JP6094467B2 - Method for producing zinc oxide ore - Google Patents
Method for producing zinc oxide ore Download PDFInfo
- Publication number
- JP6094467B2 JP6094467B2 JP2013267020A JP2013267020A JP6094467B2 JP 6094467 B2 JP6094467 B2 JP 6094467B2 JP 2013267020 A JP2013267020 A JP 2013267020A JP 2013267020 A JP2013267020 A JP 2013267020A JP 6094467 B2 JP6094467 B2 JP 6094467B2
- Authority
- JP
- Japan
- Prior art keywords
- zinc oxide
- reducing agent
- ore
- drying
- incorporated
- Prior art date
- Legal status (The legal status 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 status listed.)
- Active
Links
Images
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)
Description
本発明は、酸化亜鉛鉱の製造方法に関する。更に詳しくは、中間製造物である粗酸化亜鉛を焼成することによって、当該粗酸化亜鉛に残留するフッ素成分を揮発して分離する工程を含む酸化亜鉛鉱の製造方法に関する。 The present invention relates to a method for producing zinc oxide ore. More specifically, the present invention relates to a method for producing zinc oxide ore, including a step of volatilizing and separating a fluorine component remaining in the crude zinc oxide by firing the crude zinc oxide that is an intermediate product.
従来、亜鉛製錬所における亜鉛地金の原料として、粗酸化亜鉛等の亜鉛含有鉱から、不純物を分離除去して得た酸化亜鉛鉱が広く用いられている。 Conventionally, zinc oxide ore obtained by separating and removing impurities from a zinc-containing ore such as crude zinc oxide has been widely used as a raw material for zinc bullion in a zinc smelter.
粗酸化亜鉛は、例えば、鉄鋼業における高炉や電気炉等の製鋼炉から発生する鉄鋼ダストに還元焙焼処理を施すことによって得ることができる。この鉄鋼ダストの還元焙焼処理は、一般に、ロータリーキルンによる還元焙焼処理によって行われる。 Crude zinc oxide can be obtained, for example, by subjecting steel dust generated from a steelmaking furnace such as a blast furnace or an electric furnace in the steel industry to a reduction roasting treatment. This reduction roasting treatment of steel dust is generally performed by a reduction roasting treatment using a rotary kiln.
ロータリーキルンによる還元焙焼処理を行う場合、原料とする鉄鋼ダストは、カーボン等の炭素質還元剤とともに、ロータリーキルン内に投入される。又、亜鉛の揮発率をより向上させるために、ロータリーキルン内に投入する鉄鋼ダストを、予め炭素質還元剤と混合造粒して大きさ5〜10mm程度の還元剤内装型のペレットに成形することも広く行われている(特許文献1参照)。 When performing reduction roasting treatment with a rotary kiln, steel dust as a raw material is put into the rotary kiln together with a carbonaceous reducing agent such as carbon. In addition, in order to further improve the volatility of zinc, steel dust to be put into the rotary kiln is mixed and granulated with a carbonaceous reducing agent in advance to form a reducing agent-incorporated pellet having a size of about 5 to 10 mm. Is also widely performed (see Patent Document 1).
還元焙焼処理を行うロータリーキルン内は燃料重油と上記の炭素質還元剤の燃焼により、最高温度が1100〜1200℃程度にコントロールされている。このロータリーキルン内で鉄鋼ダストは還元焙焼され、揮発した金属亜鉛はキルン内で再酸化されて固形化した後、粒子状の粗酸化亜鉛として電気集塵機等で捕集される。そして、回収された粗酸化亜鉛は、更にその後の湿式工程や乾燥加熱工程によって更に不純物を分離して必要な程度にまでその亜鉛品位を高めた酸化亜鉛鉱とされ、亜鉛製錬の原料となる。 In the rotary kiln that performs the reduction roasting treatment, the maximum temperature is controlled to about 1100 to 1200 ° C. by the combustion of fuel heavy oil and the carbonaceous reducing agent. Steel dust is reduced and roasted in the rotary kiln, and the volatilized metallic zinc is reoxidized and solidified in the kiln, and then collected as particulate crude zinc oxide by an electric dust collector or the like. Then, the recovered crude zinc oxide is further converted into zinc oxide ore having further improved the zinc quality to a necessary level by further separating impurities by a subsequent wet process or drying heating process, and becomes a raw material for zinc smelting .
ここで、資源リサイクル促進の観点からは、上記の鉄鋼ダストの亜鉛原料としての再利用は望ましいものである。しかし、一方で鉄鋼ダスト由来の粗酸化亜鉛には、その主成分である酸化亜鉛以外に、フッ素等の不純物が一定以上の濃度で含有されている。 Here, from the viewpoint of promoting resource recycling, it is desirable to reuse the steel dust as a zinc raw material. However, on the other hand, crude zinc oxide derived from steel dust contains impurities such as fluorine at a certain concentration or more in addition to zinc oxide, which is the main component.
最終製品である亜鉛におけるフッ素濃度は当然に極めて低いものであることが求められる。又、酸化亜鉛鉱をISP製錬法等による亜鉛製錬の原料として用いるためには、各製錬工程において許容される値にまで、酸化亜鉛鉱のフッ素濃度を低減する必要がある。 Naturally, the fluorine concentration in the final product zinc is required to be extremely low. Further, in order to use zinc oxide ore as a raw material for zinc smelting by the ISP smelting method or the like, it is necessary to reduce the fluorine concentration of zinc oxide ore to a value allowed in each smelting process.
酸化亜鉛鉱のフッ素濃度を低減するために、還元焙焼後の粗酸化亜鉛からのフッ素を分離除去する方法としては、乾燥加熱炉による焼成によってフッ素成分を揮発させて分離する方法(特許文献2参照)がある。 In order to reduce the fluorine concentration of zinc oxide ore, as a method of separating and removing fluorine from the reduced zinc oxide after reduction roasting, a method of volatilizing and separating the fluorine component by firing in a dry heating furnace (Patent Document 2). See).
ここで、例えば、電解製錬向け酸化亜鉛鉱については、電解採取工程で使用されるアルミニウム製パーマネントカソードの腐食進行を抑制するために、酸化亜鉛鉱のフッ素濃度を0.05質量%未満にまで低減する必要がある。このような高精度のフッ素の分離除去を行うための手段として、上記の焼成を行うロータリーキルン内の温度を高めてフッ素の揮発率を高める方法がある。しかし、キルン内の温度を、例えば1300℃程度まで高めた場合には、乾燥加熱処理による反応生成物が軟化・溶融してロータリーキルン内壁に付着し、付着物が操業時間の経過に伴って成長増大し、原料がロータリーキルン内を移動する際の障害物となり、遂には操業の停止を招くという欠点がある。 Here, for example, with respect to zinc oxide ore for electrolytic smelting, the fluorine concentration of zinc oxide ore is reduced to less than 0.05% by mass in order to suppress the progress of corrosion of the aluminum permanent cathode used in the electrowinning process. There is a need to reduce. As a means for performing such high-accuracy separation and removal of fluorine, there is a method of increasing the volatilization rate of fluorine by increasing the temperature in the rotary kiln for performing the above-mentioned firing. However, when the temperature in the kiln is increased to, for example, about 1300 ° C., the reaction product by the drying heat treatment softens and melts and adheres to the inner wall of the rotary kiln, and the deposit increases as the operation time elapses. However, there is a drawback that the raw material becomes an obstacle when moving in the rotary kiln, and eventually the operation is stopped.
電解製錬向け酸化亜鉛鉱に代表される高品位の酸化亜鉛鉱の製造現場においては、高精度のフッ素除去を行うために、高温操業によるロータリーキルンの稼動効率の低下を、ある程度は容認せざるをえないのが現状であり、稼動効率を維持したまま、フッ素濃度を極めて低い濃度にまで低減することができる酸化亜鉛鉱の製造方法が求められていた。 At high-grade zinc oxide ore production sites, such as zinc oxide ore for electrolytic smelting, in order to remove fluorine with high accuracy, the reduction in operating efficiency of the rotary kiln due to high-temperature operation is tolerated to some extent. However, there is a need for a zinc oxide ore production method that can reduce the fluorine concentration to an extremely low concentration while maintaining the operation efficiency.
