SE413105B - RABLY REFINING PROCEDURE - Google Patents
RABLY REFINING PROCEDUREInfo
- Publication number
- SE413105B SE413105B SE7807358A SE7807358A SE413105B SE 413105 B SE413105 B SE 413105B SE 7807358 A SE7807358 A SE 7807358A SE 7807358 A SE7807358 A SE 7807358A SE 413105 B SE413105 B SE 413105B
- Authority
- SE
- Sweden
- Prior art keywords
- lead
- iron
- slag
- copper
- melt
- 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
- C22B13/00—Obtaining lead
- C22B13/06—Refining
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)
- Treatment Of Steel In Its Molten State (AREA)
Description
_- 7807358-2 ämnen därför måste avlägsnas ur råblyet. Vidare ingår vanligen även guld och silver i råblyet. _- 7807358-2 substances must therefore be removed from the crude lead. Also usually included also gold and silver in the raw lead.
Oberoende av framställningssättet för råbly måste detta så- lunda raffineras för att ett tillräckligt rent slutligt bly skall kunna erhållas. Vanligen sker raffineringen i s.k. grytor av olika typer, speciellt utformade för raffinering med avse- ende på nämnda föroreningar. Ett speciellt problem vid en så- dan raffinering utgör i råblyet ingående koppar, men även in- ggående arsenik och antimon kan innebära problem. Arsenik och antimon, kan ingå i mängder upp till ca 15%, vilket leder till bildning av mycket stora mängder fasta pulverprodukter som flyter upp till metallytan vid raffineringen. Denna s.k. dress, försvårar den vidare hanteringen av råhlysmältan.Irrespective of the production method of crude lead, this lunda is refined to a sufficiently clean final lead shall be obtainable. Usually the refining takes place in so-called pots of various types, specially designed for refining on said pollutants. A special problem in such a refining constitutes copper contained in the crude lead, but also Current arsenic and antimony can cause problems. Arsenic and antimony, may be present in amounts up to about 15%, leading to formation of very large amounts of solid powder products such as floats up to the metal surface during refining. This so-called dress, complicates the further handling of the raw light melt.
I de fall större kopparmängder ingår i blyråvarorna är det vä- sentligt att effektivt kunna avlägsna kopparn på ett tidigt stadium i processen för att ej fördyra densamma genom att den försvårar blyets vidare behandling till raffinadbly och emedan kopparinnehållet representerar ett betydande metallvärde.In cases where larger amounts of copper are included in the lead raw materials, it is important to be able to effectively remove the copper at an early stage stage in the process of not making it more expensive by it complicates the further treatment of lead to refined lead and because the copper content represents a significant metal value.
Enligt uppfinningen framställes råbly ur kopparhaltiga blyrå- varor av metallisk, oxidisk, sulfatisk eller sulfidisk typ ge- nom smältning i en ugn i vilken turbulens av innehållet kan åstadkommas, varvid blyråvaran smältes i närvaro av slaggbilda- re och reduceras, varefter en slagg avdrages. Det nya förfaran- det kännetecknas av.att den bildade råblysmältan under kraftig turbulens 1 nämnda ugn efter slaggavdragningen kyles till en temperatur över blysmältans liquiduspunkt men under ca 700%, företrädesvis under 500%, varefter vid kylningen utskild koppar- haltig fas och râblysmältan separeras.According to the invention, crude lead is produced from copper-containing lead articles of metallic, oxidic, sulphate or sulphide type by melting in an oven in which turbulence of the contents can produced, whereby the lead raw material is melted in the presence of slag-forming re and reduced, after which a slag is removed. The new procedure it is characterized by the fact that the crude lead melt formed during strong turbulence 1 said oven after slag removal is cooled to a temperature above the liquidus point of the lead melt but below about 700%, preferably below 500%, after which copper is separated on cooling. rich phase and the crude lead melt are separated.
