JP4587333B2 - V、Mo及びNiの少なくとも一つを含有する含有物の焙焼方法及び焙焼用ロータリーキルン - Google Patents

V、Mo及びNiの少なくとも一つを含有する含有物の焙焼方法及び焙焼用ロータリーキルン Download PDF

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Description

技術分野
[0001]
V、Mo及びNiの少なくとも一つを含有する含有物を還元剤で還元してV、Mo及びNiの少なくとも一つの有価金属を回収するために、事前にC分及びS分を含む前記含有物を酸化焙焼してC分及びS分を除去するV、Mo及びNiの少なくとも一つを含有する含有物の焙焼方法に関する。
背景技術
[0002]
例えば発電所のように石油系燃料を燃料とするボイラーにおいては、ボイラーの底に沈着するボイラースラッジ、集塵装置に捕捉されるボイラー灰の中に、Ni、Vの重金属が酸化物の形態で凝縮されている。ボイラー灰を湿式アルカリ処理して得られるメタバナジン酸アンモニウムにも、Vの重金属が酸化物の形態で凝縮されている。
[0003]
石油精製、ガス処理工業等の分野においては、精製過程で脱硫触媒が設けられている。この使用済脱硫触媒にも、Ni、Mo、Vの重金属が酸化物の形態で凝縮されている。これらNi、Mo、Vの酸化物をメタルの形態で回収することが、廃棄物の有効活用として望まれている。
[0004]
発明者は、このようなV、Mo及びNi含有物からの有価金属の回収方法の一つとして、V、Mo及びNi含有物を焙焼する焙焼工程と、V、Mo及びNi含有物、還元剤及びフラックスを加熱炉に装入し、これらを加熱還元することで、V含有スラグ及びFe−Mo−Ni系合金を生成させる工程と、V含有スラグに還元剤を投入してFe−V系合金及びCaO−Alスラグを生成させる工程と、を備える有価金属の回収方法を提案している(特許文献1、請求項1参照)。
[0005]
この特許文献1に記載の有価金属の回収方法では、V、Mo及びNi含有物中のC分及びS分をまず焙焼工程で酸化物にして除去し、次にV、Mo及びNi含有物を還元剤で還元してFe−Mo−Ni系合金を生成した後、Fe−Mo−Ni系合金中の脱S、脱Cを行っている。脱S、脱Cを行うのは、Fe−Mo−Ni系合金に鉄鋼分野で使用され規格があり、この規格によればS分を低く抑える必要があるからである。
[0006]
特許文献1:特開2004−285473号公報
発明の開示
発明が解決しようとする課題
[0007]
しかし、Fe−Mo−Ni系合金を脱S、脱Cする工程は、Fe−Mo−Ni系合金を加熱炉に出湯し、石灰、CaO−Al系フラックス及びCaO−Al−FeO系フラックスを添加して攪拌するという工程を経るので、工程自体が複雑になるし、脱硫材の廃棄物処理も必要になる。これらはコストアップにつながり、リサイクル事業を実現させ難くする。しかも、Fe−Mo−Ni系合金からの脱S、脱Cには限界があり、Fe−Mo−Ni系合金中のC分、S分の含有量によっては合金の規格を満足することができなくなる。
[0008]
それゆえ、V、Mo及びNi含有物を還元剤で還元して有価金属を回収するプロセスを実現するにあっては、還元工程の前の焙焼工程で、V、Mo及びNi含有物からできるだけS分及びC分を除去することが重要になってくる。ただし、焙焼工程でMoが昇華してしまうとMoの回収率が悪くなってしまうので、Moの昇華にも留意する必要がある。
[0009]
そこで本発明の課題は、焙焼鉱中のC分を0.5%以下及びS分を0.5%以下に低減でき、Moの歩留まりも90%以上確保することができる焙焼方法を提供することを目的とする。
課題を解決するための手段
[0010]