本発明は、酸化亜鉛鉱の製造において、酸化亜鉛鉱の亜鉛品位とロータリーキルンの稼動効率を維持したまま、酸化亜鉛鉱のフッ素濃度を、極めて低い濃度にまで低減することができる酸化亜鉛鉱の製造方法を提供することを目的とする。 The present invention provides a zinc oxide ore that can reduce the fluorine concentration of zinc oxide ore to an extremely low concentration while maintaining the zinc grade of zinc oxide ore and the operating efficiency of the rotary kiln. It aims to provide a method.
粗酸化亜鉛から酸化亜鉛鉱を製造するトータルプロセスにおいて、還元焙焼工程に投入される原材料として、カーボン等の炭素質還元剤が内装されたものが好ましく用いられている。本発明者らは、この炭素質還元剤に由来する炭素の乾燥加熱工程への混入量を一定量以下に制御することにより、上記課題を解決できることを見出し、本発明を完成するに至った。具体的には、本発明は以下のものを提供する。 In a total process for producing zinc oxide ore from crude zinc oxide, a material in which a carbonaceous reducing agent such as carbon is incorporated is preferably used as a raw material to be input into the reduction roasting step. The present inventors have found that the above problem can be solved by controlling the amount of carbon derived from the carbonaceous reducing agent in the drying and heating step to a certain amount or less, and have completed the present invention. Specifically, the present invention provides the following.
(1) フッ素を含有する粉末状の原料鉱から酸化亜鉛鉱を製造する酸化亜鉛鉱の製造方法であって、前記原料鉱と炭素質還元剤とを混合造粒して還元剤内装ペレットとする予備混合工程と、前記還元剤内装ペレットを焙焼して粗酸化亜鉛を得る還元焙焼工程と、前記粗酸化亜鉛に湿式処理を施して、前記フッ素を除去して粗酸化亜鉛ケーキを得る湿式工程と、前記粗酸化亜鉛ケーキを乾燥加熱炉で焼成する乾燥加熱工程と、を備え、前記乾燥加熱工程に投入される前記粗酸化亜鉛ケーキの炭素濃度を0.3質量%以下に保持する酸化亜鉛鉱の製造方法。 (1) A zinc oxide ore production method for producing zinc oxide ore from a powdery raw material ore containing fluorine, wherein the raw material ore and a carbonaceous reducing agent are mixed and granulated to form a reducing agent-incorporated pellet. A pre-mixing step, a reduction roasting step for roasting the reducing agent-incorporated pellets to obtain crude zinc oxide, and a wet process for subjecting the crude zinc oxide to wet treatment to remove the fluorine to obtain a crude zinc oxide cake And a drying heating step of baking the crude zinc oxide cake in a drying heating furnace, and maintaining the carbon concentration of the crude zinc oxide cake charged into the drying heating step at 0.3% by mass or less A method for producing zinc ore.
(2) 前記還元剤内装ペレット中の前記炭素質還元剤の含有量比が7.5%以下であり、前記還元剤内装ペレットの下記定義による圧壊強度が4200g以上6500g以下である(1)に記載の酸化亜鉛鉱の製造方法。
圧壊強度:還元剤内装ペレットを、ばね計りと、試料設置板を備える圧壊強度測定装置により圧縮した場合に、還元剤内装ペレットが、損壊した時点のばね計りの測定値(g)を、当該還元剤内装ペレットの圧壊強度(g)とする。
(2) The content ratio of the carbonaceous reducing agent in the reducing agent-incorporated pellet is 7.5% or less, and the crushing strength according to the following definition of the reducing agent-internal pellet is 4200 g or more and 6500 g or less. The manufacturing method of the zinc oxide ore as described.
Crushing strength: When the reducing agent-incorporated pellet is compressed by a crushing strength measuring device equipped with a spring gauge and a sample setting plate, the measured value (g) of the spring measuring at the time when the reducing agent-incorporated pellet is damaged is reduced. Let it be the crushing strength (g) of the agent-incorporated pellets.
(3) 前記乾燥加熱炉が、乾燥加熱ロータリーキルンであり、該乾燥加熱ロータリーキルンによる焼成を1100℃以上1150℃以下で行い、前記乾燥加熱工程後の前記酸化亜鉛鉱のフッ素濃度を、0.05質量%以下に維持する(1)又は(2)に記載の酸化亜鉛鉱の製造方法。 (3) The drying heating furnace is a drying heating rotary kiln, firing by the drying heating rotary kiln is performed at 1100 ° C. or more and 1150 ° C. or less, and the fluorine concentration of the zinc oxide ore after the drying heating step is set to 0.05 mass. % Or less, (1) or the manufacturing method of the zinc oxide ore as described in (2).
(4) 前記原料鉱が鉄鋼ダストである(1)から(3)のいずれかに記載の酸化亜鉛鉱の製造方法。 (4) The method for producing zinc oxide ore according to any one of (1) to (3), wherein the raw material ore is steel dust.
(5) 前記炭素質還元剤が、粉末状のリサイクルカーボンである(1)から(4)のいずれかに記載の酸化亜鉛鉱の製造方法。 (5) The method for producing zinc oxide ore according to any one of (1) to (4), wherein the carbonaceous reducing agent is powdered recycled carbon.
本発明によれば、例えば鉄鋼ダスト等のフッ素を含有する粉末状の原料鉱を原材料とし、ロータリーキルンによる乾燥加熱工程を経て、酸化亜鉛鉱を製造するプロセスにおいて、酸化亜鉛鉱の亜鉛品位とロータリーキルンの好ましい稼動効率を維持したまま、酸化亜鉛鉱のフッ素濃度を、極めて低い濃度にまで低減することができる酸化亜鉛鉱の製造方法を提供することができる。 According to the present invention, for example, in a process of producing zinc oxide ore by using a powdery raw material ore containing fluorine such as steel dust as a raw material, followed by a drying and heating step using a rotary kiln, the zinc quality of the zinc oxide ore and the rotary kiln A zinc oxide ore production method that can reduce the fluorine concentration of zinc oxide ore to an extremely low concentration while maintaining preferable operating efficiency can be provided.
以下、本発明の一実施態様について図面を参照しながら説明する。 Hereinafter, an embodiment of the present invention will be described with reference to the drawings.
<全体プロセス>
図1に示すように、本実施例の酸化亜鉛鉱の製造方法は、鉄鋼ダスト等の粉末状の原料鉱と、リサイクルカーボン等の炭素質還元剤とを混合造粒して還元剤内装ペレットとする予備混合工程S10と、還元剤内装ペレット、及び、その他の鉄鋼ダストを、還元焙焼して粗酸化亜鉛を得る還元焙焼工程S20、還元焙焼工程S20で得た粗酸化亜鉛から、フッ素等のハロゲン成分を処理液中に分離除去して粗酸化亜鉛ケーキを得る湿式工程S30、及び、湿式工程S30で得た粗酸化亜鉛ケーキを乾燥加熱して酸化亜鉛鉱を得る乾燥加熱工程S40、乾燥加熱工程S40で発生した排ガスダストを洗浄して洗浄後の排ガスダストケーキを得る排ガスダスト洗浄工程S50、及び、排水処理工程S60を備える全体プロセスである。
<Overall process>
As shown in FIG. 1, the zinc oxide ore production method of the present embodiment is obtained by mixing and granulating a powdery raw material ore such as steel dust and a carbonaceous reducing agent such as recycled carbon, From the pre-mixing step S10, the reducing agent-incorporated pellets, and the other steel dusts by reduction roasting to obtain crude zinc oxide, the reduction roasting step S20, the crude zinc oxide obtained in the reduction roasting step S20, fluorine Wet process S30 to separate and remove halogen components such as in the treatment liquid to obtain a crude zinc oxide cake, and dry heating process S40 to obtain the zinc oxide ore by drying and heating the crude zinc oxide cake obtained in the wet process S30, This is an overall process including an exhaust gas dust cleaning step S50 for cleaning exhaust gas dust generated in the drying and heating step S40 to obtain a cleaned exhaust gas dust cake, and a waste water treatment step S60.
