SU1038373A1 - Method for processing tin-containing converter slags - Google Patents
Method for processing tin-containing converter slags Download PDFInfo
- Publication number
- SU1038373A1 SU1038373A1 SU813346128A SU3346128A SU1038373A1 SU 1038373 A1 SU1038373 A1 SU 1038373A1 SU 813346128 A SU813346128 A SU 813346128A SU 3346128 A SU3346128 A SU 3346128A SU 1038373 A1 SU1038373 A1 SU 1038373A1
- Authority
- SU
- USSR - Soviet Union
- Prior art keywords
- copper
- tin
- flux
- reducing agent
- slag
- Prior art date
Links
- 239000002893 slag Substances 0.000 title claims abstract description 32
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims abstract description 11
- ATJFFYVFTNAWJD-UHFFFAOYSA-N Tin Chemical compound [Sn] ATJFFYVFTNAWJD-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims description 18
- RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N Copper Chemical compound [Cu] RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 27
- 229910052802 copper Inorganic materials 0.000 claims abstract description 22
- 239000010949 copper Substances 0.000 claims abstract description 22
- 239000003638 chemical reducing agent Substances 0.000 claims abstract description 15
- 230000004907 flux Effects 0.000 claims abstract description 15
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 claims abstract description 6
- 238000002844 melting Methods 0.000 claims abstract description 4
- 229910052718 tin Inorganic materials 0.000 claims description 17
- HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N Zinc Chemical compound [Zn] HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 10
- 229910052725 zinc Inorganic materials 0.000 claims description 10
- 239000011701 zinc Substances 0.000 claims description 10
- 238000000605 extraction Methods 0.000 claims description 7
- 230000008018 melting Effects 0.000 claims description 3
- 239000000446 fuel Substances 0.000 claims description 2
- 239000011133 lead Substances 0.000 claims description 2
- 229910000510 noble metal Inorganic materials 0.000 claims description 2
- 239000011135 tin Substances 0.000 claims description 2
- VYPSYNLAJGMNEJ-UHFFFAOYSA-N silicon dioxide Inorganic materials O=[Si]=O VYPSYNLAJGMNEJ-UHFFFAOYSA-N 0.000 abstract description 17
- 238000003723 Smelting Methods 0.000 abstract description 13
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 abstract description 4
- 239000002184 metal Substances 0.000 abstract description 4
- 239000010453 quartz Substances 0.000 abstract description 3
- XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N Iron Chemical compound [Fe] XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 8
- 239000000292 calcium oxide Substances 0.000 description 6
- ODINCKMPIJJUCX-UHFFFAOYSA-N calcium oxide Inorganic materials [Ca]=O ODINCKMPIJJUCX-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 6
- 239000000571 coke Substances 0.000 description 6
- 239000000203 mixture Substances 0.000 description 6
- 239000000377 silicon dioxide Substances 0.000 description 6
- BRPQOXSCLDDYGP-UHFFFAOYSA-N calcium oxide Chemical compound [O-2].[Ca+2] BRPQOXSCLDDYGP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 5
- 235000019738 Limestone Nutrition 0.000 description 4
- 239000000428 dust Substances 0.000 description 4
- 229910052742 iron Inorganic materials 0.000 description 4
- 239000006028 limestone Substances 0.000 description 4
- 229910000906 Bronze Inorganic materials 0.000 description 3
- BQCADISMDOOEFD-UHFFFAOYSA-N Silver Chemical compound [Ag] BQCADISMDOOEFD-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- 239000010974 bronze Substances 0.000 description 3
- KUNSUQLRTQLHQQ-UHFFFAOYSA-N copper tin Chemical compound [Cu].[Sn] KUNSUQLRTQLHQQ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- PCHJSUWPFVWCPO-UHFFFAOYSA-N gold Chemical compound [Au] PCHJSUWPFVWCPO-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- 229910052737 gold Inorganic materials 0.000 description 3
- 239000010931 gold Substances 0.000 description 3
- 239000010970 precious metal Substances 0.000 description 3
- 229910052709 silver Inorganic materials 0.000 description 3
- 239000004332 silver Substances 0.000 description 3
- OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N Carbon Chemical compound [C] OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 241000283074 Equus asinus Species 0.000 description 2
- PXHVJJICTQNCMI-UHFFFAOYSA-N Nickel Chemical compound [Ni] PXHVJJICTQNCMI-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 239000006004 Quartz sand Substances 0.000 description 2
- NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N Sulfur Chemical compound [S] NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 229910052799 carbon Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000003245 coal Substances 0.000 description 2
- 230000000694 effects Effects 0.000 description 2
- 238000002474 experimental method Methods 0.000 description 2
- 239000012535 impurity Substances 0.000 description 2
- NNIPDXPTJYIMKW-UHFFFAOYSA-N iron tin Chemical compound [Fe].[Sn] NNIPDXPTJYIMKW-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 150000002739 metals Chemical class 0.000 description 2
- 229910052717 sulfur Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000011593 sulfur Substances 0.000 description 2
- 239000002699 waste material Substances 0.000 description 2
- OYPRJOBELJOOCE-UHFFFAOYSA-N Calcium Chemical compound [Ca] OYPRJOBELJOOCE-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910000881 Cu alloy Inorganic materials 0.000 description 1
- 229910020169 SiOa Inorganic materials 0.000 description 1
- 229910052791 calcium Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000011575 calcium Substances 0.000 description 1
- 238000004939 coking Methods 0.000 description 1
- 238000009826 distribution Methods 0.000 description 1
- 238000005265 energy consumption Methods 0.000 description 1
- 239000003546 flue gas Substances 0.000 description 1
- 230000004927 fusion Effects 0.000 description 1
- 239000007789 gas Substances 0.000 description 1
- 239000007788 liquid Substances 0.000 description 1
- 229910001092 metal group alloy Inorganic materials 0.000 description 1
- 229910052759 nickel Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000009856 non-ferrous metallurgy Methods 0.000 description 1
- 238000000746 purification Methods 0.000 description 1
- 238000000926 separation method Methods 0.000 description 1
- GZCWPZJOEIAXRU-UHFFFAOYSA-N tin zinc Chemical compound [Zn].[Sn] GZCWPZJOEIAXRU-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 230000007704 transition Effects 0.000 description 1
Classifications
-
- Y—GENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
- Y02—TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
- Y02P—CLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
- Y02P10/00—Technologies related to metal processing
- Y02P10/20—Recycling
Landscapes
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
СПОСОБ ПЕРЕРАБОТКИ ОЛОВОСОДЕРЖАЩИХ КОНВЕРТЕРНЫХ ШЛАКОВ МЕДЕПЛАВИЛЬНОГО ПРОИЗВОДСТВА, включаклдий их электроплавку в присутствии восстановител и флюса, отличающийс тем, что, с целью повышени качества черновой меди и селективного извлечени бла городных металлов в медь, а олова, цинка и свинца во вторичный шлак, плавку ведут при подаче восстановител 1,0-2,8% и флюса 35-42% от ,веса ,причемотнс иениб FeiSiO во вторичном шлаке поддерживают в пределах 0,75-0,95. СЛMETHOD OF PROCESSING OF TIN-CONTAINING CONVERTER SLAGS OF COPPER-MELTING PRODUCTION, including their electric smelting in the presence of a reducing agent and flux, characterized in that, in order to improve the quality of the rough copper and to selectively extract the blue metal into copper, and to put the ciprendium, cushioned quartz, cushioned copper flux, and that is used to reduce the quality of copper and copper flux in the presence of a reducing agent and flux, characterized by: the supply of the reducing agent is 1.0-2.8% and the flux 35-42% of the weight, and the ratio of ienib FeiSiO in the secondary slag is maintained within 0.75-0.95. SL
Description
соwith
00 0000 00
«41"41
ОдOd
Изобретение относитс к металлургии цветных металлов, в частности, к способам переработки полупродукто медеплавильного производства.The invention relates to non-ferrous metallurgy, in particular, to methods for processing intermediate copper smelting production.