発明者は、上記課題を解決するために各種のロータリーキルンを用いて実験を重ねた。その結果、焙焼炉の内部での脱Cと脱Sの順番、すなわち脱Cされた後に脱Sが生じること、裏をいえば脱Cされない限り脱Sが生じ難いこと(なぜならば、脱Sは酸化雰囲気で起こる反応であり、C分が残っている限り脱Cに酸素が使用されてしまうからである)に着目した。そして、焙焼炉の原料装入側でC分を酸化させ、その後焙焼炉の中央部から原料排出側にかけてS分を酸化することで、S分の酸化の反応時間を長くとることができ、最終的には焙焼鉱中のC分及びS分共に極めて低減できることを知見した。
[0011]
具体的には請求項1に記載の発明は、V、Mo及びNiの少なくとも一つを含有する含有物を還元剤で還元してV、Mo及びNiの少なくとも一つの有価金属を回収するために、事前にC分及びS分を含む前記含有物をロータリーキルンで酸化焙焼してC分及びS分を除去するV、Mo及びNiの少なくとも一つを含有する含有物の焙焼方法であって、原料としてC分及びS分を含む前記含有物が装入される焙焼炉の原料装入側にバーナを設け、前記焙焼炉の内部で、原料の移動する方向と、前記焙焼炉に導入される酸素含有ガスのガス流れとを並行にすることを特徴とする。
【0012】
請求項10に記載の発明は、V、Mo及びNiの少なくとも一つを含有する含有物を還元剤で還元する加熱炉と、前記加熱炉の前段でC分及びS分を含む前記含有物を酸化焙焼してC分及びS分を除去する焙焼用ロータリーキルンと、を備えるV、Mo及びNiの少なくとも一つの有価金属を回収する回収システムであって、前記焙焼用ロータリーキルンは、原料としてC分及びS分を含む前記含有物が装入される焙焼炉と、前記焙焼炉の原料装入側に設けられるバーナと、前記焙焼炉内に酸素含有ガスを導入する酸素含有ガス導入ラインと、を備え、前記焙焼炉の内部で、原料の流れと前記焙焼炉に導入される酸素含有ガスとが並行であることを特徴とする。
発明の効果
[0013]
請求項1又は10に記載の発明によれば、原料が焙焼炉に装入されたときに焙焼炉の原料装入側が高温雰囲気になっているので、まず焙焼炉の原料装入側でC分が酸化され、その後焙焼炉の中央部から原料排出側にかけてS分が酸化される。S分の酸化の反応時間を長くとることができるので、焙焼鉱中のC分及びS分共に極めて低減することができる。
【図面の簡単な説明】
[0014]
[図1]本発明のV、Mo及びNi含有物の焙焼方法を実施するための操業設備の全体図
[図2]比較例の向流式ロータリーキルンを示す概略図
[図3]並流式ロータリーキルンと向流式ロータリーキルンとを比較したグラフ
[図4]本発明のロータリーキルンの断面図
[図5]焙焼炉の断面図
[図6]有価金属の回収方法のフローを示す図
[図7]実施例のロータリーキルンの断面図
【符号の説明】
【0015】
1…処理物ホッパ
2…定量供給装置
3…搬送コンベヤ
4…原料受入ホッパ
5…原料撹拌供給機
6…給鉱シュート
7…ロータリーキルン
8…焙焼炉
8a…原料装入側
8b…原料排出側
9…二次燃焼室
10…フロントウォール
11…バーナ
22…短炎バーナ
21…長炎バーナ
23…対向バーナ
24…冷却水ノズル
25,26…原料排出口
【発明を実施するための最良の形態】
【0016】
以下、本発明の一実施形態におけるV、Mo及びNi含有物の焙焼方法を説明する。本実施形態では、V、Mo及びNi含有物を原料とする。具体的には使用済脱硫触媒(直接脱硫触媒、間接脱硫触媒)、ボイラー灰、ボイラースラッジ、ニッケル系スラッジ、メタバナジン酸アンモニウム等の少なくとも一つ又はこれらの混合物を原料とする。表1は原料毎の成分の一例を示す。
【0017】
【表1】
Figure 0004587333
【0018】
例えば脱硫触媒にはNi、Mo、及びV成分が多く、C分、S分も多い。ボイラー灰にはC分が例えば80%程度含まれるが、Mo分が含まれていない。カーボン系スラッジには水分が例えば50%も含まれる。このように多種多様な成分を有する廃棄物を原料としている。原料は重油又は水分が付着した状態になっている。
[0019]