本実施例の酸化亜鉛鉱の製造方法は、特に乾燥加熱工程S40において乾燥加熱ロータリーキルン(DRK)に投入される粗酸化亜鉛ケーキの炭素濃度に着目し、当該濃度を所定範囲内に制御することによって、酸化亜鉛鉱のフッ素濃度を極めて低い範囲に維持する点にある。この方法によれば、酸化亜鉛鉱の亜鉛品位とロータリーキルンの稼動効率を維持したまま、酸化亜鉛鉱のフッ素濃度を極めて低い範囲に維持することができる。例えば、電解製錬向け酸化亜鉛焼鉱として好ましく用いることができる極めてフッ素濃度が低い酸化亜鉛鉱を高い生産性の下で製造することができる。 The manufacturing method of the zinc oxide ore of the present embodiment pays attention to the carbon concentration of the crude zinc oxide cake put into the dry heating rotary kiln (DRK) in the drying heating step S40, and controls the concentration within a predetermined range. This is because the fluorine concentration of zinc oxide ore is maintained in a very low range. According to this method, the fluorine concentration of zinc oxide ore can be maintained in a very low range while maintaining the zinc quality of zinc oxide ore and the operating efficiency of the rotary kiln. For example, zinc oxide ore having a very low fluorine concentration that can be preferably used as zinc oxide sinter for electrolytic smelting can be produced under high productivity.
<予備混合工程>
予備混合工程S10は、還元焙焼工程S20に先駆けて、鉄鋼ダスト等の原料鉱とリサイクルカーボン等の炭素質還元剤を主体とする粉体を混合造粒して還元剤内装ペレットとする工程である。この混合造粒の作業は、一般的に用いられるペレタイジング装置を使用することができる。例えば、回転式のパン型ペレタイザーを用いて、鉄鋼ダストとリサイクルカーボン、及び必要に応じてその他の添加物とを、所定のペレット組成となるように連続的に供給し、ミスト状の水分を添加しながらペレタイジングする。ペレットのサイズとしては5〜10mm程度が好ましく、含水率としては10〜15質量%程度となることが好ましい。
<Preliminary mixing process>
Prior to the reduction roasting step S20, the premixing step S10 is a step of mixing and granulating a raw material ore such as steel dust and a carbonaceous reducing agent such as recycled carbon to form a reducing agent-incorporated pellet. is there. For this mixing granulation, a generally used pelletizing apparatus can be used. For example, using a rotating pan-type pelletizer, steel dust, recycled carbon, and other additives as necessary are continuously supplied to achieve a predetermined pellet composition, and mist-like moisture is added. While pelletizing. The pellet size is preferably about 5 to 10 mm, and the water content is preferably about 10 to 15% by mass.
原料鉱としては、亜鉛を含む有価金属を所定量以上の割合で含有し、不純物として除去されるべきフッ素の含有量が所定量以下である種々の鉱石を用いることができる。又、金属の精錬工程や加工工程で発生するダストやスラジであって、ペレット化可能な粉体、又はスラリー状のものも用いることができる。中でも、資源リサイクルの促進、コスト削減の観点から、鉄鋼ダストを好ましく用いることができる。以下では、本発明の酸化亜鉛鉱の製造方法において粗酸化亜鉛の原料鉱として鉄鋼ダストを用いる場合について説明する。 As the raw ore, various ores containing a valuable metal containing zinc in a ratio of a predetermined amount or more and having a fluorine content to be removed as an impurity of a predetermined amount or less can be used. Also, dust or sludge generated in a metal refining process or processing process, which can be pelletized, or a slurry can be used. Among these, steel dust can be preferably used from the viewpoint of promoting resource recycling and reducing costs. Below, the case where steel dust is used as a raw ore of crude zinc oxide in the manufacturing method of the zinc oxide ore of this invention is demonstrated.
原料鉱として鉄鋼ダストを用いる場合、特に制限はなく、一般に亜鉛品位が高く、よって一般的還元焙焼条件における亜鉛の揮発率が相対的に低い鉄鋼ダスト(以下「鉄鋼ダストA」とも言う)であってもよい。このような鉄鋼ダストAについても、予備混合工程S10によって、予め、還元剤内装ペレットとすることにより、亜鉛の揮発率が相対的に高い一般的な鉄鋼ダスト(以下「鉄鋼ダストB」とも言う)を、炭素質還元剤を内装せずに、還元焙焼炉に投入した場合と同様に、高い揮発率で亜鉛を揮発させて回収することができる。 When steel dust is used as a raw material ore, there is no particular limitation, and generally steel dust (hereinafter also referred to as “steel dust A”) having high zinc quality and relatively low volatility of zinc under general reduction roasting conditions. There may be. For such steel dust A as well, a general steel dust having a relatively high volatility of zinc (hereinafter also referred to as “steel dust B”) is obtained by preliminarily mixing with the reducing agent in the preliminary mixing step S10. Can be recovered by volatilizing zinc at a high volatility rate in the same manner as in the case where the carbonaceous reductant is not put in the interior and put into the reduction roasting furnace.
炭素質還元剤としては、カーボンやリサイクルカーボン等であって、ペレット化可能な粉体、又はスラリー状のものを用いることができる。中でも、資源リサイクルの促進、コスト削減の観点から、リサイクルカーボンを好ましく用いることができる。 As the carbonaceous reducing agent, it is possible to use carbon, recycled carbon, etc., which can be pelletized powder or slurry. Among these, recycled carbon can be preferably used from the viewpoint of promoting resource recycling and reducing costs.
リサイクルカーボンは、概ね均一な粉体状のものを、相対的に他の炭素質還元材料よりも、低廉且つ容易に入手し易い。そして、そのような粉体状のリサイクルカーボンは、還元剤内装ペレット中での分散性に優れ、又、造粒も容易である。以上より、特に粉体状のリサイクルカーボンは、本発明の製造方法に用いる炭素質還元剤として極めて好ましく用いることができる。尚、粉体状とは特定の粒径の粉体に限定されるものではないが、概ね1mm未満程度の粉体状のリサイクルカーボンを、上記の通り、極めて好ましく用いることができる。以下、本明細書では、本発明の酸化亜鉛鉱の製造方法において還元剤内装ペレットを得るために用いる炭素質還元剤として粉体状のリサイクルカーボン用いる場合について説明する。 Recycled carbon is generally uniformly in the form of powder and is relatively inexpensive and easily available compared to other carbonaceous reducing materials. Such powdery recycled carbon is excellent in dispersibility in the reducing agent-incorporated pellets and is easy to granulate. From the above, powdered recycled carbon can be used particularly preferably as a carbonaceous reducing agent used in the production method of the present invention. The powder form is not limited to a powder having a specific particle diameter, but powdered recycled carbon having a size of less than about 1 mm can be used very preferably as described above. Hereinafter, in the present specification, a case where powdered recycled carbon is used as a carbonaceous reducing agent used for obtaining a reducing agent-incorporated pellet in the zinc oxide ore production method of the present invention will be described.
鉄鋼ダストAとリサイクルカーボンとをパン型ペレタイザーで混合造粒して製造する還元剤内装ペレットは、その後の各工程を経て、乾燥加熱工程でDRKへ投入される時点での炭素濃度が0.3%以下となるように、混合造粒時点において予め炭素濃度を適当な値に調整しておく。 The reducing agent-incorporated pellets produced by mixing and granulating steel dust A and recycled carbon with a pan-type pelletizer have a carbon concentration of 0.3 at the time when they are introduced into the DRK in the drying and heating process after each process. The carbon concentration is adjusted to an appropriate value in advance at the time of mixing granulation so as to be not more than%.
上記調整は、具体的には、RRKへの投入時の還元剤内装ペレットの炭素濃度と圧壊強度が、ともに下記に規定する本発明特有の範囲内に最適化されていることによって実現される。具体的には、RRKへの投入時の還元剤内装ペレットの炭素濃度については、5.0%以上10.0%以下、好ましくは、5.0%以上7.5%以下となるようにする。又、同時に、還元剤内装ペレットは、下記の定義による圧壊強度について、4200g以上6500g以下、好ましくは、6000g程度となるようにする。 Specifically, the above adjustment is realized by optimizing both the carbon concentration and the crushing strength of the reducing agent-incorporated pellets when charged into the RRK within the range specific to the present invention defined below. Specifically, the carbon concentration of the reducing agent-incorporated pellets when charged into the RRK is 5.0% or more and 10.0% or less, preferably 5.0% or more and 7.5% or less. . At the same time, the reducing agent-incorporated pellet has a crushing strength of 4200 g or more and 6500 g or less, preferably about 6000 g according to the following definition.