Известен способ переработки олрвосодердащих конвертерных шлаков медеплавильного производства, включающий их плавку в шахтной печи с добавкой 10% кокса и флюсов: известн ка и кварца С 1.There is a known method for processing copper-smelting converter slags, including their smelting in a shaft furnace with the addition of 10% coke and fluxes: limestone and C 1 quartz.
Недостатками способа вл ютс получение низкокачественной ( черновой . меди С высоким содержанием олова и других примесей, требующей дополнительной переработки, например, в -конвертере, высокий расход топлива и значительные потери благородных металлов.The disadvantages of this method are low-quality (rough copper. With a high content of tin and other impurities that require additional processing, for example, in a converter, high fuel consumption and significant losses of precious metals.
Наиболее близким к предлагаемому по технической сущности и достигавмому -эффекту вл етс способ переработки оловосодержащих конвертерных шлаков медеплавильного производства ,, включающий их плавку в присутствии восстановител и флюса 2.The closest to the proposed technical essence and achievable effect is a method of processing tin-containing converter slags of copper-smelting production, including their smelting in the presence of a reducing agent and a flux 2.
Недостатками способа бл ютс The disadvantages of the method are
,. высокий расход электроэнергии и вое становител , получение медного сплава с высоким содержанием примесей, имеющего ограниченное применение, низкое извлечение металлов в товарну продукцию. Цель изобретени - повышение качества черновой меди и селективное извлечение благородных металлов в медь, а олова, цинка и свинца во в-торичный шлак., high energy consumption and progress of production, obtaining a copper alloy with a high content of impurities, having limited use, low extraction of metals into commercial products. The purpose of the invention is to improve the quality of blister copper and the selective extraction of precious metals into copper, and tin, zinc and lead in the secondary slag.
Поставленна цель достигаетс тем, что согласно способу переработки оловосодержащих конвертерных шлаKofe медеплавильного производства, включающему их электроплавку в присутствии восстановител и флюса, плавку ведут при подаче восстановител 1,0-2-,8% и флюса 35-42% от весашлака , причем отношение РеО.510„The goal is achieved by the fact that according to the method of processing tin-containing converter slags of copper-smelting production, including their electric smelting in the presence of a reducing agent and a flux, melting is carried out with the supply of a reducing agent 1.0-2, 8% and flux 35-42% of the weight of slag, and the ratio of FeO .510 „
во вторичном шлаке поддерживают в пределах 0,75-0,95.in the secondary slag is maintained within the range of 0.75-0.95.
Способ осуществд ют следующим образом. . The method is carried out as follows. .
В электропечь загружают конвертер ные шлаки, восстановитель и флюсы.Converter furnaces, reducing agent and fluxes are loaded into the electric furnace.
Плавку ведут при 1250-1450С. Расход восстановител составл ет 1,0 - 2,8% (-в пересчете на углерод), флюсов 35-42% от веса шлака.Melting is carried out at 1250-1450S. The consumption of the reducing agent is 1.0 - 2.8% (- in terms of carbon), fluxes 35-42% by weight of slag.
В качестве восстановител используют отходы, кокса или угл , в качестве флюсов - кварцевый песок и известн к . Шихтовкой кварцевого песка и известн ка к вторичному шлаку, образующемус в электропечи, поддерживают отношение FeOlSiO в пределах 0,75-0,95.Waste, coke or coal is used as a reducing agent, quartz sand and limestone are used as fluxes. The quartz sand and limestone to the secondary slag formed in the electric furnace maintain the FeOlSiO ratio in the range of 0.75-0.95.
Количество вводимого восстановител и прин тый состав вторичного шлака обеспечивает выделение в донную фазу механически захваченной и The amount of the reducing agent introduced and the composition of the secondary slag ensure the release of mechanically trapped and
восстановленной меди в виде черновой , в которую извлекаютс благородные металлы. При этом олово, цинк и свинец концентрируютс в шлаке.recovered copper in the form of a rough, into which noble metals are extracted. In this case, tin, zinc and lead are concentrated in the slag.