Vid smältning av blyråvara innehållande bl.a. arsenik, antimon och koppar kan arsenik och antimon uttagas som en speiss. En "speiss" är en förening av arsenik och/eller antimon med järn- metaller och koppar, dvs. en "speiss" kan bestå av arsenider och/eller antimonider av en eller flera av metallerna koppar, 7807358-2 järn, nickel och kobolt. Eventuella föroreningar av arsenik eller antimon avlägsnas därför genom att till smältan under kraftig turbulens föres järn i metallisk, finfördelad form eller bringas att bildas in situ, varefter den i blysmältan bildade olösliga järnspeissen avskiljes från råblysmältan i direkt anslutning till en gravitationsseparation av speiss och råbly, varefter koppar utskiljes och avskiljes. Om därför järn i form av pulver, spån eller finfördelade stycken till- sättes kommer en i blysmältan praktiskt taget olöslig järn- arsenik- eller järn - antimon - speiss att bildas. Med järn i finfördelad form avses metalliskt järn i sådan form att en god kontaktyta mot blysmältan kan erhållas och att järnet kan tillföras blysmältan på ett enkelt sätt. Speissen, som är praktiskt taget olöslig i bly vid rådande temperaturer, sepa- rerar lätt och kan avdragas, företrädesvis vid en temperatur av 850-l200¶. Järnet kan även tillsättas som en järnlegering innehållande 60% järn eller mera. Järntillsatsen kan härvid avpassas så att endast en del av arsenikinnehållet bildar en järnspeíss och en mängd arsenik kvarlämnas i blysmältan mot- svarande ett molförhållande koppar till arsenik av minst 1.17 för att koppar skall kunna bilda en kopparspeiss, vilken lätt kan behandlas för utvinning av koppar och arsenik. Härvid kom. mer eventuellt närvarande tenn att kvarstanna i råblysmältan.When smelting lead raw material containing e.g. arsenic, antimony and copper, arsenic and antimony can be extracted as a spice. One "speiss" is a compound of arsenic and / or antimony with iron metals and copper, ie a "speiss" may consist of arsenides and / or antimonides of one or more of the metals copper, 7807358-2 iron, nickel and cobalt. Possible contaminants of arsenic or antimony is therefore removed by adding to the melt below heavy turbulence is carried iron in metallic, finely divided form or caused to form in situ, after which it in the lead melt formed insoluble iron stove is separated from the crude lead melt in direct connection to a gravitational separation of speiss and crude lead, after which copper is separated and separated. If so iron in the form of powder, shavings or finely divided pieces a practically insoluble iron in the lead melt will arsenic or iron - antimony - speiss to form. With iron in finely divided form is meant metallic iron in such a form that a good contact surface against the lead melt can be obtained and that the iron can is added to the lead melt in a simple manner. Speissen, that is practically insoluble in lead at prevailing temperatures, easily and can be peeled off, preferably at a temperature of 850-1200¶. The iron can also be added as an iron alloy containing 60% iron or more. The iron additive can do this adjusted so that only a part of the arsenic content forms one iron ore and an amount of arsenic are left in the lead melt corresponding to a molar ratio of copper to arsenic of at least 1.17 in order for copper to be able to form a copper fireplace, which is light can be treated for the extraction of copper and arsenic. Here came. more possibly present tin to remain in the crude lead melt.
Blyråvarans kopparinnehåll kommer emellertid till största delen att kvarstanna i råblysmältan men kan som ovan nämnts efter kylning av smältan under kraftig turbulens till en temperatur över blysmältans smältpunkt men under ca 700% av- skiljas i utsegrad form, som metallisk koppar och/eller speiss varefter råbly avtappas och tillvaratages.However, the copper content of the lead raw material is greatest the part to remain in the crude lead melt but can as mentioned above after cooling the melt under strong turbulence to a temperature above the melting point of the lead melt but below about 700% separated in the outstretched form, as metallic copper and / or speiss after which raw lead is drained and recovered.