[圧壊強度の定義]
本明細書において、圧壊強度とは、以下に定義する値のことを言うものとする。
圧壊強度:還元剤内装ペレットを、ばね計りと、試料設置板を備える圧壊強度測定装置により圧縮した場合に、還元剤内装ペレットが、損壊した時点のばね計りの測定値(g)を、当該還元剤内装ペレットの圧壊強度(g)とする。
尚、測定時の試料の安定性を確保して、測定を安定的に行うためには、例えば、試料にかかる圧力を、3つのばね計りで、それぞれ測定した3カ所の圧力の合計として測定する3点指示型の圧壊強度測定装置を好ましく用いることができる。この場合には上記の3つのばね計りのそれぞれの測定値の和が上記圧壊強度(g)となる。
[Definition of crushing strength]
In the present specification, the crushing strength refers to a value defined below.
Crushing strength: When the reducing agent-incorporated pellet is compressed by a crushing strength measuring device equipped with a spring gauge and a sample setting plate, the measured value (g) of the spring measuring at the time when the reducing agent-incorporated pellet is damaged is reduced. Let it be the crushing strength (g) of the agent-incorporated pellets.
In addition, in order to ensure the stability of the sample at the time of measurement and perform the measurement stably, for example, the pressure applied to the sample is measured by three spring gauges as the total of the three pressures measured respectively. A three-point indicating type crushing strength measuring device can be preferably used. In this case, the sum of the measured values of the three spring gauges is the crushing strength (g).
還元剤内装ペレットの炭素濃度及び圧壊強度を、ともに全操業期間を通じて上記範囲内となるように制御することによって、還元剤内装ペレットの採用による鉄鋼ダストAの亜鉛揮発率の向上効果を享受しながら、乾燥加熱工程におけるフッ素の揮発率を十分に高めることができる。還元剤内装ペレットの炭素濃度が5.0%未満であると、ペレット化による酸化亜鉛の還元率の向上が不十分となる。又、同炭素濃度が10.0%を超えても、それ以上の還元率の向上については、期待値ほどは望みがたく、コストパフォーマンスも下がるため好ましくない。又、上記圧壊強度が4200g未満であると、例え上記炭素濃度が5.0%以上であったとしても、圧壊強度不足のため、炭素の乾燥加熱工程への混入量が増加し、一方、上記圧壊強度が6500gを大きく超えると、還元キルン内部で粒状を保持するため、亜鉛揮発率が低くなり、いずれも好ましくない。 While controlling the carbon concentration and crushing strength of the reducing agent-incorporated pellets so as to be within the above ranges throughout the entire operation period, while enjoying the effect of improving the zinc volatilization rate of steel dust A by adopting the reducing agent-incorporating pellets The fluorine volatilization rate in the drying and heating step can be sufficiently increased. If the carbon concentration of the reducing agent-incorporated pellets is less than 5.0%, the improvement of the zinc oxide reduction rate by pelletization becomes insufficient. Further, even if the carbon concentration exceeds 10.0%, it is not preferable to improve the reduction rate beyond that because it is less desirable than the expected value and the cost performance is lowered. Also, if the crushing strength is less than 4200 g, even if the carbon concentration is 5.0% or more, the crushing strength is insufficient, so the amount of carbon mixed in the drying and heating process increases. If the crushing strength greatly exceeds 6500 g, since the granularity is retained inside the reducing kiln, the zinc volatilization rate becomes low, which is not preferable.
尚、上記の還元剤内装ペレットの圧壊強度は、原料鉱とする鉄鋼ダスト等の圧壊強度に強く依存する。よって、選択する鉄鋼ダストの強度を高強度のものに限定することによって所望の圧壊強度のペレットを製造することができる。又、ペレット造粒後のエイジング期間を調整することによっても適宜所望の圧壊強度とすることができる。 Note that the crushing strength of the reducing agent-incorporated pellets strongly depends on the crushing strength of steel dust or the like as raw material ore. Therefore, pellets having a desired crushing strength can be manufactured by limiting the strength of the steel dust to be selected to a high strength. Also, the desired crushing strength can be obtained by adjusting the aging period after pellet granulation.
ここで、図2は、還元剤内装ペレットの炭素含有量及びペレットの圧壊強度と、後の乾燥加熱工程S40への炭素投入量との関係を示すグラフである。この測定は、湿式工程S30から出てくる乾燥加熱キルン投入ケーキをXRF分析することによって行った。図3は、特に還元剤内装ペレットの圧壊強度を6000gに限定した場合の還元剤内装ペレットの炭素含有量(内装ペレット製造時のリサイクルカーボン比率)と、後の乾燥加熱工程S40への炭素投入量との関係を示すものである。 Here, FIG. 2 is a graph showing the relationship between the carbon content of the reducing agent-incorporated pellets and the crushing strength of the pellets and the amount of carbon input to the subsequent drying and heating step S40. This measurement was performed by performing XRF analysis on the dried and heated kiln input cake coming out of the wet process S30. FIG. 3 shows the carbon content of the reducing agent-incorporated pellets (recycled carbon ratio at the time of producing the interior pellets) when the crushing strength of the reducing agent-incorporated pellets is limited to 6000 g, and the amount of carbon input to the subsequent drying and heating step S40. It shows the relationship.
図2及び図3より、圧壊強度が6000g程度の強度の大きな還元剤内装ペレットを使用し、更に、リサイクルカーボンの添加量を7.5%以下とすることで、乾燥加熱工程S40への炭素投入量を0.3%以下に制御できることが分かる。 2 and 3, using a reducing agent-incorporated pellet with a high crushing strength of about 6000 g and further reducing the amount of recycled carbon to 7.5% or less, carbon input to the drying and heating step S40 It can be seen that the amount can be controlled to 0.3% or less.
<還元焙焼工程>
還元焙焼工程S20を行う具体的な方法としては、還元焙焼ロータリーキルン(RRK)による還元焙焼法が一般的に採用されている。還元焙焼工程S20では、予備混合工程S10において得た還元剤内装ペレットが、石灰石等とともに、RRKに連続的に投入される。又、この際、還元剤内装ペレットとした鉄鋼ダストA以外にも、比較的亜鉛揮発率の高い鉄鋼ダストBが、コークス等の炭素質還元剤とともに、RRKに同様に投入されてもよい。この場合において、鉄鋼ダストBは、やはり、必要に応じて予め大きさ5〜10mm程度のペレットに成形されていることが好ましい。
<Reduction roasting process>
As a specific method for performing the reduction roasting step S20, a reduction roasting method using a reduction roasting rotary kiln (RRK) is generally employed. In the reduction roasting step S20, the reducing agent-incorporated pellets obtained in the preliminary mixing step S10 are continuously charged into the RRK together with limestone and the like. At this time, in addition to the steel dust A formed as a reducing agent-incorporated pellet, steel dust B having a relatively high zinc volatilization rate may be similarly introduced into the RRK together with a carbonaceous reducing agent such as coke. In this case, the steel dust B is preferably formed into pellets having a size of about 5 to 10 mm in advance as necessary.
このRRKの炉内は重油の燃焼と投入した炭素質還元剤の燃焼により、被処理物の最高温度が1100〜1200℃程度にコントロールされている。この炉内で鉄鋼ダストAを含む還元剤内装ペレット及び鉄鋼ダストBはいずれも還元焙焼され、揮発した金属亜鉛は炉内で再酸化されて粉状の酸化亜鉛となる。粉状の酸化亜鉛は、RRKからの排出ガスとともに集塵機に導入され、捕捉されて粗酸化亜鉛として回収される。 In the RRK furnace, the maximum temperature of the object to be treated is controlled to about 1100 to 1200 ° C. by burning heavy oil and burning the carbonaceous reducing agent. In this furnace, the reducing agent-incorporated pellets containing steel dust A and steel dust B are both reduced and roasted, and the volatilized metallic zinc is reoxidized in the furnace to become powdered zinc oxide. Powdered zinc oxide is introduced into the dust collector together with the exhaust gas from the RRK, captured, and recovered as crude zinc oxide.
