подвергают восстановлению восстанавливающим агентом, так что во второй электрической печи (24) получают отдельные фазы: металл (17) нижнего слоя и отвальный шлак (18), в котором остается содержание меди ниже 2%, предпочтительно ниже 1%;in the second electric furnace (24), the partially reduced slag (25) produced in the first electric furnace is subjected to reduction with a reducing agent, so that in the second electric furnace (24) separate phases are obtained: the lower layer metal (17) and waste slag (18) in which the copper content remains below 2%, preferably below 1%; металл (17) нижнего слоя, находящийся во второй электрической печи, удаляют из второй электрической печи (24);the metal (17) of the lower layer, located in the second electric furnace, is removed from the second electric furnace (24); металл (17) нижнего слоя, удаленный из второй электрической печи, гранулируют и получают гранулированный металл (22) нижнего слоя электрической печи; и гранулированный металл (22) нижнего слоя электрической печи направляют в реакционную шахту (5) печи (4) для плавки во взвешенном слое.the lower layer metal (17) removed from the second electric furnace is granulated and granulated metal (22) of the lower layer of the electric furnace is obtained; and the granulated metal (22) of the lower layer of the electric furnace is sent to the reaction shaft (5) of the furnace (4) for smelting in the suspended layer. 8. Способ по п.7, отличающийся тем, что черновую медь (13), полученную в первой электрической печи, направляют в анодную печь (15).8. The method according to claim 7, characterized in that the blister copper (13) obtained in the first electric furnace is sent to the anode furnace (15). 9. Способ по п.7 или 8, отличающийся тем, что шлак (14) из печи для плавки во взвешенном слое направляют из печи (4) для плавки во взвешенном слое в первую электрическую печь (23) в расплавленном состоянии.9. The method according to claim 7 or 8, characterized in that the slag (14) from the furnace for melting in the suspended layer is sent from the furnace (4) for melting in the suspended layer to the first electric furnace (23) in the molten state. 10. Способ по любому из пп.1-9, отличающийся тем, что реакционный газ (3), который направляют в реакционную шахту (5) печи (4) для плавки во взвешенном слое, содержит обогащенный кислородом воздух.10. The method according to any one of claims 1 to 9, characterized in that the reaction gas (3), which is sent to the reaction shaft (5) of the furnace (4) for smelting in a suspended layer, contains oxygen-enriched air.
EA201000893A 2007-12-17 2008-12-15 Method for refining copper concentrate EA018279B1 (en)

Applications Claiming Priority (2)

Application Number Priority Date Filing Date Title
FI20075920A FI120157B (en) 2007-12-17 2007-12-17 A process for refining copper concentrate
PCT/FI2008/050735 WO2009077651A1 (en) 2007-12-17 2008-12-15 Method for refining copper concentrate

Publications (2)

Publication Number Publication Date
EA201000893A1 EA201000893A1 (en) 2010-12-30
EA018279B1 true EA018279B1 (en) 2013-06-28

Family

ID=38951615

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
EA201000893A EA018279B1 (en) 2007-12-17 2008-12-15 Method for refining copper concentrate

Country Status (10)

Country Link
JP (1) JP2011506777A (en)
CN (2) CN105936980A (en)
AU (1) AU2008337430B2 (en)
BR (1) BRPI0821242B1 (en)
CL (1) CL2008003744A1 (en)
EA (1) EA018279B1 (en)
FI (1) FI120157B (en)
PE (1) PE20091539A1 (en)
PL (1) PL213990B1 (en)
WO (1) WO2009077651A1 (en)

Families Citing this family (13)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
FI124912B (en) 2012-04-16 2015-03-31 Outotec Oyj A method for treating metallurgical slags of non-ferrous metals
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
FI124028B (en) * 2012-06-13 2014-02-14 Outotec Oyj Process and arrangement for refining copper concentrate
JP6032496B2 (en) * 2013-12-06 2016-11-30 住友金属鉱山株式会社 Method for producing selenium from copper electrolytic slime
CL2014000174A1 (en) * 2014-01-23 2014-06-27 Coinfa Ltda A product based on recycled aluminum, useful in the foundries of the mining industry comprising a mixture of aluminum, indium, silicon, manganese, magnesium, zinc, silica, iron, copper and alumina, where the latter covers the surface of the product; and its uses
FI126583B (en) * 2014-03-31 2017-02-28 Outotec Finland Oy Process and carrier for transporting reducing agent such as coke into a metallurgical furnace and production process for the carrier
FI126374B (en) * 2014-04-17 2016-10-31 Outotec Finland Oy METHOD FOR THE PRODUCTION OF CATHODAL COPPER
WO2016171613A1 (en) * 2015-04-24 2016-10-27 Val'eas Recycling Solutions Ab Method and furnace equipment for production of black copper
CN104878216A (en) * 2015-05-21 2015-09-02 金隆铜业有限公司 Copper smelting slag depletion method and system
CN105087955A (en) * 2015-08-31 2015-11-25 桂林昌鑫机械制造有限公司 Method for directly producing blister copper through copper concentrate
WO2018015611A1 (en) * 2016-07-22 2018-01-25 Outotec (Finland) Oy Method for refining sulfidic copper concentrate
BE1025775B1 (en) * 2017-12-14 2019-07-11 Metallo Belgium Improved soldering production method
CN110669945B (en) * 2019-10-17 2022-03-22 宝武集团环境资源科技有限公司 Method for treating copper slag by using direct reduction of rotary hearth furnace and smelting reduction of ore-smelting electric furnace

