JPH0152453B2

JPH0152453B2 -

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Publication number: JPH0152453B2
Application number: JP3699180A
Authority: JP
Inventors: Ibanobichi Ushiakofu Konsutanchin; Efuimobichi Hiriko Mihairu; Ioerebuna Fueruman Rina; Ibadorirobichi Sadeikofu Bashirii; Ibanobichi Karunin Ebugenii; Abukenchebichi Kobugan Beberu
Original assignee: GNII TSVETNYKH METALLOV
Current assignee: GNII TSVETNYKH METALLOV
Priority date: 1980-03-25
Filing date: 1980-03-25
Publication date: 1989-11-08
Also published as: JPS56133430A

Description

【発明の詳細な説明】本発明は非鉄治金の分野に関するものであり、
より特定すれば硫化物粗原料を処理する方法に関
するものである。DETAILED DESCRIPTION OF THE INVENTION The present invention relates to the field of nonferrous metallurgy,
More particularly, it relates to a method for treating sulfide crude materials.

この硫化物粗原料の処理は、それから金属と硫
黄とを回収することを目的とするものである。硫
化物粗原料とは、鉱石、例えば、銅、銅−亜鉛、
銅−ニツケル鉱石、その精鉱および鉱石利用物の
中間製品などを包含する。 This treatment of the sulfide raw material is aimed at recovering metals and sulfur from it. Sulfide crude raw materials include ores such as copper, copper-zinc,
It includes copper-nickel ore, its concentrate, and intermediate products of ore utilization.

硫化物粗原料の処理はそれから金属を直接回収
すること、又は、金属をマツト（〓）中に回収
し、それから金属又は、硫化物精鉱（例えば銅−
ニツケル粗原料を溶融することにより製造された
銅−および−ニツケル転炉マツト）を製造し、そ
れから次の加工工程によつて金属を回収すること
も包含している。硫化物粗原料から金属、特に銅
を直接に回収することは、単一設備単位、又は、
一連の連続溶融工程用の多数の設備単位中で達成
される。非鉄抽出治金の実際においては、先ず、
マツトの形で金属を回収し、それから金属を後続
の処理工程で製造している。 Processing of the sulfide raw material can be done by recovering the metal directly from it or by recovering the metal in a matte and then converting the metal or sulfide concentrate (e.g. copper-
It also includes producing copper (copper and nickel converter mats) produced by melting nickel raw materials and then recovering the metal by subsequent processing steps. The direct recovery of metals, especially copper, from sulfide crude feedstocks can be carried out in a single equipment unit or
This is accomplished in a number of equipment units for a series of continuous melting steps. In practice of non-ferrous extraction metallurgy, first of all,
The metal is recovered in the form of matte, and the metal is then manufactured in subsequent processing steps.

マツトを製造するために、硫化物粗原料を処理
する既知の方法は、溶鉱炉、反射炉、電気炉およ
びフラツシユ溶融炉中で粗原料を製練することを
含むものである。 Known methods of processing sulfide crude materials to produce matt include smelting the crude materials in blast furnaces, reverberatory furnaces, electric furnaces, and flash melting furnaces.

溶鉱炉製練は粗原料とフラツクス（融剤）を含
む装入物と、炭素質燃料、主としてコークスを使
用することと、および、酸素含有ガスを吹き込む
ことを必要とする。溶鉱炉中で硫化物粗原料を製
練する既知の方法は、すべて炭素質燃料の使用を
含むものである。 Blast furnace smelting requires a charge containing raw material and flux, the use of carbonaceous fuel, primarily coke, and the blowing of an oxygen-containing gas. All known methods of smelting sulfide crude materials in blast furnaces involve the use of carbonaceous fuels.

初めの粗原料と、製造された製品の組成によつ
て、溶鉱炉中で硫化物粗原料を処理する方法は、
純パイライト（pyrite、硫化鉱）製練、部分的パ
イライト製練、および銅−および−硫黄製練
（Orkla法）に分類されている。 Depending on the initial raw material and the composition of the product produced, the method of processing the sulfide raw material in the blast furnace can be:
It is classified into pure pyrite (sulfide ore) smelting, partial pyrite smelting, and copper- and -sulfur smelting (Orkla process).