図1は、V、Mo及びNi含有物の焙焼方法を実施するための操業設備の全体図を示す。原料はその種類毎に処理物ホッパ1に貯蔵される。処理物ホッパ1の下部には定量供給装置2が設けられ、所定量が搬送コンベヤ3に切り出される。この定量供給装置2により原料の成分が調整される。搬送コンベヤ3は切り出された原料を原料受入ホッパ4に搬送する。この原料受入ホッパ4の下部には、スクリューコンベヤからなる原料撹拌供給機5が設けられる。原料撹拌供給機5は原料を撹拌して給鉱シュート6へ落下させる。給鉱シュート6は原料をロータリーキルン7の焙焼炉8へ導く。
[0020]
キルンには縦型キルンもあるが、本発明では横型のロータリーキルン7を選択する。原料は固形状、泥状、粉状及びこれらの混合物からなり、混合物は汚泥に近い。
[0021]
ロータリーキルン7は、V、Mo及びNi含有物を酸化焙焼する焙焼炉8と、排ガスを二次燃焼する二次燃焼室9と、を備える。円筒形の焙焼炉8の外周には歯車18が設けられ、焙焼炉8は図示しないモータによって回転される。そしてこの焙焼炉8は、原料を原料装入側から原料排出側へ移動させることができるように、原料装入側8aから原料排出側8bに向けて下方に傾斜される。焙焼炉8と二次燃焼室9とは、焙焼炉8が回転可能に且つ接合部の気密が保持されるように結合される。焙焼炉8の出口から排出される排ガスは、二次燃焼室9に導かれた後、二次燃焼室9を上昇する。排ガスは二次燃焼室9で二次燃焼された後、図示しない例えば、廃熱回収設備、排ガス冷却設備、排ガス処理設備、集塵設備を経て無害化されて排出される。
[0022]
焙焼炉8の原料装入側の端面であるフロントウォール10には、給鉱シュート6に連結される装入口が空けられる。またこのフロントウォール10には、バーナ11が貫通して設置されている。バーナ11はフロントウォール10から焙焼炉8の下流側に向かって火炎を放射する。バーナ11には燃料供給ライン12及び燃焼用空気ライン13が接続されている。バーナ11には燃料ポンプ14によって燃料タンク15から重油等の燃料が供給される。バーナ11にはブロワ16を介して燃焼用空気が供給される。
[0023]
焙焼炉8の原料装入側8aには、酸素含有ガス導入ラインとしての空気供給ライン17が接続される。空気供給ライン17から供給される空気中の酸素がC分及びS分の酸化に使用される。この空気供給ライン17は燃焼用空気ライン13から分岐していている。
【0024】
原料は給鉱シュート6から焙焼炉8内へ装入される。焙焼炉8内へ装入された原料は装入当初からバーナ11によって加熱される。そして原料は、焙焼炉内において撹拌されながら加熱され、原料装入側8aから原料排出側8bに移動する。焙焼炉の原料装入側8aに空気供給ライン17が接続されているので、焙焼炉8の内部で原料の移動する方向と焙焼炉8に導入される空気とが並行になる。このようなガス流れを持つロータリーキルンは、並流式ロータリーキルンと呼ばれる。
【0025】
これに対し、図2に示されるように、原料の移動する方向(1)と焙焼炉に導入される空気の流れ(2)が対向するロータリーキルンは、向流式ロータリーキルンと呼ばれる。
【0026】
図3は、並流式ロータリーキルンと向流式ロータリーキルンとで、焙焼炉内の温度分布、脱C、脱Sの状況を比較したグラフである。並流式ロータリーキルンの場合、バーナ11が焙焼炉8の原料装入側8aに設けられているので、焙焼炉8の原料装入側8aで高温になり、原料排出側8bで徐々に温度が下がる。一方、向流式ロータリーキルンの場合、バーナが焙焼炉の原料排出側に設けられているので、焙焼炉の原料装入側で低温になり、原料排出側に向けて徐々に温度が上がる。
【0027】