Kylningen av râblysmältan kan ske genom tillförsel av exem- pelvis ytterligare oxidisk eller sulfatisk blyrâvara eller krossad järnsilikatslagg. Även tillsats av slaggbildare för en efterföljande smältcykel kan utnyttjas för kylning av råblysmältan.The cooling of the crude lead melt can take place by adding samples. additional oxidic or sulphate lead raw material or crushed iron silicate slag. Also addition of slag formers for a subsequent melting cycle can be used to cool the crude lead melt.
Kylningen kan alternativt ske genom att vatten i flytande, fin- fördelad form sprutas direkt mot den under turbulent omröring varande råblysmältan. _ 7807358-2 Det är icke nödvändigt att kyla râblysmältan varje gång som en ny sats blyråmaterial nedsmälts, och avdragning av slagg samt eventuell järn-arsenik-speiss skett. Man kan sålunda fylla ugnen med en råblysmälta och sedan utsegra den kopparhaltiga fasen, varefter ugnen tappas på råbly och kopparhaltig fas tillvara- tages.The cooling can alternatively take place by adding water in liquid, fine distributed form is sprayed directly onto it during turbulent stirring being the crude lead melt. _ 7807358-2 It is not necessary to cool the raw lead melt every time as one new batch of lead raw material melted down, and removal of slag as well any iron-arsenic-speiss occurred. You can thus fill the oven with a crude lead melt and then extract the copper-containing phase, after which the furnace is poured on crude lead and copper-containing phase tages.
Smältningen, eventuell speissbildning och kopparutskiljningen sker i en ugn, där smältan kan behandlas under kraftig turbulens.The melting, possible spice formation and copper precipitation takes place in an oven, where the melt can be processed under heavy turbulence.
En sådan ugn är lämpligen en toppblâst roterbar konverter, exem- pelvis en s.k. kallad TBRC?eller en kaldougn. En TBRC eller kaldougn kan roteras med en hastighet från 10 till 60 varv per minut och valet av lämplig rotationshastighet styrs av ugnens diameter. En lämplig turbulens erhålles om ugnens insida rör sig med en periferihastighet av 0,5 - 7 m/s, företrädesvis 2 - 5 m/s, vilket möjliggör att smältan medföljer ugnens roterande insida och faller ned mot badytan som ett droppregn, vilket leder till en mycket god kontakt mellan fast fas, flytande fas och gasfas. En sådan god kontakt är en förutsättning för snabba kemiska och fysikaliska förlopp, såsom reduktionsförlopp, kyl- ning och utskiljning. Stoftbildning undvikes i överraskande stor utsträckning genom att droppregnet slår ned stoft som annars skulle gå ut ur ugnen med reaktionsgaser.Such an oven is suitably a top-blown rotatable converter, e.g. pelvis and s.k. called TBRC? or a cold furnace. A TBRC or cold oven can be rotated at a speed of 10 to 60 revolutions per minute and the selection of the appropriate rotational speed is controlled by the oven diameter. A suitable turbulence is obtained if the inside of the furnace moves with a peripheral velocity of 0.5 - 7 m / s, preferably 2 - 5 m / s, which enables the melt to follow the rotation of the furnace inside and falls to the bathing surface like a drizzle, which leads to a very good contact between solid phase, liquid phase and gas phase. Such good contact is a prerequisite for fast chemical and physical processes, such as reduction processes, cooling separation and excretion. Dust formation is surprisingly avoided to a large extent by the drizzle raining down dust which otherwise would go out of the furnace with reaction gases.