少くとも32％の硫黄を含む塊状パイライト銅鉱
（例えば脈石含有率の低い鉱石）を処理するため
には、純パイライト製練法が用いられていた。こ
の方法では、鉱石と、これにフラツクス（硅石、
および石灰石）と、３重量％以下のコークスとを
添加したものからなる装入物を、開放炉喉を有す
る溶鉱炉中で空気を鉱石トン当り約１，000ない
し１，200m³の送入量で吹き込むことによつて製
練する、酸素の消費量は鉱石トン当り約210ない
し250m³である。製練間に銅はマツト中に回収さ
れ、硫黄は排ガス中に入る（Smirnov Ｖ，Ｉ，
「銅およびニツケルの治金」、Sverdlovsk−
Moscow，Metallurgizdat，（1950），176−255
頁、特に188，195，200，252頁：Peters Ｅ，Ｄ，
「銅製練の実際」、New York，McGraw−Hill
Book Company，（1911），204−242頁、特に236
頁）この方法により高度の脱硫黄（95％まで）と
高率の濃縮比（20−25：１）を得る。この濃縮比
とはマツト中の銅含有率と、最初の粗原料中の銅
含有率との間の関係を示すものである。しかし、
純パイライト製練法は制御が困難である。その理
由はヒートバランスが不安定であること、および
装入物が炉を通過するのに長時間を要することに
ある。更に、この方法の操作に必要な燃料は全装
入物重量の2.5−３％に及ぶ量の高価なコークス
である。コークスを添加せずに例えば自溶的に純
パイライト製練を行ういくつかの試みがなされた
が、しかし工程が長期間（数日）にわたつて行わ
れる場合、肯定的な結果は全く得られなかつた
（Sticht R.S.U¨ber das Wesen des Pyrit−
Schmelzverfahrens，Halle，Wilhelm Knapp，
Metallurgie，（1906年５月）、N9，Ｓ・269）、純
パイライト製練工程間に硫黄が普通は排ガスとと
もに失われ、大気中に放出され、それにより環境
が汚染されるということに注目すべきである。こ
の方法は20世紀の初期に一般に用いられたが、し
かしその後部分的パイライト製練に変化した。こ
れは、塊状銅パイライト鉱床が徐々に枯渇して来
たからである。 Pure pyrite smelting methods have been used to process massive pyrite copper ores containing at least 32% sulfur (eg ores with low gangue content). In this method, ore and flux (silica,
and limestone), with the addition of up to 3% by weight of coke, in a blast furnace with an open furnace throat at a rate of about 1,000 to 1,200 m ³ of air per ton of ore. Smelting by blowing, the oxygen consumption is approximately 210 to 250 m ³ per ton of ore. During smelting, copper is recovered in the matte and sulfur enters the exhaust gas (Smirnov V, I,
"Metallurgy of copper and nickel", Sverdlovsk-
Moscow, Metallurgizdat, (1950), 176-255
Pages, especially pages 188, 195, 200, 252: Peters E, D.
“Copper Smelting Practice”, New York, McGraw-Hill
Book Company, (1911), pp. 204-242, especially 236
Page) This method provides a high degree of desulfurization (up to 95%) and a high concentration ratio (20-25:1). This concentration ratio indicates the relationship between the copper content in the mat and the copper content in the initial raw material. but,
The pure pyrite smelting process is difficult to control. The reason for this is that the heat balance is unstable and that it takes a long time for the charge to pass through the furnace. Furthermore, the fuel required for the operation of this process is expensive coke in an amount up to 2.5-3% of the total charge weight. Some attempts have been made to carry out pure pyrite smelting, for example autogenously, without the addition of coke, but no positive results have been obtained if the process is carried out over a long period of time (several days). Sticht RSU¨ber das Wesen des Pyrit−
Schmelzverfahrens, Halle, Wilhelm Knapp,
Metallurgie, (May 1906), N9, S. 269) notes that during the pure pyrite smelting process sulfur is normally lost with the exhaust gases and released into the atmosphere, thereby polluting the environment. Should. This method was commonly used in the early 20th century, but has since changed to partial pyrite smelting. This is because massive copper pyrite deposits have been gradually depleted.

部分的パイライト製練は、32％より少ない硫黄
を含む銅パイライト鉱石、又は、塊状サイズの精
鉱を用いて行われる。この方法は鉱石および／又
は精鉱と添加フラツクスと、12.5重量％以下の炭
素質燃料、一般にコークスとからなる装入物を、
開放された、又は密閉された炉喉を有する溶鉱炉
中で空気又は、酸素富化されたガスを吹き込んで
製練することを含むものである。 Partial pyrite smelting is carried out using copper pyrite ore or block size concentrate containing less than 32% sulfur. This process comprises a charge consisting of ore and/or concentrate, additive flux, and up to 12.5% by weight of a carbonaceous fuel, generally coke.
It involves smelting in a blast furnace with an open or closed furnace throat by blowing air or oxygen-enriched gas.

他の炭素質燃料、例えば、粉砕された石炭、燃
料油、又は天然ガスを羽口を通して導入するこ
と、又は、これらを羽口の上に燃焼生成物の形で
供給することは高価なコークスの消費を或る程度
減少させるが、しかしコークスの使用を完全に除
去するものではない。 Introducing other carbonaceous fuels, such as pulverized coal, fuel oil, or natural gas, through the tuyeres or feeding them above the tuyere in the form of combustion products is an expensive alternative to coke. It reduces consumption to some extent, but does not completely eliminate the use of coke.