焙焼炉8では原料中の揮発分、具体的にはC分及びS分の除去が行われる。原料の熱交換のみを考慮すると、向流式ロータリーキルンの方が熱交換効率はいい。しかし、向流式ロータリーキルンでは、焙焼炉の温度分布が原料装入側で低温になり、原料排出側に向けて徐々に高温になる。C分及びS分の反応はどういう順番で起こるかというと、まずC分が除去されて、その後S分が除去される。酸化反応でS分を除去するためには、S分を過酸素の雰囲気にさらさなければならないところ、C分が残っている限り過酸素の雰囲気にならず、S分の酸化反応の効率が悪くなる。向流式ロータリーキルンの場合、温度が高温になる原料排出側まで原料が移動してはじめてC分が燃焼除去される。原料が原料排出側まで移動する間はC分が燃焼除去されていないので、S分の酸化反応は起こらない。そして、原料排出側でC分が除去されてS分がSOxに変化する酸化反応が起こる。つまり、向流式ロータリーキルンの場合、S分が除去される反応は後半の原料排出側で起こるが、その反応時間が短いので僅かな量(図3中斜線の部分)のS分しか脱硫できない。
【0028】
これに対して、並流式ロータリーキルンの場合、原料が焙焼炉8に入ったときに高温で過酸素の状態になるから、原料装入側8aでC分の燃焼反応が起きてC分が除去される。そのあと焙焼炉8の中央部から原料排出側8bにかけて過酸素の状態でS分の酸化反応が起きる。つまり、並流式ロータリーキルンの場合、S分が除去される反応が焙焼炉8の中央部から排出側8bにかけて時間をかけて起こるので、その反応時間が長く、それゆえ図3中斜線の部分の大量のS分を除去することができる。
【0029】
図4は、本実施形態のロータリーキルンの断面図を示す。焙焼炉8の原料装入側8aを高温にするためには、焙焼炉8の原料装入側8aにバーナ11を設ければよい。しかし、焙焼炉8の原料装入側8aにバーナ11を設けただけでは、焙焼炉8の原料排出側8bで温度が下がっていく。S分が酸化されるときの発熱だけでは、放熱するので、原料排出側8bで温度が下がる。そうすると、S分の酸化反応が止まるおそれがある。
【0030】
S分が酸化反応するときの熱を補償するために、この実施形態では、バーナ11を短炎バーナ22と長炎バーナ21とから構成し、さらに二次燃焼室9の側壁に対向バーナ23を設けている。そして、これら三つのバーナ21,22,23により焙焼炉8内の温度を原料装入側8aから原料排出側8bに到るまでほぼ一定に制御している。
【0031】
短炎バーナ22は、原料装入と同時に原料中のC分を燃焼させるために設けられ、焙焼炉8の原料装入側8aの温度を上昇させる。長炎バーナ21は、短炎バーナ22の火炎よりも長い火炎を放射し、焙焼炉8の中央部の温度を上昇させる。対向バーナ23は、長炎バーナ21,短炎バーナ22から放射される火炎とは逆向き(原料排出側8bから原料装入側8aに向かう方向)に火炎を放射し、焙焼炉8の原料排出側8bの温度を上昇させる。大型キルンの場合、バーナ11の火炎の長さを最大にしても炉尻部での温度降下が避けられない。対向バーナ23はこの炉尻部の温度制御に用いられる。また、ボイラー灰のような飛翔ダストは、焙焼炉8内のガス流にのって燃焼されないで、そのまま排気される可能性がある。対向バーナ23はこれらを炉尻部で燃焼させる役割ももつ。対向バーナ23には、図1に示されるように燃料供給ライン12及び燃焼用空気ライン13が接続される。
【0032】
さらにこの実施形態では、焙焼炉8のフロントウォール11に冷却水ノズル24を設けている。原料装入時に急激に原料が燃焼することで局所高温化することを防止するためである。特に発熱量の高い廃触媒は局所高温化し易い。冷却水ノズル24は例えば二流体式で、微細な粒径の液滴を冷却水として焙焼炉8の原料装入側8aに噴霧する。
【0033】
酸化焙焼が終了した焙焼鉱は、焙焼炉8から二次燃焼室9に排出される。二次燃焼室9には、焙焼鉱と飛翔ダストとを分離するための二股式の原料排出口25,26が設けられる。焙焼鉱の出口25は焙焼炉8側に設けられ、飛翔ダストの出口26は二次燃焼室9の側壁側に設けられる。焙焼鉱は出口25に達し、この出口25から排出される。一方、飛翔ダストは二次燃焼室9で流速が落ちて落下し、飛翔ダストの出口26から排出される。
【0034】