鉄鋼ダストから還元焙焼工程によって得る粗酸化亜鉛には、一般的には8〜20質量%程度のハロゲン等の不純物が含有されている。本実施例の還元焙焼工程S20においては、還元焙焼処理後の粗酸化亜鉛中のフッ素濃度が0.6%質量未満となるように調整することが好ましい。鉄鋼ダストの組成や造粒状態、CaO等の添加剤混合量をキルン内風速や攪拌状態を鑑みて十分に調整することによって酸化亜鉛鉱中のフッ素濃度を0.6質量%未満とすることができる。本実施例においては、後の湿式工程S30に投入する粗酸化亜鉛のフッ素濃度を上記範囲に調整し、且つ、後に詳細を説明する通り、各工程における処理条件等を本発明特有の各範囲に調整することにより、電解製錬法による亜鉛製錬にも好ましく用いることができるフッ素濃度が0.05質量%未満の低ハロゲンの酸化亜鉛鉱を、従来よりも低コストで効率よく製造することができる。 The crude zinc oxide obtained from the steel dust by the reduction roasting process generally contains about 8 to 20% by mass of impurities such as halogen. In the reduction roasting step S20 of the present embodiment, it is preferable to adjust so that the fluorine concentration in the crude zinc oxide after the reduction roasting treatment is less than 0.6% by mass. The fluorine concentration in the zinc oxide ore may be made less than 0.6% by mass by sufficiently adjusting the composition and granulation state of steel dust, and the amount of additives such as CaO in consideration of the kiln internal wind speed and stirring state. it can. In this example, the fluorine concentration of the crude zinc oxide to be added to the subsequent wet process S30 is adjusted to the above range, and the processing conditions in each process are set to each range specific to the present invention as will be described in detail later. By adjusting, low halogen zinc oxide ore having a fluorine concentration of less than 0.05% by mass, which can be preferably used for zinc smelting by electrolytic smelting, can be produced more efficiently at lower cost than before. it can.
尚、上記還元焙焼法によって、揮発せずにキルン中に残った還元焙焼残渣は、還元された鉄分が多く含有されるため、還元鉄ペレットと称する製品としてキルン排出端より回収され、鉄鋼メーカーに鉄原料として払いだされる。 Incidentally, the reduction roasting residue that remains in the kiln without being volatilized by the above reduction roasting method contains a large amount of reduced iron, and thus is recovered from the kiln discharge end as a product called reduced iron pellets. It is paid out to the manufacturer as an iron raw material.
<湿式工程>
粗酸化亜鉛に含有されるフッ素等の不純物を処理液中に分離抽出し、更に固液分離処理によって、粗酸化亜鉛から不純物を水洗浄法により除去して粗酸化亜鉛ケーキを得る湿式処理は、以下の湿式工程S30における処理によって行うことができる。
<Wet process>
The wet treatment for separating and extracting impurities such as fluorine contained in the crude zinc oxide into the treatment liquid and further removing the impurities from the crude zinc oxide by a water washing method by solid-liquid separation treatment to obtain a crude zinc oxide cake, It can carry out by the process in the following wet process S30.
還元焙焼工程S20により鉄鋼ダストから回収された粗酸化亜鉛は、工業用水等でレパルプされる。回収は、電気集塵機等で行うことができる。又、このレパルプについてはアルカリ溶液を使用する必要はない。スラリーとなった粗酸化亜鉛はpH調整及び凝集処理を行い、その後、1次脱水を行う。pHは6〜7程度の弱酸性溶液に調整してカドミウムを溶離、凝集は凝集剤等を利用して沈降性を高める。この1次脱水後、工業用水で希釈し、更に2次脱水を行う。この2度の洗浄脱水により、酸化亜鉛ケーキのハロゲン濃度は、フッ素濃度について0.6質量%未満、塩素濃度については、1.0質量%未満にまで低減することが好ましい。 The crude zinc oxide recovered from the steel dust in the reduction roasting step S20 is repulped with industrial water or the like. The collection can be performed with an electric dust collector or the like. Moreover, it is not necessary to use an alkaline solution for this repulp. The crude zinc oxide in the slurry is subjected to pH adjustment and aggregation treatment, and then subjected to primary dehydration. The pH is adjusted to a weakly acidic solution of about 6 to 7 to elute cadmium, and the agglomeration enhances the sedimentation property using an aggregating agent or the like. After this primary dehydration, it is diluted with industrial water and further subjected to secondary dehydration. It is preferable to reduce the halogen concentration of the zinc oxide cake to less than 0.6% by mass for the fluorine concentration and to less than 1.0% by mass for the chlorine concentration by the washing and dehydration twice.
フッ素等の不純物が処理液中に除去された状態において、固液分離により、不純物が分配された処理液をスラリーから除去する。これにより、粗酸化亜鉛スラリーがより高濃度の粗酸化亜鉛ケーキとなる。尚、固液分離のための脱水処理については、シックナー等の重力沈降式スラリー濃縮装置や真空脱水機等の水分強制脱水装置を用いることができる。 In a state where impurities such as fluorine are removed in the treatment liquid, the treatment liquid in which the impurities are distributed is removed from the slurry by solid-liquid separation. Thereby, a crude zinc oxide slurry becomes a higher concentration crude zinc oxide cake. In addition, about the dehydration process for solid-liquid separation, moisture forced dehydration apparatuses, such as gravity sedimentation type slurry concentration apparatuses, such as a thickener, and a vacuum dehydrator can be used.
<乾燥加熱工程>
湿式工程S30で得た酸化亜鉛ケーキを、乾燥加熱ロータリーキルン(DRK)等の加熱炉に投入して焼成する乾燥加熱工程S40により、フッ素濃度を更に低減させつつ、酸化亜鉛鉱を製造することができる。
<Dry heating process>
Zinc oxide ore can be produced while further reducing the fluorine concentration by the drying heating step S40 in which the zinc oxide cake obtained in the wet step S30 is put into a heating furnace such as a drying heating rotary kiln (DRK) and baked. .
本発明の製造方法は、DRKに投入する粗酸化亜鉛ケーキの炭素濃度を0.3質量%以下とすることに特徴がある。この粗酸化亜鉛ケーキの炭素濃度は、上述の通り、還元焙焼工程に投入される炭素質還元剤内装ペレットの炭素濃度に依存する他、同ペレットの圧壊強度にも依存する。この二つの要因を制御することによって、DRKに投入する粗酸化亜鉛ケーキの炭素濃度を適切な範囲に保持することができる。 The production method of the present invention is characterized in that the carbon concentration of the crude zinc oxide cake charged into DRK is 0.3% by mass or less. As described above, the carbon concentration of the crude zinc oxide cake depends not only on the carbon concentration of the carbonaceous reducing agent-incorporated pellets that are put into the reduction roasting process but also on the crushing strength of the pellets. By controlling these two factors, the carbon concentration of the crude zinc oxide cake charged into DRK can be maintained within an appropriate range.
乾燥加熱処理の焼成温度については、DRKから排出される際の被焼成物の温度が1100℃以上1150℃の範囲の温度となるように、炉内温度を維持管理することが好ましい。本明細書において、「1100℃で焼成する」とは、上記の通り、DRKの排出端における被焼成物の温度が1100℃となるような炉内温度環境で被焼成物を焼成することを言うものとする。 Regarding the firing temperature of the drying heat treatment, it is preferable to maintain and manage the furnace temperature so that the temperature of the object to be fired when discharged from DRK is in the range of 1100 ° C. or higher and 1150 ° C. In the present specification, “fired at 1100 ° C.” means that the fired product is fired in a furnace temperature environment in which the temperature of the fired product at the discharge end of the DRK is 1100 ° C. as described above. Shall.
ここで、酸化亜鉛ケーキ中に尚残留するフッ素の形態は、揮発性(例えば塩化フッ化鉛(PbFCl))と不揮発性(例えば2フッ化カルシウム(CaF2))の形態がある。このうち揮発性物質(PbFCl)は焼鉱の温度を上記温度範囲内に維持することによりほぼ全量が揮発され、揮発性の塩素とフッ素は、ほぼ全量が排ガスダスト洗浄工程S50内の排ガス処理設備に排出される。一方、不揮発性物質(CaF2)は極めて安定な化合物であるため、DRK内で分解揮発することはなく酸化亜鉛鉱に固定される。 Here, the form of fluorine still remaining in the zinc oxide cake includes a volatile form (for example, lead chlorofluoride (PbFCl)) and a non-volatile form (for example, calcium difluoride (CaF 2 )). Among these, volatile substances (PbFCl) are almost entirely volatilized by maintaining the temperature of the ore within the above temperature range, and almost all volatile chlorine and fluorine are exhaust gas treatment equipment in the exhaust gas dust cleaning step S50. To be discharged. On the other hand, since the non-volatile substance (CaF 2 ) is a very stable compound, it does not decompose and volatilize in the DRK and is fixed to the zinc oxide ore.