空気の吹込み量は硫化物粗原料トン当り１，
500m³までの量又はそれ以上であるが、酸素富化
ガスの吹込み量は硫化物粗原料トン当り約775な
いし１，215m³である。１トンの硫化物粗原料を
製練するのに実際に要する酸素の量は、コークス
の燃焼に必要な酸素を考慮すると、150m³をこえ
ない量である。製練の間に、銅はマツトに回収さ
れ、硫黄は排ガス中に移行する（Smirnov Ｖ，
Ｉ，「銅およびニツケルの治金」、Sverdlovsk−
Moskow，Metallurgizdat，（1950），199−211
頁、特に、200および252頁：Lebedev Ｎ，Ｉ，
et al，「Copper Blast Smelting with Oxygen
−enriched Bloning」，“Tsvetnyey metally”，
（1961），N3，32−39頁）。 The amount of air blown is 1 per ton of sulfide crude material.
The amount of oxygen-enriched gas injected is about 775 to 1,215 m ³ per tonne of sulfide raw material, although the amount may be up to 500 m ³ or more. The amount of oxygen actually required to smelt 1 ton of sulfide raw material does not exceed 150 m ³ when taking into account the oxygen required for combustion of coke. During smelting, copper is recovered into matte and sulfur is transferred into the exhaust gas (Smirnov V,
I, “Copper and Nickel Metallurgy”, Sverdlovsk-
Moskow, Metallurgizdat, (1950), 199-211.
Pages, especially pages 200 and 252: Lebedev N, I,
et al, “Copper Blast Smelting with Oxygen
−enriched Bloning”, “Tsvetnyey metally”,
(1961), N3, pp. 32-39).

部分的パイライト製練法は、純パイライト製練
法にくらべて、脱硫黄の程度が低く（75％以下）、
濃縮比が低く（４−５：１以下）、そして排ガス
中のSO₂の含有率が低い（２〜５％）。このこと
は硫黄を排ガスから回収することを困難にしてい
る。更に、この方法は、熱源として、高価で、供
給が少なくなつているコークスの高い消費を含ん
でいる。酸素富化されたガス吹込みの使用は、コ
ークスの必要量を少くするけれどもしかしその程
度は30％より多くはない。 The partial pyrite smelting method has a lower degree of desulfurization (75% or less) than the pure pyrite smelting method.
The concentration ratio is low (below 4-5:1) and the content of _SO2 in the exhaust gas is low (2-5%). This makes it difficult to recover sulfur from exhaust gas. Moreover, this process involves high consumption of coke as a heat source, which is expensive and in short supply. The use of oxygen-enriched gas blowing reduces the coke requirement, but by no more than 30%.

部分的パイライト製練法は、銅−ニツケル硫化
物鉱石および／又はピロータイト（pyrrhotite、
磁〓鉄鉱）の処理に対しても応用され50ないし65
％の脱硫黄度を得ている。このような粗原料を製
練し、かつ酸素富化された吹込みガスを用いると
きは、コークスの消費は減少するが、しかし、そ
れは40％より大きくはならず、コークスは装入物
重量の約5.8％を維持する。（Biswas A.，
Davenport W.，「鉱の抽出治金」、Oxford，
Pergamon Press，（1976），100−109頁）。 The partial pyrite smelting process is based on copper-nickel sulfide ores and/or pyrrhotite.
It is also applied to the treatment of iron ore)50 to 65
% desulfurization degree has been obtained. When smelting such raw materials and using oxygen-enriched blowing gas, the coke consumption is reduced, but it is not more than 40% and the coke is less than the weight of the charge. Maintain approximately 5.8%. (Biswas A.,
Davenport W., Extractive Metallurgy of Mines, Oxford.
Pergamon Press, (1976), pp. 100-109).