飛翔ダストはガス流に乗って飛ぶので滞留時間がとれない。だから飛翔ダストには未燃焼分が多く、S分が高い。一方、焙焼鉱は焙焼炉8内で滞留するのでS分が少ないという実験結果が得られている。原料排出口25,26を二股式にすることで、飛翔ダストのみを回収して再度焙焼炉に装入することができる。なお、原料排出口25,26を二股式にしなくても、原料排出口25,26から排出される焙焼物(焙焼鉱と飛翔ダストとの混合物)を篩い、サイクロン又は風量選別等にかけて粒度分別し、分別された飛翔ダストを焙焼炉8に再度装入又は最終処分してもよい。分別された粗粒物は、後工程となる還元工程のV、Mo及びNi含有物の原料となり、加熱炉に投入される。
【0035】
次にロータリーキルン7の操業条件を説明する。
焙焼炉内温度800℃〜950℃、焙焼炉内滞留時間2時間以上で原料を酸化焙焼する。800℃以上にするのは、原料に付着した重油とかC分を酸化して除去するのに適した温度であり、950℃以下にするのはMoが昇華して回収率が落ちてしまうのを防止するためである。焙焼炉内滞留時間を2時間以上にするのは、C分及びS分を十分に低減させるためである。
【0036】
ロータリーキルン7に導入される空気量と、原料中の可燃物を酸化するために必要な空気量との比(空気比)を1.5〜2.5にする。空気比を1.5以上にするのは、過酸素にして原料を十分に酸化焙焼するためである。ただし、あまり大きすぎると、空気が炉内を冷却するので温度低下を招くし、排ガス量の増大を招く。それゆえ2.5以下にする。空気比とは、ロータリーキルンに導入される空気量と、原料中の可燃物を完全燃焼するために必要な空気量との比であり、1.0が当量分になる。原料中の可燃物はC,H,N,Sである。
[0037]
図5に示されるように、焙焼炉8の断面積に対する原料の占有率(充填率)を12%以下にする。焙焼炉8に装入された原料はその表面でしか空気に接触しない。充填率が大きくなるほど、原料の比表面積が減るので空気と原料との接触が十分になされない。それゆえ、充填率は12%以下にされる。ただし、あまり小さいと生産効率が悪くなる。
[0038]
焙焼炉8内のガス流速を3m/s以下にする。ボイラー灰等の比重の小さなダストは、十分に燃焼されずに排ガスと共に集塵機まで飛翔することもある。焙焼炉8内の風速を抑えることでこの現象を緩和する。
[0039]
以下に、酸化焙焼後に焙焼鉱を加熱炉にて加熱し、還元剤で還元してV、Mo及びNiの有価金属を回収する方法について説明する。
[0040]
図6は有価金属の回収方法のフローを示す。焙焼鉱、還元剤、及びフラックスとしての石灰を、加熱炉としての電気炉に装入する(S1)。そして、これらを加熱・還元することで、V含有スラグ及びFe−Mo−Ni系合金を生成させる。
[0041]
Fe−Mo−Ni系合金をV含有スラグと分離した後、Fe−Mo−Ni系合金の脱S,脱P,脱Cを行う。原料中のP分はFe−Mo−Ni系合金中に残る。S分は規格が厳しいので脱Sする必要があり、C分は電極からの加炭もあるので脱Cする必要がある。この工程では、まずFe−Mo−Ni系合金を加熱用容器としてのレードル・ファーネスに出湯する(S2)。次に、石灰、CaO−Al系フラックス、及びCaO−Al−FeO系フラックス等を装入し、脱S,P,Cを行う。ArガスやOガス吹き(バブリング利用)は効果がある。ただし、酸化焙焼工程で原料中の脱C及び脱Sが十分にされている場合には、この脱S,脱P,脱C工程を省略することができる。最後に脱S,脱P,脱Cを行ったFe−Mo−Ni系合金を鋳型に鋳込む。
[0042]
一方V含有スラグも、加熱用容器としてのレードル・ファーネスに出湯される(S4)。このレードル・ファーネスには、Al還元剤、石灰及びV成分調整用のVも投入され、これによりV含有スラグからFe−V系合金及びCaO−Al23スラグが生成する。
【0043】
表2は最終的に得られる製品に要求される規格の一例を示す。
【表2】
Figure 0004587333
【0044】