本発明の酸化亜鉛鉱の製造方法においては、DRKによる焼成を、ロータリーキルンの稼動効率の低下を引き起こすリスクの小さい一般的な操業温度である1100℃以上1150℃以下程度の範囲内で行いながら、DRKに投入される粗酸化亜鉛ケーキの炭素濃度を、全体システムの上流側工程である予備混合工程S10において、炭素質還元剤の添加量を調整することによって適切に制御し、これにより、電解製錬用の亜鉛材料としても用いることができる低フッ素品位、即ち、0.05質量%以下という、極めてフッ素濃度の低い高品位の粗酸化亜鉛を安定的に製造することができる。 In the method for producing zinc oxide ore according to the present invention, the firing with DRK is performed within a range of about 1100 ° C. to 1150 ° C., which is a general operating temperature with a low risk of causing a reduction in the operating efficiency of the rotary kiln, In the premixing step S10, which is the upstream process of the entire system, the carbon concentration of the crude zinc oxide cake charged into the slag is appropriately controlled by adjusting the amount of carbonaceous reducing agent added. It is possible to stably produce a high-quality crude zinc oxide having a very low fluorine concentration of 0.05% by mass or less, which can be used as a zinc material for use.
尚、DRKへの炭素の過剰な混入がフッ素の揮発を阻害するのは、以下の理由によるものと考えられる。即ち、DRK内へのカーボン等の還元剤が混入すると、DRK内で鉛の揮発を促進するために必要な水分や酸素が、この還元剤と優先的に反応してしまい、その結果、鉛の揮発が抑制される。一方、DRK内では、フッ素はPbFClの形態で存在しやすく、DRK内では、このように鉛の複合化物の形態で揮発する。よって、上記の通り、鉛の揮発が阻害されると、それに伴ってフッ素の揮発率も低下するものと考えられる。 It is considered that the excessive mixing of carbon into DRK inhibits the volatilization of fluorine due to the following reasons. That is, when a reducing agent such as carbon is mixed in the DRK, moisture and oxygen necessary for promoting volatilization of lead in the DRK react preferentially with the reducing agent, and as a result, lead Volatilization is suppressed. On the other hand, in DRK, fluorine tends to exist in the form of PbFCl, and in DRK, it volatilizes in the form of a complex of lead. Therefore, as described above, it is considered that when the volatilization of lead is inhibited, the volatilization rate of fluorine decreases accordingly.
ここで、酸化亜鉛ケーキ中に尚残留するフッ素の形態は、揮発性(例えば塩化フッ化鉛(PbFCl))と不揮発性(例えば2フッ化カルシウム(CaF2))の形態がある。このうち揮発性物質(PbFCl)は焼鉱の温度を上記温度範囲内に維持することによりほぼ全量が揮発され、揮発性の塩素とフッ素は、ほぼ全量が排ガスダスト洗浄工程S50内の排ガス処理設備に排出される。一方、不揮発性物質(CaF2)は極めて安定な化合物であるため、DRK内で分解揮発することはなく酸化亜鉛鉱に固定される。 Here, the form of fluorine still remaining in the zinc oxide cake includes a volatile form (for example, lead chlorofluoride (PbFCl)) and a non-volatile form (for example, calcium difluoride (CaF 2 )). Among these, volatile substances (PbFCl) are almost entirely volatilized by maintaining the temperature of the ore within the above temperature range, and almost all volatile chlorine and fluorine are exhaust gas treatment equipment in the exhaust gas dust cleaning step S50. To be discharged. On the other hand, since the non-volatile substance (CaF 2 ) is a very stable compound, it does not decompose and volatilize in the DRK and is fixed to the zinc oxide ore.
本発明の酸化亜鉛鉱の製造方法においては、DRKによる焼成を、ロータリーキルンの稼動効率の低下を引き起こすリスクの小さい一般的な操業温度である1100℃以上1150℃以下程度の範囲内で行いながら、DRKに投入される粗酸化亜鉛ケーキの炭素濃度を、全体システムの上流側工程である予備混合工程S10において、炭素質還元剤の添加量を調整することによって適切に制御し、これにより、電解製錬用の亜鉛材料としても用いることができる低フッ素品位、即ち、0.05質量%以下という、極めてフッ素濃度の低い高品位の粗酸化亜鉛を安定的に製造することができる。 In the method for producing zinc oxide ore according to the present invention, the firing with DRK is performed within a range of about 1100 ° C. to 1150 ° C., which is a general operating temperature with a low risk of causing a reduction in the operating efficiency of the rotary kiln, In the premixing step S10, which is the upstream process of the entire system, the carbon concentration of the crude zinc oxide cake charged into the slag is appropriately controlled by adjusting the amount of carbonaceous reducing agent added. It is possible to stably produce a high-quality crude zinc oxide having a very low fluorine concentration of 0.05% by mass or less, which can be used as a zinc material for use.
<排ガスダスト洗浄工程>
乾燥加熱工程S40で発生した排ガスダストを洗浄して洗浄後の排ガスダストケーキを得るための排ガスダスト洗浄工程S50を行うための洗浄設備としては、洗浄塔、湿式電気集塵機の組み合わせが一般的である。又、これらの設備で回収された洗浄後の排ガスダストケーキを、乾燥加熱工程S40のDRK等の上流工程に繰り返して循環投入することにより、金属資源の有効利用を図る処理が従来行われている。
<Exhaust gas dust cleaning process>
As the cleaning equipment for performing the exhaust gas dust cleaning step S50 for cleaning the exhaust gas dust generated in the drying and heating step S40 and obtaining the exhaust gas dust cake after cleaning, a combination of a cleaning tower and a wet electrostatic precipitator is common. . In addition, a process for effectively using metal resources has been conventionally performed by repeatedly circulating the exhaust gas dust cake collected by these facilities into upstream processes such as DRK in the drying and heating process S40. .
<排水処理工程>
排水処理工程S60は、湿式工程S30において粗酸化亜鉛から分離されたフッ素やカドミウムを高濃度で含有する廃液から、フッ素及びカドミウムを除去し、更に、廃液中に微量含まれる重金属を中和処理により抽出し、最終的にpHを調整して無害の排水とする工程である。
<Wastewater treatment process>
The wastewater treatment step S60 removes fluorine and cadmium from the waste liquid containing high concentration of fluorine and cadmium separated from the crude zinc oxide in the wet step S30, and further neutralizes heavy metals contained in a small amount in the waste liquid. This is a process of extracting and finally adjusting the pH to be harmless waste water.
湿式工程S30において分離された廃液中には粗酸化亜鉛から極微量溶出した亜鉛及び/又は鉛成分も含有している。この重金属成分の回収のために上述の通り中和処理を行う。この中和処理は一般に消石灰を添加することにより行う。この消石灰の添加方法は、固体状の消石灰を直接湿式処理液に添加する方法や、消石灰を液体状に溶解した溶解液を湿式処理液に添加する方法等が使用できる。又、消石灰の添加量は、添加後の中和処理液のpHを測定することで調整することもできる。 The waste liquid separated in the wet process S30 also contains a zinc and / or lead component eluted in a trace amount from the crude zinc oxide. In order to recover the heavy metal component, neutralization is performed as described above. This neutralization treatment is generally performed by adding slaked lime. The addition method of this slaked lime can use the method of adding solid slaked lime directly to a wet processing liquid, the method of adding the solution which melt | dissolved slaked lime in the liquid state, etc. to a wet processing liquid. Moreover, the addition amount of slaked lime can also be adjusted by measuring the pH of the neutralization process liquid after addition.
尚、この中和処理により回収された亜鉛化合物或いは鉛化合物を含有する中和処理澱物は、湿式処理工程に繰り返して用いられ、還元焙焼工程から得られる酸化亜鉛スラリーとともに湿式処理され、DRKにて焼成及び造粒を行い、酸化亜鉛鉱に固定させる方法が一般的に行われている。 The neutralized starch containing the zinc compound or lead compound recovered by this neutralization treatment is repeatedly used in the wet treatment step, wet-treated with the zinc oxide slurry obtained from the reduction roasting step, and DRK. A method of firing and granulating and fixing to zinc oxide ore is generally performed.