1930年代に、所謂銅−および−硫黄法（Orkla
法）が硫化物粗原料の製練法として開発された。
この方法は、硫黄含有率が40ないし45％の銅パイ
ライトを処理するために用いられている。この方
法は鉱石と、フラツクスと、固形炭素質原料、例
えばコークスとからなる装入物を、（但し、固形
炭素質原料の量は装入物全重量の10％である）密
閉された炉喉を有する溶鉱炉中で製練することを
含むものである。この製練法は空気を、鉱石トン
当り１，000m³以下の量で装入することにより達
成され、ここでの酸素の消費は、鉱石トン当り
210m³である。酸素の実際必要量はかなりより低
いがこれは、吹込み空気中の酸素が、製練工程に
おける燃料の役割をはたしているコークスの一部
分の燃焼のためのみに用いられるからである。コ
ークスの他の部分は炉の中部帯域で燃焼し、炉の
底部帯域でFeSの酸化の結果として生成したSO₂
の還元を行つている。この製練工程の生成物は、
マツトと、スラグと、単体硫黄と、硫黄含有ガス
であつて、このガスから触媒の存在下に、単体硫
黄が追加的に回収される。（米国特許第１，860，
585号、Cl.23−226，1932年５月31日）。 In the 1930s, the so-called copper-and-sulfur process (Orkla
method) was developed as a smelting method for crude sulfide raw materials.
This method has been used to treat copper pyrite with a sulfur content of 40 to 45%. In this method, a charge consisting of ore, flux and a solid carbonaceous material such as coke (the amount of solid carbonaceous material being 10% of the total weight of the charge) is placed in a closed furnace throat. This includes smelting in a blast furnace having a This smelting process is achieved by charging air in an amount of less than 1,000 ^m3 per ton of ore, and the consumption of oxygen is
It is ^210m3 . The actual required amount of oxygen is considerably lower, since the oxygen in the blown air is used only for the combustion of the part of the coke that serves as fuel in the smelting process. The other part of the coke is burned in the middle zone of the furnace, and the _SO2 produced as a result of the oxidation of FeS in the bottom zone of the furnace
We are giving back. The product of this smelting process is
Mat, slag, elemental sulfur, and a sulfur-containing gas from which elemental sulfur is additionally recovered in the presence of a catalyst. (U.S. Pat. No. 1,860,
585, Cl. 23-226, May 31, 1932).

この方法は、硫化物原料から硫黄を、単体硫黄
の形で十分高率で回収する。この方法は、他の方
法にくらべてすぐれた長所を有するものである。
しかし、一方、この方法は、低脱硫黄率（85％以
下）と、低濃縮率（5.5：１以下）を示すもので
ある。その結果、例えば2.5％の銅を含む鉱石の
処理により８ないし10％の、最大14ないし15％
の、銅を含む低品位のマツトが得られる。これを
精製する前に、このマツトを品位上昇用製練炉中
における附加的処理（濃縮化製練）に供しなけれ
ばならず、このことは粗原料加工のコストを増大
させる。この方法では、また、単にSO₂から硫黄
を回収するための還元剤としてのみではなく、ま
た、燃料としてもコークスを使用する必要があ
る。更にまた、この方法は制御が困難である。そ
れは、装入物が炉を通過するのに長時間を要する
からである。硫黄含有ガスは、触媒を用いる処理
の後に、硫黄をそれから回収することが難しいの
で、大気中に排出しなければならない。 This method recovers sulfur from the sulfide feedstock in the form of elemental sulfur at a sufficiently high rate. This method has superior advantages over other methods.
However, on the other hand, this method shows a low desulfurization rate (85% or less) and a low enrichment ratio (5.5:1 or less). As a result, processing of ores containing, for example, 2.5% copper yields 8 to 10%, up to 14 to 15%
A low-grade pine containing copper is obtained. Before its refining, the matte must be subjected to an additional treatment (enrichment smelting) in an upgrading smelting furnace, which increases the cost of processing the raw material. This method also requires the use of coke not only as a reducing agent to recover sulfur from _SO2 , but also as a fuel. Furthermore, this method is difficult to control. This is because it takes a long time for the charge to pass through the furnace. The sulfur-containing gas must be vented to the atmosphere after treatment with catalysts, since it is difficult to recover the sulfur from it.

本発明の主要な目的は、溶鉱炉中における硫化
物粗原料の処理を改良し、粗原料加工のコストを
低減し、かつそれからの硫黄回収を増大させるこ
とである。 The main objectives of the present invention are to improve the processing of sulfide raw materials in blast furnaces, reduce the cost of raw material processing and increase sulfur recovery therefrom.