Exempel 1 30 ton pellets av oxldisk-sulfatisk blyråvara härstammande från kopparkonverterdamm med följande analys, Pb 35%, As 3,5%, Cu 1,15%, S 6,0%, Bi 1,20%, Au 0,5 mg/kg, Ag 3,38 mg/kg, smältes tillsammans med 9,6 ton granulerad fajalitslagg (järn-silikat- -slagg från en avrykningsugn för kopparslagg) och 3,5 ton fin- fördelad kalksten i en toppblâst, roterande konverter av kaldo- typ med en inre diameter av 2,5 m med hjälp av en olje-syrgas- brännare under bildning av ett râblybad och slagg. Efter smält- ningen reducerades slaggen och råblybadet med.1,9 ton koks till dess blyhalten i slaggen var cirka 1,5% vid en temperatur av cirka 1100%, varefter slaggen tappades. I * (Top Blown Rotary Converter) 7807358-2 Under kraftig turbulens tillsattes sedan 2,25 ton krossad järn- silikatslagg varvid råblysmältans temperatur, under en tidsrymd av 60 minuter, sänktes från 1100¶ till cirka 850% varvid en kopparhaltig fas utskiljdes. Denna fas'separerades sedan från råblysmältan vars kopparhalt därigenom sänktes från 5% till 1,5%- En del av den så erhållna råblysmältan kyldes under fortsatt kraftig turbulens vidare ner till 400%, varvid ytterligare kopparhaltig fas kunde skiljas ut och separeras. I råblysmältan erhölls därvid en kopparhalt av O,2%- Exempel 2 30 ton pellets av oxidisk-sulfatisk blyråvara med samma samman- sättning som i exempel 1, smältes tillsammans med 9,6 ton gra- nulerad fajalitslagg och 3,5 ton finfördelad kalksten i en topp- blåst, roterande konverter av kaldo-typ med en inre diameter av 2,5 m med hjälp av en olje-syrgasbrännare under bildning av ett råblybad och en slagg. Efter smältningen reducerades slaggen och råblybadet med 1,9 ton koks till dess blyhalten i slaggen var cirka 1,5%,g vid en temperatur av cirka 1100%, varefter slaggen tappades.Example 1 30 tonnes of oxy-sulphate lead raw material pellets originating from copper converter dust with the following analysis, Pb 35%, As 3.5%, Cu 1.15%, S 6.0%, Bi 1.20%, Au 0.5 mg / kg, Ag 3.38 mg / kg, melted together with 9.6 tonnes of granulated fajalite slag (iron-silicate slag from a copper slag incinerator) and 3.5 tonnes of fine distributed limestone in a top-blown, rotating converter of cold type with an inner diameter of 2.5 m by means of an oil-oxygen burner to form a raw bath and slag. After melting The slag and crude lead bath were reduced by an additional 1.9 tonnes of coke its lead content in the slag was about 1.5% at a temperature of about 1100%, after which the slag was dropped. IN * (Top Blown Rotary Converter) 7807358-2 During severe turbulence, 2.25 tonnes of crushed iron were then added. silicate slag at which the crude lead melt temperature, for a period of time of 60 minutes, was reduced from 1100¶ to about 850% with a copper-containing phase was separated. This phase was then separated from crude lead melt, the copper content of which was thereby reduced from 5% to 1.5% - A part of the crude lead melt thus obtained was continued to be cooled strong turbulence further down to 400%, with further copper-containing phase could be separated and separated. In the crude lead melt a copper content of 0.2% was obtained. Example 2 30 tonnes of pellets of oxidic-sulphate lead raw material with the same composition as in Example 1, was melted together with 9.6 tonnes of zeroed faience slag and 3.5 tonnes of finely divided limestone in a top blown, cold-type rotary converter with an inner diameter of 2.5 m by means of an oil-oxygen burner to form a raw lead bath and a slag. After melting, the slag was reduced and the crude lead bath with 1.9 tonnes of coke until the lead content in the slag was about 1.5%, g at a temperature of about 1100%, after which the slag was dropped.
Vatten i finfördelad form sprutades sedan in direkt mot den turbulent omrörda råblysmältan varvid dess temperatur under en tidsrymd av 60 minuter sänktes från 1100% till cirka 650% och varvid en kopparhaltig fas utskiljdes. Denna fas separerades från råblysmältan, varvid kopparhalten sänktes från 5% till 1,5%.Water in finely divided form was then injected directly into it turbulently stirred crude lead melting, its temperature below one time of 60 minutes was reduced from 1100% to about 650% and whereby a copper-containing phase was separated. This phase was separated from the crude lead melt, whereby the copper content was reduced from 5% to 1.5%.