<炭素濃度測定工程>
本発明においては、乾燥加熱工程S40に投入される粗酸化亜鉛ケーキの炭素濃度を、測定する工程である炭素濃度測定工程S70を、湿式工程S30と乾燥加熱工程S40との間の工程として設けることが好ましい。炭素濃度の測定方法としては、上述の通り、XRF分析による測定方法を好ましい一例として挙げることができる。この炭素濃度測定工程S70によって、上記の祖酸化亜鉛ケーキの炭素濃度を、常時、或いは、随時適当な間隔で測定確認することによって、上記の炭素濃度を、より高い精度で、0.3質量%以下の範囲に制御することができる。
<Carbon concentration measurement process>
In the present invention, a carbon concentration measuring step S70 that is a step of measuring the carbon concentration of the crude zinc oxide cake that is put into the drying and heating step S40 is provided as a step between the wet step S30 and the drying and heating step S40. Is preferred. As a measuring method of carbon concentration, as described above, a measuring method by XRF analysis can be cited as a preferred example. By measuring and confirming the carbon concentration of the Zinc Oxide Cake at an appropriate interval at any time or at any appropriate time by this carbon concentration measuring step S70, the above-mentioned carbon concentration can be increased to 0.3% by mass with higher accuracy. The following range can be controlled.
以上、本発明の実施形態について説明したが、本発明は上述した実施形態に限るものではない。又、本発明の実施形態に記載された効果は、本発明から生じる最も好適な効果を列挙したに過ぎず、本発明による効果は、本発明の実施例に記載されたものに限定されるものではない。 As mentioned above, although embodiment of this invention was described, this invention is not restricted to embodiment mentioned above. The effects described in the embodiments of the present invention are only the most preferable effects resulting from the present invention, and the effects of the present invention are limited to those described in the embodiments of the present invention. is not.
以下、実施例により本発明を更に具体的に説明するが、本発明は、以下の実施例に限定されるものではない。 EXAMPLES Hereinafter, although an Example demonstrates this invention further more concretely, this invention is not limited to a following example.
DRKに投入する粗酸化亜鉛ケーキの炭素濃度を0.3質量%以下とすることが、乾燥加熱工程におけるキルンの揮発率の向上に寄与することを確認するために以下の試験を行った。 The following test was conducted in order to confirm that setting the carbon concentration of the crude zinc oxide cake to be added to DRK to 0.3% by mass or less contributes to the improvement of the kiln volatility in the drying and heating step.
上記において説明した通り、予備混合工程S10、還元焙焼工程S20、湿式工程S30、乾燥加熱工程S40、排ガスダスト洗浄工程S50、及び、排水処理工程S60を備える全体プロセスを実施可能な製造設備における試験操業によって、粗酸化亜鉛の製造方法を実施した。試験操業条件の詳細は以下に示す通りである。 As described above, a test in a manufacturing facility capable of performing the entire process including the preliminary mixing step S10, the reduction roasting step S20, the wet step S30, the drying and heating step S40, the exhaust gas dust cleaning step S50, and the wastewater treatment step S60. Depending on the operation, a method for producing crude zinc oxide was carried out. The details of the test operation conditions are as follows.
原料鉱として、下記の鉄鋼ダストを用いた。鉄鋼ダストの組成は下記の通りである。
Zn:20〜35質量%、Pb:1〜3質量%、Fe:10〜35質量%、Cr:<0.1質量%、F:1.0質量%、Cd:1.0質量%、である。
The following steel dust was used as the raw material ore. The composition of steel dust is as follows.
Zn: 20-35% by mass, Pb: 1-3% by mass, Fe: 10-35% by mass, Cr: <0.1% by mass, F: 1.0% by mass, Cd: 1.0% by mass, is there.
又、炭素質還元剤として、リサイクルカーボンを用いた。原料鉱の総量に対するリサイクルカーボンの添加量は、炭素含有量が5〜7.5%の範囲内となるように適宜調整した。そして、上記の原料鉱と炭素質還元剤とをパンペレタイザーによって混合造粒し、粒径が5.4〜9.6mmの炭素質還元剤内装ペレットとした。 In addition, recycled carbon was used as the carbonaceous reducing agent. The amount of recycled carbon added to the total amount of raw material ore was appropriately adjusted so that the carbon content was within the range of 5 to 7.5%. And said raw material ore and a carbonaceous reducing agent were mixed and granulated by the pan pelletizer, and it was set as the carbonaceous reducing agent interior pellet with a particle size of 5.4-9.6 mm.
炭素質還元剤内装ペレットは、各ロット毎の炭素含有量がそれぞれ異なるものとなるように複数種類のロットを作成した。そして、これらの炭素質還元剤内装ペレットは、組成を同じくするロット毎に、予めそれぞれの圧壊強度を測定しておいた。 For the carbonaceous reducing agent-incorporated pellets, a plurality of types of lots were prepared so that the carbon content of each lot was different. And these carbonaceous reducing agent interior pellets measured each crushing strength beforehand for every lot which has the same composition.
このようにして製造した炭素質還元剤内装ペレットを、還元焙焼工程に投入し、粗酸化亜鉛を回収した。ここで、投入される炭素質還元剤内装ペレットの炭素含有率にかかわらずRRKの操業条件は一定に保持した。焙焼温度については1100〜1150℃の範囲とした。 The carbonaceous reducing agent-incorporated pellets produced in this manner were put into a reduction roasting process to recover crude zinc oxide. Here, the RRK operating conditions were kept constant regardless of the carbon content of the carbonaceous reducing agent-incorporated pellets to be charged. About roasting temperature, it was set as the range of 1100-1150 degreeC.
上記還元焙焼工程で得た粗酸化亜鉛を更に湿式工程に投入し、当該湿式工程を得た粗酸化亜鉛(粗酸化亜鉛ケーキ)を、乾燥加熱工程に投入した。焼成温度は1100〜1150℃の範囲として乾燥加熱処理を行った。尚、乾燥加熱工程に投入される粗酸化亜鉛(粗酸化亜鉛ケーキ)の炭素含有量を把握するため、DRKに投入直前の段階にある粗酸化亜鉛ケーキの炭素含有量を各ロット毎に測定した。 The crude zinc oxide obtained in the reduction roasting step was further charged into a wet process, and the crude zinc oxide (crude zinc oxide cake) obtained from the wet process was charged into a dry heating step. The baking temperature was 1100 to 1150 ° C., and the drying heat treatment was performed. In addition, in order to grasp the carbon content of the crude zinc oxide (crude zinc oxide cake) charged in the drying and heating process, the carbon content of the crude zinc oxide cake in the stage immediately before the addition to the DRK was measured for each lot. .
上記乾燥加熱処理の終了後、乾燥加熱工程でのフッ素の揮発率を求めた。このフッ素の揮発率は、乾燥加熱工程産出焼鉱中フッ素量を乾燥加熱キルンに投入される粗酸化亜鉛ケーキ中フッ素量にて除することにより求めたものである。そして、上述の通り、予め測定しておいたDRK投入前の粗酸化亜鉛の炭素含有量と、同工程でのフッ素揮発率の関係を検証した。結果を図4に示す。図4から、乾燥加熱工程に投入する粗酸化亜鉛(粗酸化亜鉛ケーキ)の炭素濃度を0.3質量%以下に保持することによって、乾燥過熱工程におけるフッ素の揮発率を安定的に90%以上とすることができることが分かる。尚、乾燥加熱工程に投入される粗酸化亜鉛ケーキ中フッ素濃度の平均0.25%から計算すると、乾燥加熱工程におけるフッ素の揮発率を90%以上にすることで、フッ素濃度0.05%以下の高品質酸化亜鉛鉱を製造することが出来る。 After completion of the drying heat treatment, the volatilization rate of fluorine in the drying heating process was determined. The volatilization rate of fluorine is obtained by dividing the amount of fluorine in the dry heating process output calcined ore by the amount of fluorine in the crude zinc oxide cake charged into the dry heating kiln. And as above-mentioned, the relationship between the carbon content of the crude zinc oxide before DRK addition measured beforehand and the fluorine volatilization rate in the same process was verified. The results are shown in FIG. From FIG. 4, by maintaining the carbon concentration of the crude zinc oxide (crude zinc oxide cake) to be supplied to the drying and heating process at 0.3% by mass or less, the volatilization rate of fluorine in the drying and heating process is stably 90% or more. It can be seen that. In addition, when calculating from an average of 0.25% of the fluorine concentration in the crude zinc oxide cake charged into the drying and heating step, the fluorine concentration in the drying and heating step is set to 90% or more, and the fluorine concentration is 0.05% or less. High quality zinc oxide ore can be produced.