本発明の目的は、溶鉱炉中で硫化物粗原料を処
理する本発明方法を用いることによつて達成され
る。本発明方法は、金属含有粗原料と、フラツク
スとからなる装入物を、酸素含有ガスを吹き込ん
で製練し、マツトと、スラツグと、単体硫黄と、
硫黄含有排ガスとを製造することを含むものであ
る。本発明の特徴的特性は、装入物の製練が、炉
内において羽口水準のすぐ上の0.3ないし1.5ｍの
高さの硅石層を形成しながら自溶製練的に行わ
れ、それが、炉の羽口帯域内の断面積１m²当りか
つ単位時間当りに製練されるべき装入物の所望量
を維持し、硫化鉄の十分完全な酸化を達成させる
ことを可能にする点にあるこの完全な酸化は、最
初の粗原料中に含まれた高度の硫化物に対して、
酸素富化された空気を吹込むことにより供給され
た酸素により、硫化物粗原料のトン当り300ない
し400m³の酸素消費量で行われるものである。 The objects of the invention are achieved by using the method of the invention for treating sulfide crude materials in a blast furnace. In the method of the present invention, a charge consisting of metal-containing crude raw materials and flux is smelted by blowing oxygen-containing gas into matte, slag, elemental sulfur,
This includes producing sulfur-containing exhaust gas. A characteristic feature of the present invention is that the smelting of the charge is carried out in the furnace in a self-smelting manner while forming a layer of silica with a height of 0.3 to 1.5 m just above the tuyere level; at the point where it is possible to maintain the desired amount of charge to be smelted per m ² of cross-sectional area in the tuyere zone of the furnace and per unit time and to achieve a sufficiently complete oxidation of the iron sulfide. This complete oxidation at
With oxygen supplied by blowing oxygen-enriched air, an oxygen consumption of 300 to 400 m ³ per ton of sulfide raw material is carried out.

硫化物粗原料の処理が自溶製練的にすなわち、
コークス又は他の炭素質燃料の使用なしで達成さ
れるので、工程のコストは、実質的に低い。この
ことが本発明の大きな長所である。 Processing of sulfide crude raw material is done by self-smelting process, that is,
The cost of the process is substantially lower since it is accomplished without the use of coke or other carbonaceous fuels. This is a major advantage of the present invention.

本発明方法は、単一工程で高品位マツトを製造
することを可能にしかつ粗原料からの硫黄回収率
の増大を可能にする。 The method of the invention allows high grade pine to be produced in a single step and allows for increased sulfur recovery from raw materials.

本発明の利点は、この方法が広く種々の硫化物
粗原料、例えば、銅、銅−亜鉛、および銅−ニツ
ケル鉱石、塊状サイズの銅、パイライト、および
ピロータイト精鉱、および中間生成物に応用でき
るということを含むものである。本発明の長所は
下記の詳細な説明により説明されるであろう。 An advantage of the present invention is that the process is widely applicable to a variety of sulfide crude materials, such as copper, copper-zinc, and copper-nickel ores, lump-sized copper, pyrite, and pyrrhotite concentrates, and intermediate products. It includes being able to do something. The advantages of the invention will be explained by the detailed description below.

硫化物粗原料を処理する本発明方法は、粗原料
と、フラツクスとからなる装入物を、溶鉱炉中で
製練することを含み、この炉中では、高さ0.3な
いし1.5ｍの硅石層が羽口水準のすぐ上に形成さ
れる。羽口を通して酸素富化された空気が炉内に
供給される。酸素の必要量は、硫化物粗原料トン
当り300ないし400m³である。 The method of the present invention for treating sulfide raw materials comprises smelting a charge consisting of raw materials and flux in a blast furnace, in which a silica layer with a height of 0.3 to 1.5 m is formed. Formed just above the tuyere level. Oxygen-enriched air is fed into the furnace through the tuyeres. The required amount of oxygen is 300 to 400 m ³ per ton of sulfide raw material.

製練工程を酸素富化空気を吹込んでテストして
みたところ、燃料としてのコークスの消費を減少
させ得るということが発見された。しかし、燃料
としてのコークスの使用の完全な除去は、本発明
の上記の特性、すなわち上記の高さの硅石層と、
特定された酸素の必要量が達成されたときのみ達
成され得ることが発見された。 By testing the smelting process with oxygen-enriched air, it was discovered that the consumption of coke as a fuel could be reduced. However, the complete elimination of the use of coke as a fuel is due to the above-mentioned characteristics of the invention, i.e. the silica layer of the above-mentioned height,
It has been discovered that this can only be achieved when the specified oxygen requirements are met.

硫化物粗原料を処理する本発明方法は、非鉄金
属製造に用いられているような密閉炉喉付の普通
にデザインされた溶鉱炉中で行われる。硫化物鉱
石とおよび／又は塊状サイズの硫化物原料（例え
ば団塊状化された精鉱）およびフラツクス（硅石
および石灰石）からなる装入物を、密閉を維持す
ることのできる装入装置により炉内に供給する。
装入物の個々の成分は塊状、好ましくはあまり大
きくないサイズ、すなわち100−120mmより大きく
ないものでなければならない。炉中の装入物に要
求されるガス透過性を保持するためには、装入物
中の、20mmより小さな粒子サイズを有するフラク
シヨンの割合が５ないし10％をこえないことが必
要である。装入物を炉中に装入する前に、装入物
の成分を混合することが好ましいが、しかし、ま
た、炉中に各個の層を形成するように導入するこ
とも可能である。 The process of the present invention for treating sulfide raw materials is carried out in a conventionally designed blast furnace with a closed furnace throat, such as those used in non-ferrous metal production. A charge consisting of sulfide ore and/or block-sized sulfide feedstock (e.g. nodular concentrate) and fluxes (silica and limestone) is placed inside the furnace by means of a charging device capable of maintaining a hermetic seal. supply to.
The individual components of the charge should be in bulk, preferably of not very large size, ie not larger than 100-120 mm. In order to maintain the required gas permeability of the charge in the furnace, it is necessary that the proportion of the fraction in the charge with a particle size smaller than 20 mm does not exceed 5 to 10%. It is preferred to mix the components of the charge before it is introduced into the furnace, but it is also possible to introduce it into the furnace in the form of individual layers.