Fe−V系合金には例えばJIS2号規格品相当の規格が求められる。この規格では、V成分を45〜55mass%に調整し、C、Si、P、S成分等を低く抑える必要があり、Ni、Mo及びAl成分も低く抑える必要がある。またFe−Ni−Mo系合金には、例えば鉄鋼分野で使用される際の規格があり、この規格によればP、S成分を低く抑える必要がある。また、カルシウムアルミネートのS値も低く抑える必要がある。
【実施例】
【0045】
原料として、直接脱硫触媒、間接脱硫触媒、ボイラー灰、ボイラースラッジ、ニッケルコンポーネントを表3に示される使用比率で混合した。混合原料の成分比を表4に示す。
【0046】
【表3】
Figure 0004587333
【0047】
【表4】
Figure 0004587333
【0048】
上記原料をロータリーキルンで焙焼試験をした。使用したロータリーキルンは図7に示される連続型ロータリーキルンである。
【0049】
温度900℃、炉内占有率12%、滞留時間3hr、空気比2の条件で、操業した。その結果、表5に示されるように、処理後のC分及びS分が0.1%以下に低減した。表6に示されるように、焙焼鉱の歩留まりも95%以上確保できた。
【0050】
【表5】
Figure 0004587333
【0051】
【表6】
Figure 0004587333
【0052】
次に、操業条件を変化させて焙焼試験をした。充填率、処理時間、温度を変化させ、処理物のC分、S分及びMo分を測定した。表7はその結果を示す。
【0053】
【表7】
Figure 0004587333
【0054】
S分の除去(硫化物の酸化焙焼)は処理物中のC分が燃焼を完了した後に起こる。処理に必要な時間はC分の燃焼時間+S分の除去時間になる。S分の成分比が低減しているときは、C分の成分比も低減している。S分の成分比に着目した試験結果の評価を表8に示す。
【0055】
【表8】
Figure 0004587333
【0056】
表8から、よりS分の成分比を低減するには、処理時間2時間以上、充填率12%以下にすることが望ましいことがわかる。
【0057】
本明細書は、2005年10月5日出願の特願2005−292397に基づく。この内容はすべてここに含めておく。

Claims (14)

  1. V、Mo及びNiの少なくとも一つを含有する含有物を還元剤で還元してV、Mo及びNiの少なくとも一つの有価金属を回収するために、事前にC分及びS分を含む前記含有物をロータリーキルンで酸化焙焼してC分及びS分を除去するV、Mo及びNiの少なくとも一つを含有する含有物の焙焼方法であって、
    原料としてC分及びS分を含む前記含有物が装入される焙焼炉の原料装入側にバーナを設け、
    前記焙焼炉の内部で、原料の移動する方向と、前記焙焼炉に導入される酸素含有ガスのガス流れとを並行にすることを特徴とするV、Mo及びNiの少なくとも一つを含有する含有物の焙焼方法。
  2. 前記原料を、焙焼炉内温度800℃〜950℃、焙焼炉内滞留時間2時間以上で酸化焙焼することを特徴とする請求項1に記載のV、Mo及びNiの少なくとも一つを含有する含有物の焙焼方法。
  3. 前記バーナは、前記焙焼炉の原料装入側の温度を上昇させる短炎バーナと、前記焙焼炉の中央部の温度を上昇させる長炎バーナとからなり、
    さらに前記ロータリーキルンに、前記焙焼炉の原料排出側の温度を上昇させる対向バーナを併設することを特徴とする請求項1又は2に記載のV、Mo及びNiの少なくとも一つを含有する含有物の焙焼方法。
  4. 前記焙焼炉の原料装入側に、前記焙焼炉の内部に冷却水を噴霧する冷却水ノズルを設けることを特徴とする請求項1ないし3いずれかに記載のV、Mo及びNiの少なくとも一つを含有する含有物の焙焼方法。
  5. 前記酸素含有ガスは空気であり、
    前記ロータリーキルンに導入される空気量と、前記原料中の可燃物を完全燃焼するために必要な空気量との比(空気比)は、1.5〜2.5であることを特徴とする請求項1ないし4いずれかに記載のV、Mo及びNiの少なくとも一つを含有する含有物の焙焼方法。