Exempel 3 30 ton pellets av oxidisk-sulfatisk blyråvara med sammansättning enligt exempel 1, smältes tillsammans med 9,6 ton granulerad fajalitslagg och 3,5 ton finfördelad kalksten i en toppblåst, roterande konverter av kaldo-typ med en inre diameter av 2,5 m med hjälp av en olje-syrgasbrännare under bildning av ett råbly- bad och en slagg. a '7807358-2 Efter smältningen reducerades slaggen och råblybadet med 1,9 ton koks till dess blyhalten i slaggen var cirka 1,5% vid en tem- peratur av cirka 1100¶, varefter slaggen tappades. 2,25 ton krossad järnsilikatslagg tillsattes sedan den turbu1ent_ omrörda råblysmältan varvid dess temperatur under en tidsrymd av 60 minuter sänktes från 1100% till cirka 850% och en koppar- haltig fas utskiljdes. Râblysmältan vars kopparhalt minskade från 5% till 1,5% tillsammans med järnsilikatslaggen kvarhölls i ugnen. Ytterliga- re 3O ton oxidisk-sulfatisk blyrâvara samt 3,5 ton finfördelad kalksten chargerades och smältes tillsammans med den kopparhal- tappades, medan den kopparhaltiga fasen tiga fasen och järnsilikatslaggen. Den erhållna slaggen och rå- blybadet reducerades med 1,9 ton koks till dess blyhalten i slaggen var cirka 1,5% vid en temperatur av cirka 1100¶, varefter slaggen tappades. Under kraftig turbulent omrörning av den erhållna råblysmältan tillsattes ytterligare 2,25 ton kros- sad järnsilikatslagg, varvid râblysmältans temperatur, under en tidsrymd av 60 minuter, sänktes från 1100¶ till cirka 850% och en större mängd kopparhaltig fas erhölls. Denna större mängd kopparhaltig fas kunde avskiljas från râblysmältan med mindre blyförluster än när endast en utfrysning med järnsilikatslagg utfördes. En avsevärd tidsbesparing per ton producerat bly gjordes dessutom eftersom endast en utfrysning fordrades.Example 3 30 tons of pellets of oxidic-sulphate lead raw material with composition according to Example 1, was melted together with 9.6 tons of granulated fajalitslag and 3.5 tonnes of comminuted limestone in a top-blown, roto-type rotary converter with an inner diameter of 2.5 m using an oil-oxygen burner to form a crude lead. bath and a slag. a '7807358-2 After melting, the slag and crude lead bath were reduced by 1.9 tons coke until the lead content in the slag was about 1.5% at a temperature temperature of about 1100¶, after which the slag was dropped. 2.25 tons of crushed ferrous silicate slag was then added to the turbo1ent_ stirred the crude lead melt at its temperature for a period of time of 60 minutes was reduced from 1100% to about 850% and a copper containing phase was separated. Râbly melt, whose copper content decreased from 5% to 1.5% together with the iron silicate slag was retained in the furnace. Additional re 3O tonnes of oxidic-sulphate lead raw material and 3.5 tonnes comminuted limestone was charged and melted together with the copper was dropped, while the copper-containing phase phase and the iron silicate slag. The slag obtained and raw the lead bath was reduced by 1.9 tonnes of coke to its lead content in the slag was about 1.5% at a temperature of about 1100¶, after which the slag was dropped. During vigorous turbulent stirring of the crude lead melt obtained was added an additional 2.25 tonnes of crushed ferrous silicate slag, at which the crude lead melt temperature, below one time of 60 minutes, was reduced from 1100¶ to about 850% and a larger amount of copper-containing phase was obtained. This larger amount copper-containing phase could be separated from the crude lead melt with less lead losses than when only a freezing with iron silicate slag was performed. A significant time saving per tonne of lead produced was also done because only one freeze was required.
Detta förfarande med kvarhâllande av den kopparhaltiga fasen bör naturligtvis fortgå tills en med hänsyn till produktions- förhållandena lämplig kvantitet kopparhaltig fas erhållits.This process of retaining the copper-containing phase should, of course, continue until one takes into account the conditions appropriate quantity of copper-containing phase was obtained.