装入物の製練は炉内で行われ、この中で0.3な
いし1.5ｍの高さの硅石層が羽口水準のすぐ上に
形成される。用語「硅石層」とは、主として硅石
と、および少量の石灰石、スラツグおよび硫化物
からなる床（bed）として理解されるべきであ
る。硅石層は、第１図に示されているように、そ
の一部により形成され羽口付近に付着している硅
石付着体により支持されている。 Smelting of the charge takes place in a furnace in which a 0.3 to 1.5 m high layer of silica is formed just above the tuyere level. The term "silica layer" is to be understood as a bed consisting primarily of silica and small amounts of limestone, slag and sulphides. As shown in FIG. 1, the silica layer is supported by a silica deposit formed by a part of the layer and attached near the tuyere.

第１図において羽口１の水準のすぐ上に形成さ
れた硅石層２の一部分は、炉床部１ａの炉壁に付
着して、硅石付着体３を形成し、この硅石付着体
３が硅石層２の全体を保持する。硅石付着体３中
には羽口に連通するガス通路４が形成され、所定
のガスが羽口１からこのガス通路４を通つて炉中
装入物に供給される。また、硅石付着体３は狭い
スリツト部５を形成し、その下に空間６が形成さ
れている。炉中の金属溶融物は、このスリツト部
５を通つて炉床中の空間６に流下することができ
るが、硅石片は、このスリツト部５を通過するこ
とはできない。初めに、炉は通常のどの方法によ
つてでも操業を開始することができ、そして、炉
が正常な製練条件に達したとき、通常は、操業開
始から６〜12時間後に、正常の操業装入物中の硅
石の計算含有量に比較して過剰量の硅石を含む装
入物を供給し、製練することにより所定の高さの
硅石層を形成する。炉中に導入されるべき硅石の
総計量は、特定の高さの硅石層を形成するための
正常の製練条件に近づいたときに、断面積と、硅
石の単位見掛け体積当りの重量とに基いて計算さ
れる。硅石層の高さは0.3ないし1.5ｍの範囲内に
なければならない。それは、硅石層の厚さが0.3
ｍより小さいとマツト濃縮比が所望のレベルより
低くなり、また、硅石層の厚さが1.5ｍより大き
くなると、正常の操業が妨害されるからである。 In FIG. 1, a part of the silica layer 2 formed just above the level of the tuyere 1 adheres to the furnace wall of the hearth part 1a to form a silica deposit 3, and this silica deposit 3 is a silica deposit. Retain layer 2 in its entirety. A gas passage 4 communicating with the tuyere is formed in the silica deposit 3, and a predetermined gas is supplied from the tuyere 1 to the furnace charge through the gas passage 4. Further, the silica adhered body 3 forms a narrow slit portion 5, and a space 6 is formed below the slit portion 5. The metal melt in the furnace can flow down through this slit 5 into the space 6 in the hearth, but the silica chips cannot pass through this slit 5. Initially, the furnace can be started up by any conventional method, and when the furnace reaches normal smelting conditions, usually after 6 to 12 hours of start-up, normal operation begins. A charge containing an excess amount of silica stone compared to the calculated content of silica stone in the charge is fed and smelted to form a silica layer of a predetermined height. The total amount of silica stone to be introduced into the furnace is determined by the cross-sectional area and weight per unit apparent volume of silica stone when approaching normal smelting conditions for forming a silica layer of a certain height. Calculated based on The height of the silica layer must be within the range of 0.3 to 1.5 m. It is because the thickness of the silica layer is 0.3
If it is smaller than m, the pine concentration ratio will be lower than the desired level, and if the thickness of the silica layer is larger than 1.5 m, normal operation will be disturbed.