  6. 前記焙焼炉の断面積に対する前記原料の占有率(充填率)は、12%以下であることを特徴とする請求項1ないし5いずれかに記載のV、Mo及びNiの少なくとも一つを含有する含有物の焙焼方法。
  7. 前記焙焼炉内のガス流速が3m/s以下であることを特徴とする請求項1ないし6いずれかに記載のV、Mo及びNiの少なくとも一つを含有する含有物の焙焼方法。
  8. 前記ロータリーキルンには、焙焼鉱と飛翔ダストを分離するための二股式の原料排出口が設けられることを特徴とする請求項1ないし7いずれかに記載のV、Mo及びNiの少なくとも一つを含有する含有物の焙焼方法。
  9. 前記ロータリーキルンの原料排出口から排出される焙焼物を粒度分別し、分別された粗粒物をV、Mo及びNi含有物の原料として、前記還元剤で還元する工程の加熱炉に投入し、分別された細粒物を再度ロータリーキルンに原料として装入するか又は最終処分することを特徴とする請求項1ないし7いずれかに記載のV、Mo及びNiの少なくとも一つを含有する含有物の焙焼方法。
  10. V、Mo及びNiの少なくとも一つを含有する含有物を還元剤で還元する加熱炉と、
    前記加熱炉の前段でC分及びS分を含む前記含有物を酸化焙焼してC分及びS分を除去する焙焼用ロータリーキルンと、を備え、V、Mo及びNiの少なくとも一つの有価金属を回収する回収システムであって、
    前記焙焼用ロータリーキルンは、
    原料としてC分及びS分を含む前記含有物が装入される焙焼炉と、
    前記焙焼炉の原料装入側に設けられるバーナと、
    前記焙焼炉内に酸素含有ガスを導入する酸素含有ガス導入ラインと、を備え、
    前記焙焼炉の内部で、原料の流れと前記焙焼炉に導入される酸素含有ガスとが並行であることを特徴とする有価金属回収システム。
  11. V、Mo及びNiの少なくとも一つを含有する含有物を還元剤で還元してV、Mo及びNiの少なくとも一つの有価金属を回収するために、事前にC分及びS分を含む前記含有物を酸化焙焼してC分及びS分を除去する焙焼用ロータリーキルンであって、
    原料としてC分及びS分を含む前記含有物が装入される焙焼炉と、
    前記焙焼炉の原料装入側に設けられるバーナと、
    前記焙焼炉内に酸素含有ガスを導入する酸素含有ガス導入ラインと、
    を備え、
    前記焙焼炉の内部で、原料の流れと前記焙焼炉に導入される酸素含有ガスとが並行であり、
    前記バーナは、前記焙焼炉の原料装入側の温度を上昇させる短炎バーナと、前記焙焼炉の中央部の温度を上昇させる長炎バーナとからなり、
    さらに前記ロータリーキルンに、前記焙焼炉の原料排出側の温度を上昇させる対向バーナを併設することを特徴とする焙焼用ロータリーキルン。
  12. V、Mo及びNiの少なくとも一つを含有する含有物を還元剤で還元してV、Mo及びNiの少なくとも一つの有価金属を回収するために、事前にC分及びS分を含む前記含有物を酸化焙焼してC分及びS分を除去する焙焼用ロータリーキルンであって、
    原料としてC分及びS分を含む前記含有物が装入される焙焼炉と、
    前記焙焼炉の原料装入側に設けられるバーナと、
    前記焙焼炉内に酸素含有ガスを導入する酸素含有ガス導入ラインと、
    を備え、
    前記焙焼炉の内部で、原料の流れと前記焙焼炉に導入される酸素含有ガスとが並行であり、
    前記焙焼炉の原料装入側に、前記焙焼炉の内部に冷却水を噴霧する冷却水ノズルを設けることを特徴とする焙焼用ロータリーキルン。
  13. 前記ロータリーキルンには、焙焼鉱と飛翔ダストを分離するための二股式の原料排出口が設けられることを特徴とする請求項10に記載の有価金属回収システム。
  14. 前記ロータリーキルンには、焙焼鉱と飛翔ダストを分離するための二股式の原料排出口が設けられることを特徴とする請求項11又は12に記載の焙焼用ロータリーキルン。
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