Жидкие продукты плавки выпускают из печи по мере накоплени . Газы I направл ют в пылеулавливающие устро ства; Полученна чернова медь соответствует марке МЧ-6 ОСТа 4883-79.Liquid smelting products are released from the furnace as they accumulate. Gases I are sent to dust collecting devices; The resulting black copper corresponds to the mark MCH-6 OST 4883-79.
Вторичный шлак, содержащий, %;. 3-7; олово 3-4,5; цинк 3,5-5,4 железо 20,5-26,0) кремнезем 35-40; окись кальци 4,5-9,0, направл ют н переработку, известным способом, препочгительно фьюмингованием, при котором олово, цинк и-свинец извлекаюс - в фьюмингвозгоны, остаточна медь - в штейн.Secondary slag containing,% ;. 3-7; tin 3-4,5; zinc 3.5-5.4 iron 20.5-26.0) silica 35-40; Calcium oxide, 4.5-9.0, is sent by processing, in a known manner, by preparatory fusion, in which tin, zinc and lead is recovered - into fuming, residual copper - into matte.
П р и м е р. -В электропечь на слой расплавленного шлака порци ми по 1 ,-3 т шихты в час загружают кус-ковой конвертерный шлак в смеси с коксиком и флюсами.PRI me R. In an electric furnace, portions of 1, -3 tons of charge per hour are charged into a layer of molten slag per hour converter slag mixed with coke and fluxes.
.- Расход кварца (90% .SiO) составл ет 30-35%, известн ка( СаО) 6-7%, коксика 2,8%. В пересчете на углерод расход восстановител 2,2%..- Consumption of quartz (90% .SiO) is 30-35%, limestone (CaO) 6-7%, coking 2.8%. In terms of carbon, the consumption of the reducing agent is 2.2%.
Состав исходного шлака,%: медь , 32,7; олово 4,0; цинк 5,4; свинец 2,6; кремнезем 8,2; окись кальци 3,6; сера О.,34.The composition of the original slag,%: copper, 32.7; tin 4.0; zinc 5.4; lead 2.6; silica 8.2; calcium oxide 3,6; sulfur O., 34.
При плавке получают следующие продукты.When smelting receive the following products.
Чернова медь состава,%; медь 96,3,J цинк 0,03; олово О j 45; свинец 0,29) железо 0,03; никель 1,00; золото 5,7 г/т; серебро 280 г/т;Chernov copper composition,%; copper 96.3, J zinc 0.03; tin About j 45; lead 0.29) iron 0.03; nickel 1.00; gold 5.7 g / t; silver 280 g / t;
Вторичный шлак состава, %: медь 7,35; олово 3,50; цинк 4,82; св.инец 2,25; кремнезем 34,9) ОКИСБ кальци 6,45; железо 21,9; золото 0,05 г/т; серебро 1,6 г/т. Отношение FeOsSiOg. во вторичном шлаке составл ет 0,81.Secondary slag composition,%: copper 7.35; tin 3.50; zinc 4.82; St. 2.25; silica 34.9) Calcium OKBR 6.45; iron 21.9; gold 0.05 g / t; silver 1.6 g / t. The ratio of FeOsSiOg. in the secondary slag, it is 0.81.
Пыль, уловленна при очистке отход щих газов, содержит, %: медь 4,5; олово 8,3; цинк 34,1j свИ нец 9,0; железо 3,31; сера 5,67 кремнезем 2,15; окись кальци 1,1.The dust collected during the purification of flue gases contains,%: copper 4.5; tin 8.3; zinc 34.1j bon 9ts; iron 3.31; sulfur 5.67 silica 2.15; calcium oxide 1.1.
Выход продуктов плавки по отношееию к исходному шлаку, %: вторичный шлак 107, чернова медь 25,8, пыль 0,5.The yield of smelting products in relation to the original slag,%: secondary slag 107, black copper 25.8, dust 0.5.