本発明に従つて、硫化物原料の製練は、羽口を
通して炉中に導入された酸素富化された空気吹込
み流によつて行われる。吹込み量は、硫化物粗原
料トン当り900ないし１，200m³である。この吹込
み流中の酸素含有率は25ないし45％である。硫化
物粗原料トン当り300m³より低い酸素消費では低
品位のマツトが生成し、酸素消費量が、硫化物粗
原料トン当り400m³をこえて増大すると、酸素量
は過剰となつて、これは望ましくない。これは、
炉のより高いレベルの部分において酸素が、硫黄
の高度の解離の結果として形成された単体硫黄を
酸化し、それにより正常の工程条件が阻害される
からである。従つて単体硫黄の回収率が低くな
る。 According to the invention, smelting of the sulfide feedstock is carried out by means of an oxygen-enriched air blow stream introduced into the furnace through tuyeres. The amount of injection is from 900 to 1,200 m ³ per ton of sulfide raw material. The oxygen content in this blow stream is between 25 and 45%. Oxygen consumption lower than 300 m ³ per ton of sulfide raw material produces low-grade pine, and when oxygen consumption increases above 400 m ³ per ton of sulfide raw material, the amount of oxygen becomes excessive and this Undesirable. this is,
This is because oxygen in the higher level parts of the furnace oxidizes the elemental sulfur formed as a result of the high degree of dissociation of sulfur, thereby disturbing normal process conditions. Therefore, the recovery rate of elemental sulfur becomes low.

製練工程の結果として得られた液状生成物は、
前部炉床においてマツトおよびスラツグ中に分離
される。炉から出て行く排ガスは塵埃捕集に供さ
れ、次々単体硫黄の回収のためのコンデンサーに
送付される。単体硫黄の分離の後、排ガスを硫酸
製造用に、又は、SO₂還元法による単体硫黄の追
加的回収に使用することができる。脱硫黄率は、
製練間に95％に達する。パイライト鉱石を製練す
るときには、単体硫黄の回収率は45％に達する。
本発明方法を用いると、濃縮比を30：１に達せし
めることができる。このことは、たとえ低品位の
鉱石（例えば、銅含有率が1.5ないし２％の銅鉱
石）でも、精製の前に附加的製練を必要としない
ような、換言すれば、得られるマツトをコンバー
ター中における後続加工に直接送付できるような
高品位マツト（25ないし40％銅）を製造すること
ができることを意味する。本発明により硫化物粗
原料を処理した結果として特られたスラツグは、
通常、廃棄されるべきスラツグであると考えられ
ている。このようにして生成したスラツグの特徴
は、それがマグネタイトを実質的に含まないが、
或は極めて低い含有率（５％以下）で含んでいる
という事実である。銅−亜鉛原料を製練したと
き、得られるスラツグを、それから亜鉛を、例え
ばスラツグ−蒸発法により、回収するために用い
ることができる。銅−ニツケル原料を製練したと
き、得られたスラツグを例えば電気炉中でのスラ
ツグ−クリーニングに供することもできる。 The liquid product obtained as a result of the smelting process is
Separated into mats and slugs in the front hearth. The exhaust gas leaving the furnace is used for dust collection and sent to a condenser for the recovery of elemental sulfur. After separation of elemental sulfur, the exhaust gas can be used for sulfuric acid production or for additional recovery of elemental sulfur by SO ₂ reduction process. The desulfurization rate is
Reach 95% during smelting. When smelting pyrite ore, the recovery rate of elemental sulfur reaches 45%.
Using the method of the invention, concentration ratios of 30:1 can be achieved. This means that even low-grade ores (e.g. copper ores with a copper content of 1.5 to 2%) do not require additional smelting before refining; in other words, the resulting matte can be converted into a This means that high-grade matte (25 to 40% copper) can be produced that can be sent directly for further processing in the interior. The slag characterized as a result of processing sulfide raw materials according to the present invention is
It is usually considered to be a slag that should be discarded. The characteristics of the slag produced in this way are that it is substantially free of magnetite;
Or it is the fact that it is contained at an extremely low content (5% or less). When the copper-zinc raw material is smelted, the resulting slag can be used to recover zinc therefrom, for example by a slag-evaporation process. When the copper-nickel raw material is smelted, the resulting slag can be subjected to slag cleaning, for example in an electric furnace.

酸素富化した空気を吹き込み、特定範囲の酸素
消費をするという特性により高い工程価値が得ら
れた。適当な高さの硅石層は製練生産性を著るし
く増大させ、それにより、高度の濃縮化に寄与し
た。これは、硅石の存在下に空気吹込み流中の酸
素により硫化鉄の酸化が促進されるからである。 High process value was obtained due to the characteristics of blowing oxygen-enriched air and consuming oxygen within a specific range. A silica layer of appropriate height significantly increased the smelting productivity, thereby contributing to a high degree of enrichment. This is because, in the presence of silica, the oxygen in the air flow promotes the oxidation of iron sulfide.

本発明の特性によつて、製練工程の悪い機能
は、所定範囲に維持された酸素消費を制御するこ
とによつて容易に修正される。 Due to the nature of the present invention, adverse features of the milling process are easily corrected by controlling oxygen consumption maintained within a predetermined range.