Exempel 4 30 ton oxidisk-sulfatisk blyrâvara med sammansättning enligt exempel 1, smältes tillsammans med 9,6 ton granulerad fajalit- slagg och 3,5 ton finfördelad kalksten i en toppblåst, roteran- de konverter av kaldo-typ med en inre diameter av 2,5 m med hjälp av en olje-syrgasbrännare under bildning av ett råblybad och en slagg.Example 4 30 tonnes of oxidic-sulphate lead raw material with a composition according to Example 1, was fused together with 9.6 tonnes of granulated fajalite slag and 3.5 tonnes of comminuted limestone in a top-blown, rotating the kaldo-type converters with an inner diameter of 2.5 m with using an oil-oxygen burner to form a crude lead bath and a slag.
Efter smältningen reducerades slaggen och råblybadet med 1,9 7807358-2 ton koks till dess blyhalten i slaggen var cirka 1,5%, vid en_temperatur av cirka 1100%, varefter slaggen tappades.After melting, the slag and crude lead bath were reduced by 1.9 7807358-2 tons of coke until the lead content in the slag was about 1.5%, at a temperature of about 1100%, after which the slag was dropped.
Det så erhållna råblyet höll 7% As och 3% Cu. 3 ton järn i metallisk, finfördelad form tillsattes den turbulent omrörda råblysmältan för utbildande av en järnspeiss vid cirka~1000% som sedan i flytande form tappades av.The crude lead thus obtained held 7% As and 3% Cu. 3 tons of iron in metallic, finely divided form was added to the turbulently stirred crude lead melt for the formation of an iron stove at about ~ 1000% which was then dropped off in liquid form.
Därefter tillsattes krossad järnsilikatslagg under kraftig turbulens av râblysmältan som i exempel 1, varvid temperatur- sänkning erhölls, kopparhaltig fas utskiljdes och separerades från râblysmältan. AThen crushed ferro-silicate slag was added vigorously turbulence of the crude lead melt as in Example 1, the temperature immersion was obtained, the copper-containing phase was separated and separated from the raw lead melt. A
Claims (12)
Priority Applications (6)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
SE7807358A SE413105B (en) | 1978-06-29 | 1978-06-29 | RABLY REFINING PROCEDURE |
EP79850059A EP0006832A1 (en) | 1978-06-29 | 1979-06-15 | A method of refining crude lead |
DK271579A DK271579A (en) | 1978-06-29 | 1979-06-27 | PROCEDURE FOR REFINING RAABLY |
NO792175A NO792175L (en) | 1978-06-29 | 1979-06-28 | PROCEDURE FOR REFINING RAABLY |
FI792061A FI792061A (en) | 1978-06-29 | 1979-06-29 | FOERFARANDE FOER RAFFINERING AV RAOBLY |
PL1979216722A PL117460B1 (en) | 1978-06-29 | 1979-06-29 | Method of manufacture of crude lead from coppercontaining lead raw materialsderzhahhego med' |
Applications Claiming Priority (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
SE7807358A SE413105B (en) | 1978-06-29 | 1978-06-29 | RABLY REFINING PROCEDURE |
Publications (2)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
SE7807358L SE7807358L (en) | 1979-12-30 |
SE413105B true SE413105B (en) | 1980-04-14 |
Family
ID=20335339
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
SE7807358A SE413105B (en) | 1978-06-29 | 1978-06-29 | RABLY REFINING PROCEDURE |
Country Status (6)
Country | Link |
---|---|
EP (1) | EP0006832A1 (en) |
DK (1) | DK271579A (en) |
FI (1) | FI792061A (en) |
NO (1) | NO792175L (en) |
PL (1) | PL117460B1 (en) |
SE (1) | SE413105B (en) |
Families Citing this family (3)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
SE436045B (en) * | 1983-05-02 | 1984-11-05 | Boliden Ab | PROCEDURE FOR MANUFACTURING RABLY FROM SULFUR CONTAINING OXIDIC LEADERS |