В табл. 1 приведено распределение металлов по продуктам плавки.In tab. 1 shows the distribution of metals by smelting products.
В табл. 2 приведены результаты опытов.In tab. 2 shows the results of experiments.
Из приведенных в табл. 1 данных видно, что олово на 93,8, цинк на 96 и свинец извлекаютс во вторичный шлак. Золото и серебро на 96% извлекаютс в черновую медь.From the table. From the data, it can be seen that tin is 93.8, zinc is 96 and lead is recovered in the secondary slag. 96% of gold and silver is recovered in blister copper.
Данные, приведенные в табл. 2, показывают, что наилучшие результаты получают в опытах 2-5.The data given in table. 2, show that the best results are obtained in experiments 2-5.
При расходе восстановител более 2,8% часть олова переходит в металлический сплав, а также в пыль и извлечение его в шлак падает. Уменьшение расхода восстановител менее 1,0% вызывает повышенный переход меди во вторичный шлак и снижение в нем содержани олова. При отношении FeO.SiOa более 0,95 образуютс в зкие ишаки ферритного типа, при отношении менее 0,75 в зкость шлаков соэдаетс за счет избыточног кремнезема. При в зких шЛаках из-за плохого разделени фаю сплай обогащен , олоэом, а шлаки - медью.When the consumption of the reducing agent is more than 2.8%, part of the tin passes into the metal alloy, as well as into the dust and its extraction into the slag drops. A reduction in the consumption of a reducing agent of less than 1.0% causes an increased transition of copper into the secondary slag and a decrease in its tin content. When the ratio of FeO.SiOa is more than 0.95, viscous ferritic donkeys are formed, with a ratio of less than 0.75, the viscosity of the slags is due to excess silica. In the case of hard slags, due to poor separation of the fayu, the splay is enriched, with an ooloea, and slags - with copper.
Предлагаемый.способ дает возможность селективного извлечени олова цинка и свинца во. вторичный шлак, а благородных метсСплов - в черновую медь-, повышает извлечение олова в черновую медь до 94% по сравнению. The proposed method makes it possible to selectively extract tin zinc and lead in. secondary slag, and noble metsplov - in blister copper, increases the extraction of tin in blister copper up to 94% compared.
с прототипом, в котором извлечение меди в бронзу составл ет 88,4-91,4%; повышает извлечение благородных металлов , которые при получении бронзы в прототипе безвозвратно тер ютс . Кроме того, улучшаетс качество продукции: медь извлекаетс в товар ную черновую марки МЧ-6 по СЮТу 4833-79j чернова бронза, получаема в прототипе, имеет ограниченное менение.with a prototype in which the extraction of copper to bronze is 88.4-91.4%; enhances the extraction of precious metals, which are irretrievably lost upon receipt of bronze in the prototype. In addition, the product quality is improved: copper is extracted into commercial grade MCH-6 grade according to SyuT 4833-79j. The black bronze obtained in the prototype has a limited change.
Расход кокса снижаетс с 10,0 до 1-2,8%, вместо кокса могут примен тьс отходы кокса или угл .Coke consumption is reduced from 10.0 to 1-2.8%, and coke or coal waste may be used instead of coke.
Ожидаемый экономический, зффект от использовани изобретени на ме5 деплавильном комбинате составит 800 тыс. руб. в год.The expected economic effect from the use of the invention at a metal smelting combine will be 800 thousand rubles. in year.