Citations (6)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
FI63441C (en) * 1976-02-23 1983-06-10 Outokumpu Oy FOERFARANDE FOER FRAMSTAELLNING AV RAOKOPPAR FRAON KOPPARMALM ELLER -KONCENTRAT INNEHAOLLANDE SKADLIGA ELLER EKONOMISKT SINIFIKANTA MAENGDER ANDRA ICKE-JAERNMETALLER
FI71770C (en) * 1985-05-31 1987-02-09 Outokumpu Oy Reduction of molten metallurgical slag continuously in an electric furnace.
US5449395A (en) * 1994-07-18 1995-09-12 Kennecott Corporation Apparatus and process for the production of fire-refined blister copper
FI104838B (en) * 1998-12-30 2000-04-14 Outokumpu Oy Process for producing crude copper in a suspension reactor
FI115536B (en) * 2001-09-21 2005-05-31 Outokumpu Oy A process for producing crude copper
FI116069B (en) * 2002-06-11 2005-09-15 Outokumpu Oy Procedure for making raw cups

Family Cites Families (8)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
JPS5322115A (en) * 1976-08-12 1978-03-01 Mitsubishi Metal Corp Continuous smelting method for copper
JPS61531A (en) * 1984-06-12 1986-01-06 Sumitomo Metal Mining Co Ltd Method for smelting copper sulfide ore
CA1245460A (en) * 1985-03-20 1988-11-29 Carlos M. Diaz Oxidizing process for sulfidic copper material
CA1245058A (en) * 1985-03-20 1988-11-22 Grigori S. Victorovich Oxidizing process for copper sulfidic ore concentrate
RS49863B (en) * 2000-01-04 2008-08-07 Outokumpu Oyj, Method for the production of blister copper in suspension reactor
JP2002013723A (en) * 2000-04-26 2002-01-18 Nippon Steel Corp Method and apparatus for treatment of waste molten- slag
FI114808B (en) * 2002-05-03 2004-12-31 Outokumpu Oy Process for the processing of precious metal
FI115638B (en) * 2002-12-05 2005-06-15 Outokumpu Oy Procedure for treating slag

Patent Citations (6)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
FI63441C (en) * 1976-02-23 1983-06-10 Outokumpu Oy FOERFARANDE FOER FRAMSTAELLNING AV RAOKOPPAR FRAON KOPPARMALM ELLER -KONCENTRAT INNEHAOLLANDE SKADLIGA ELLER EKONOMISKT SINIFIKANTA MAENGDER ANDRA ICKE-JAERNMETALLER
FI71770C (en) * 1985-05-31 1987-02-09 Outokumpu Oy Reduction of molten metallurgical slag continuously in an electric furnace.
US5449395A (en) * 1994-07-18 1995-09-12 Kennecott Corporation Apparatus and process for the production of fire-refined blister copper
FI104838B (en) * 1998-12-30 2000-04-14 Outokumpu Oy Process for producing crude copper in a suspension reactor
FI115536B (en) * 2001-09-21 2005-05-31 Outokumpu Oy A process for producing crude copper
FI116069B (en) * 2002-06-11 2005-09-15 Outokumpu Oy Procedure for making raw cups

Also Published As

Publication number Publication date
BRPI0821242A2 (en) 2015-06-16
PL392792A1 (en) 2011-02-28
PE20091539A1 (en) 2009-10-29
WO2009077651A1 (en) 2009-06-25
FI20075920A0 (en) 2007-12-17
AU2008337430A1 (en) 2009-06-25
AU2008337430B2 (en) 2013-03-28
EA201000893A1 (en) 2010-12-30
CN101903543B (en) 2020-07-28
CN101903543A (en) 2010-12-01
FI20075920A (en) 2009-06-18
BRPI0821242B1 (en) 2019-09-10
CL2008003744A1 (en) 2009-11-27
CN105936980A (en) 2016-09-14
FI120157B (en) 2009-07-15
JP2011506777A (en) 2011-03-03
PL213990B1 (en) 2013-06-28

Similar Documents

Publication Publication Date Title
EA018279B1 (en) Method for refining copper concentrate
KR0158210B1 (en) Process for recovering valvable metals from a dust containing zinc.
US20100242682A1 (en) Method and system of dry processing of converter slag in copper smelting
EA004622B1 (en) Treatment of metal sulphide concentrates
JP2018145479A (en) Recovery method of platinum group metals
US4414022A (en) Method and apparatus for smelting sulfidic ore concentrates
US10584399B2 (en) Process and system for recycling E-waste material
KR19980041966A (en) Electric steelworks dust reduction method and apparatus
KR100557710B1 (en) Method for producing directly-reduced iron, liquid pig iron and steel
EA007445B1 (en) Method for producing blister copper
US3615361A (en) Fire refining of copper
JP4355334B2 (en) Operation method of copper smelting
JP2006509103A (en) Slag processing method
US10501824B2 (en) Treatment of complex sulfide concentrate
CA1202184A (en) Dead roast-oxide flash reduction process for copper concentrates
EP0641394B1 (en) Oxygen smelting
RU2261929C2 (en) Method of combined processing of copper-nickel cobalt-containing sulfide materials at different copper-to-nickel ratio
KR100642964B1 (en) Method for smelting treatment of fine granular material containing water and iron in copper ps converter
RU2105073C1 (en) Vanadium slag treatment method
RU2336311C2 (en) Method and device for production of steel out of secondary raw materials on base of scrap
JPH11199946A (en) Treatment of sludge in copper smelting
WO2024010474A1 (en) Method of recovering metals from metallurgical waste
JPS5921516A (en) Manufacture of silicon
Buttiens et al. Technologies to reduce environmental burdens. Evolutions in Europe
US20170183748A1 (en) Method and device for processing iron silicate rock

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