S10 予備混合工程
S20 還元焙焼工程
S30 湿式工程
S40 乾燥加熱工程
S50 排ガスダスト洗浄工程
S60 排水処理工程
S70 炭素濃度測定工程
S10 Preliminary mixing process S20 Reduction roasting process S30 Wet process S40 Drying and heating process S50 Exhaust gas dust cleaning process S60 Wastewater treatment process S70 Carbon concentration measurement process
Claims (4)
原料鉱と炭素質還元剤とを混合造粒して還元剤内装ペレットとする予備混合工程と、
前記還元剤内装ペレットを焙焼して粗酸化亜鉛を得る還元焙焼工程と、
前記粗酸化亜鉛に湿式処理を施して、前記フッ素を除去して粗酸化亜鉛ケーキを得る湿式工程と、
前記粗酸化亜鉛ケーキを乾燥加熱ロータリーキルンで焼成する乾燥加熱工程と、を備え、
前記乾燥加熱工程に投入される前記粗酸化亜鉛ケーキの炭素濃度を0.3質量%以下に保持し、
前記乾燥加熱ロータリーキルンによる焼成を1100℃以上1150℃以下で行い、
前記乾燥加熱工程後の前記酸化亜鉛鉱のフッ素濃度を、0.05質量%以下に維持する酸化亜鉛鉱の製造方法。 A zinc oxide ore production method for producing zinc oxide ore from powdery raw ore containing fluorine,
A premixing step of mixing and granulating raw material ore and a carbonaceous reducing agent to form a reducing agent-incorporated pellet;
A reduction roasting step of roasting the reducing agent-incorporated pellets to obtain crude zinc oxide;
A wet process of subjecting the crude zinc oxide to a wet treatment to remove the fluorine to obtain a crude zinc oxide cake;
A drying and heating step of baking the crude zinc oxide cake in a drying and heating rotary kiln ,
Maintaining the carbon concentration of the crude zinc oxide cake charged into the drying and heating step at 0.3% by mass or less ,
Firing by the dry heating rotary kiln is performed at 1100 ° C. or higher and 1150 ° C. or lower,
The manufacturing method of the zinc oxide ore which maintains the fluorine concentration of the said zinc oxide ore after the said drying heating process at 0.05 mass% or less .
前記還元剤内装ペレットの圧壊強度が4200g以上6500g以下である請求項1に記載の酸化亜鉛鉱の製造方法。
圧壊強度:還元剤内装ペレットを、ばね計りと、試料設置板を備える圧壊強度測定装置により圧縮した場合に、還元剤内装ペレットが、損壊した時点のばね計りの測定値(g)を、当該還元剤内装ペレットの圧壊強度(g)とする。 The content ratio of the carbonaceous reducing agent in the reducing agent-incorporated pellet is 7.5% or less,
2. The method for producing zinc oxide ore according to claim 1, wherein the crushing strength of the reducing agent-incorporated pellets is 4200 g or more and 6500 g or less.
Crushing strength: When the reducing agent-incorporated pellet is compressed by a crushing strength measuring device equipped with a spring gauge and a sample setting plate, the measured value (g) of the spring measuring at the time when the reducing agent-incorporated pellet is damaged is reduced. Let it be the crushing strength (g) of the agent-incorporated pellets.
Priority Applications (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
JP2013267020A JP6094467B2 (en) | 2013-12-25 | 2013-12-25 | Method for producing zinc oxide ore |
Applications Claiming Priority (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
JP2013267020A JP6094467B2 (en) | 2013-12-25 | 2013-12-25 | Method for producing zinc oxide ore |
Publications (2)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
JP2015124388A JP2015124388A (en) | 2015-07-06 |
JP6094467B2 true JP6094467B2 (en) | 2017-03-15 |
Family
ID=53535327
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
JP2013267020A Active JP6094467B2 (en) | 2013-12-25 | 2013-12-25 | Method for producing zinc oxide ore |
Country Status (1)
Country | Link |
---|---|
JP (1) | JP6094467B2 (en) |
Families Citing this family (7)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
JP6387868B2 (en) * | 2015-03-09 | 2018-09-12 | 住友金属鉱山株式会社 | Method for producing zinc oxide ore |
CN105112648A (en) * | 2015-09-18 | 2015-12-02 | 东北大学 | Microwave roasting method for improving activity of boron concentrates |
CN105925793B (en) * | 2016-04-27 | 2018-08-21 | 江苏省冶金设计院有限公司 | Handle the method and system of zinc leaching residue |
JP7183502B2 (en) * | 2018-04-23 | 2022-12-06 | 住友金属鉱山株式会社 | Method for producing zinc oxide ore |
JP7172713B2 (en) * | 2019-02-22 | 2022-11-16 | 住友金属鉱山株式会社 | Method for producing zinc oxide ore |
JP7400401B2 (en) * | 2019-11-28 | 2023-12-19 | 住友金属鉱山株式会社 | Method for producing zinc oxide ore |
JP7567468B2 (en) | 2020-12-28 | 2024-10-16 | 住友金属鉱山株式会社 | How zinc oxide ore is produced |
Family Cites Families (3)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
JPH0711354A (en) * | 1993-06-23 | 1995-01-13 | Sumitomo Metal Mining Co Ltd | Method for operating rotary kiln for reduction of iron and steel |
DE4339591A1 (en) * | 1993-11-20 | 1995-05-24 | Metallgesellschaft Ag | Rolling process for the processing of materials containing zinc, lead and iron oxides |
JP2000128530A (en) * | 1998-10-30 | 2000-05-09 | Mitsui Mining & Smelting Co Ltd | Treatment of crude zinc oxide powder |
-
2013
- 2013-12-25 JP JP2013267020A patent/JP6094467B2/en active Active
Also Published As
Publication number | Publication date |
---|---|
JP2015124388A (en) | 2015-07-06 |
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
JP6094467B2 (en) | Method for producing zinc oxide ore | |
JP6098499B2 (en) | Method for producing zinc oxide ore | |
JP5904073B2 (en) | Method for producing zinc oxide ore | |
JP5862305B2 (en) | Smoke ash treatment method | |
JP6094468B2 (en) | Method for producing zinc oxide ore | |
JP6387868B2 (en) | Method for producing zinc oxide ore | |
JP7151404B2 (en) | Method for producing zinc oxide ore | |
CN101341265A (en) | Separation of metal values in zinc leaching residues | |
JP5904089B2 (en) | Method for producing zinc oxide ore | |
JP6123930B2 (en) | Method for producing zinc oxide ore | |
CN106119546A (en) | A kind of method by rotary kiln baking Second-rate zinc oxide powder concentration of valuable metals | |
JP5958415B2 (en) | Method for producing zinc oxide sinter | |
JP7099299B2 (en) | Manufacturing method of zinc oxide ore | |
JP7400401B2 (en) | Method for producing zinc oxide ore | |
JP4506017B2 (en) | Method for producing zinc oxide sinter or zinc oxide briquette | |
JP7567468B2 (en) | How zinc oxide ore is produced | |
JP6838390B2 (en) | Manufacturing method of zinc oxide ore | |
JP7172713B2 (en) | Method for producing zinc oxide ore | |
JP2015059264A (en) | Method of operating reduction roasting furnace | |
JP7183502B2 (en) | Method for producing zinc oxide ore | |
JP7415629B2 (en) | Method for producing zinc oxide ore | |
JP2023055525A (en) | Method for producing iron-containing clinker | |
JP2019151863A (en) | Method for recovering tin from copper smelting dust and recovered tin | |
JP2005313009A (en) | Treatment method of substance containing zinc, lead and chlorine | |
JP2022110915A (en) | Method for manufacturing zinc oxide ore |
Legal Events
Date | Code | Title | Description |
---|---|---|---|
A621 | Written request for application examination |
Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: A621 Effective date: 20151023 |
|
A977 | Report on retrieval |
Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: A971007 Effective date: 20161006 |
|
A131 | Notification of reasons for refusal |
Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: A131 Effective date: 20161018 |
|
A521 | Written amendment |
Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: A523 Effective date: 20161212 |
|
TRDD | Decision of grant or rejection written | ||
A01 | Written decision to grant a patent or to grant a registration (utility model) |
Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: A01 Effective date: 20170117 |
|
A61 | First payment of annual fees (during grant procedure) |
Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: A61 Effective date: 20170130 |
|
R150 | Certificate of patent or registration of utility model |
Ref document number: 6094467 Country of ref document: JP Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: R150 |