Табли,ца1Table 1
Состав исходного шлака,%The composition of the original slag,%
олово железо кремнезем окись кальци tin iron silica calcium oxide
Расход по отношению к шлаку,%:Consumption in relation to slag,%:
Состав вторичного шлака,%:The composition of the secondary slag,%:
олово железоtin iron
Таблица2Table 2
1,02,82,22,83,01,02,82,22,83,0
30,031,030,035,040,030,031,030,035,040,0
7,06,26,06,05,07.06,26,06,05,0
3,33,53,53,63,03,33,53,53,63,0
23,521,925,020,220,9 19,2кремнезем 33,0 -24,6 2,4окись кальци 10,2 -10,7 Отношение FeOjSiO, во вторичном 0,89 ишаке23,521,925,020,220,9 19,2 thawed 33,0 -24,6 2,4 calcium oxide 10,2 -10,7 The ratio of FeOjSiO, in the secondary 0,89 donkey
Продолжение табл. 2 5,2 34,9 33,9 35,0 40,0 7уб 5,6 5,9 5,25,3 0,85 0,81 0,95 0,75 0,67Continued table. 2 5.2 34.9 33.9 35.0 40.0 7ub 5.6 5.9 5.25.3 0.85 0.81 0.95 0.75 0.67
Claims (1)
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| SU813346128A SU1038373A1 (en) | 1981-10-08 | 1981-10-08 | Method for processing tin-containing converter slags |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| SU813346128A SU1038373A1 (en) | 1981-10-08 | 1981-10-08 | Method for processing tin-containing converter slags |
Publications (1)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| SU1038373A1 true SU1038373A1 (en) | 1983-08-30 |
Family
ID=20979722
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| SU813346128A SU1038373A1 (en) | 1981-10-08 | 1981-10-08 | Method for processing tin-containing converter slags |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| SU (1) | SU1038373A1 (en) |
-
1981
- 1981-10-08 SU SU813346128A patent/SU1038373A1/en active
Non-Patent Citations (1)
| Title |
|---|
| 1. Бр нцев Я.В. и др. Цветные металлы, 1977, 3, с. 4-7. 2. Соколов А.Е. и др. Бюллетень цветмётинформаций Цветна металлурги , 1977, I 14, с. 34-38 (прототип) . ai * |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| Bellemans et al. | Metal losses in pyrometallurgical operations-A review | |
| DE3750881T2 (en) | Smelting reduction process. | |
| CN106756027B (en) | A method for synergistic smelting of antimony-gold ore and gold-bearing pyrite slag to enrich valuable metals | |
| US5279644A (en) | Fire refining precious metals asay method | |
| RU2226220C2 (en) | Steelmaking slag reprocessing method | |
| US4487628A (en) | Selective reduction of heavy metals | |
| CA1303862C (en) | Method for working-up waste products containing valuable metals | |
| CA1086073A (en) | Electric smelting of lead sulphate residues | |
| US4521245A (en) | Method of processing sulphide copper- and/or sulphide copper-zinc concentrates | |
| US4333763A (en) | Low temperature, non-SO2 polluting, kettle process for separation of lead from lead sulfide-containing material | |
| SU1038373A1 (en) | Method for processing tin-containing converter slags | |
| Matusewicz et al. | Using ausmelt technology for the recovery of cobalt from smelter slags | |
| US1896807A (en) | Process for the recovery of platimum and its bymetals from mattes | |
| US4333762A (en) | Low temperature, non-SO2 polluting, kettle process for the separation of antimony values from material containing sulfo-antimony compounds of copper | |
| CN116287761A (en) | Method and device for pyrometallurgy of lead and zinc and application thereof | |
| SU1148885A1 (en) | Method of melting metallic manganese | |
| JPS56238A (en) | Method of recovering copper and zinc from copper slag at vertical blast furnace | |
| US6106587A (en) | Process for separating tin as well as, if required, copper from scrap melts, in particular, tinplate melts or metallic melts | |
| JPH0375615B2 (en) | ||
| JPS5950737B2 (en) | Continuous copper smelting method | |
| SU777074A1 (en) | Method of working up slag of nickel and copper production | |
| CA1060217A (en) | Process for separating nickel, cobalt and copper | |
| SU550443A1 (en) | The method of extraction of manganese from waste slag production silicomanganese | |
| US4521247A (en) | Low temperature, non-SO2 polluting, kettle process for separation of lead from lead sulfide-containing material | |
| JPS5950736B2 (en) | Continuous steel smelting method |