CN106756090B (en) * | 2016-12-21 | 2019-09-06 | 中国恩菲工程技术有限公司 | The method of the continuous decopper(ing) of lead bullion |
CN108461849A (en) * | 2017-02-20 | 2018-08-28 | 中国瑞林工程技术有限公司 | The processing system of lead-acid battery and its application |
Family Cites Families (5)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
DE1189279B (en) * | 1962-10-26 | 1965-03-18 | Brevets Metallurgiques | Method and device for removing copper from lead |
DE1174511B (en) * | 1962-12-19 | 1964-07-23 | Broken Hill Ass Smelter | Method and device for separating copper from molten lead |
DE1199003B (en) * | 1963-08-12 | 1965-08-19 | Metallgesellschaft Ag | Process for removing copper from lead |
US3666441A (en) * | 1968-11-08 | 1972-05-30 | Power Gas Ltd | Process for decopperizing lead |
US4017308A (en) * | 1973-12-20 | 1977-04-12 | Boliden Aktiebolag | Smelting and reduction of oxidic and sulphated lead material |
-
1978
- 1978-06-29 SE SE7807358A patent/SE413105B/en unknown
-
1979
- 1979-06-15 EP EP79850059A patent/EP0006832A1/en not_active Withdrawn
- 1979-06-27 DK DK271579A patent/DK271579A/en not_active Application Discontinuation
- 1979-06-28 NO NO792175A patent/NO792175L/en unknown
- 1979-06-29 FI FI792061A patent/FI792061A/en not_active Application Discontinuation
- 1979-06-29 PL PL1979216722A patent/PL117460B1/en unknown
Also Published As
Publication number | Publication date |
---|---|
FI792061A (en) | 1979-12-30 |
PL117460B1 (en) | 1981-08-31 |
SE7807358L (en) | 1979-12-30 |
PL216722A1 (en) | 1980-03-24 |
EP0006832A1 (en) | 1980-01-09 |
DK271579A (en) | 1979-12-30 |
NO792175L (en) | 1980-01-03 |
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
CA1218530A (en) | Treatment of anode slimes in a top blown rotary converter | |
US4489046A (en) | Method for working-up arsenic-containing waste | |
CN111542623B (en) | Improvements in copper/tin/lead production | |
AU571127B2 (en) | A method for working-up waste products containing valuable metals | |
BR112020011676B1 (en) | IMPROVED SOLDER PRODUCTION PROCESS | |
EP3918097B1 (en) | Improved method for producing high purity lead | |
SE413105B (en) | RABLY REFINING PROCEDURE | |
CA1188108A (en) | Method for recovering the metal content of complex sulphidic metal raw materials | |
GB2196649A (en) | Smelting complex sulphidic materials containing lead, zinc and optionally copper | |
US1414491A (en) | Method for the recovery of metallic values from slag | |
CN1029242C (en) | Smelting method for antimon-gold mine containing low ferrous sulfide (FeS) | |
CA1244654A (en) | Method for recovering precious metals | |
SE412766B (en) | PROCEDURE FOR THE MANUFACTURING AND REFINING OF RABLY FROM ARSENIC CONTRIBUTION | |
US3857699A (en) | Process for recovering non-ferrous metal values from reverberatory furnace slags | |
CN215668158U (en) | Tin smelting intermediate material processing system | |
CA1153561A (en) | Separation of antimony | |
US2043573A (en) | Process for recovering tin | |
US1989734A (en) | Production of bismuth | |
CN1256322A (en) | A new method for smelting non-ferrous metals using intermediate frequency melting pool and intermediate frequency melting pool furnace | |
US2364815A (en) | Method of treating tin hardhead to recover tin | |
KR910005056B1 (en) | Method for refining of au. ag | |
US4678507A (en) | Treatment of dross | |
RU2261285C1 (en) | Method of production of blister copper and zinc | |
US308031A (en) | John j | |
SU947208A1 (en) | Method for processing zinc-containing slags |