本発明の一態様において、炭素質還元剤、例え
ば天然ガス、コークス、燃料油、又は他の適当な
還元剤を溶鉱炉中に導入し、単体硫黄の回収率を
改良する。炉の還元帯域において、硅石層上での
硫化鉄の酸化の結果として酸化帯域中で形成され
たSO₂が単体硫黄に還元される。上述のように、
還元剤が導入される帯域中には、実際的には酸素
は全く存在しない。それは、酸素は酸化帯域で消
費されたからである。還元剤として天然ガスが用
いられたときは、その消費量は、硫化物粗原料ト
ン当り60ないし70m³であり、それは炉中に36ない
し73ｍ／秒の速度で供給されるべきである。ガス
は、酸素が硫化鉄と反応して完全に消費されたた
めに酸素が実質的に存在しない帯域に、羽口の上
に設けられたノズルを通して供給される。従つ
て、炉中における天然ガスの燃焼は行われず、工
程は自溶製練的に維持される。前述のガス装入速
度範囲は、36ｍ／秒より低い速度では炉内のガス
の分布が不均一になるため単体硫黄の回収が若干
低下するという事実に基いて定められたものであ
る。また73ｍ／秒をこえる速度では、ガスの一部
分が未反応のまま、炉を通過してしまうので、単
体硫黄の回収率が低下する。パイライト粗原料を
製練し、還元剤として天然ガスを使用する場合、
単体の状態での硫黄の回収率は57ないし59％とな
る。 In one embodiment of the invention, a carbonaceous reducing agent, such as natural gas, coke, fuel oil, or other suitable reducing agent, is introduced into the blast furnace to improve elemental sulfur recovery. In the reduction zone of the furnace, the SO ₂ formed in the oxidation zone as a result of the oxidation of iron sulfide on the silica layer is reduced to elemental sulfur. As mentioned above,
Practically no oxygen is present in the zone where the reducing agent is introduced. This is because oxygen was consumed in the oxidation zone. When natural gas is used as reducing agent, its consumption is 60 to 70 m ³ per ton of sulfide raw material, and it should be fed into the furnace at a speed of 36 to 73 m/s. The gas is fed through a nozzle located above the tuyere into a zone which is substantially free of oxygen because it has been completely consumed by reaction with the iron sulfide. Therefore, there is no combustion of natural gas in the furnace, and the process is maintained as flash smelting. The aforementioned gas charging speed range was established based on the fact that at speeds lower than 36 m/sec, the recovery of elemental sulfur is slightly reduced due to non-uniform gas distribution within the furnace. Furthermore, at speeds exceeding 73 m/sec, a portion of the gas passes through the furnace unreacted, resulting in a decrease in the recovery rate of elemental sulfur. When smelting pyrite crude raw material and using natural gas as a reducing agent,
The recovery rate of sulfur in its pure form is 57 to 59%.

還元剤として、コークスを、好ましくは10ない
し25のサイズのものを用いた場合、その消費は全
装入物重量の約６−７％である。コークスは装入
物と一緒に炉内に供給させる。この場合、工程は
十分に自溶製練的である。これはコークスの量は
SO₂の還元のみに必要な化学量論的量に等しいか
らである。パイライト粗原料が製練されたとき
の、単体の形状にある硫黄の回収率は65−67％で
ある。 If coke is used as reducing agent, preferably of size 10 to 25, its consumption is approximately 6-7% of the total charge weight. Coke is fed into the furnace together with the charge. In this case, the process is fully self-smelting. This is the amount of coke
This is because it is equal to the stoichiometric amount required only for SO ₂ reduction. When the pyrite crude material is refined, the recovery rate of sulfur in elemental form is 65-67%.

本発明方法は種々のタイプの硫化物原料、例え
ば銅パイライト鉱石、銅−ニツケルピロタイト鉱
石、銅、パイライトおよびピロタイト精鉱、銅−
亜鉛鉱石および粗粉を処理するのに用いることが
できる。一方、在来の溶鉱炉製練法は、あらゆる
タイプの硫化物原料に応用することができない。
また、３％をこえる亜鉛を含む鉱石を、銅−およ
び−硫黄製練法により処理することができない。
更に、本発明を、低品位パイライト原料、例え
ば、貴金属を含むパイライト精鉱に応用すること
ができる。この場合、金属を十分高い回収率でマ
ツトに回収する。現在、低品位パイライト性粗原
料は、硫酸の製造に用いられている。そして含有
されている貴金属は、〓焼物により保持されてい
るが、加工コストが高いので、多くの場合回収さ
れていない。 The process according to the invention can be applied to various types of sulfide raw materials, such as copper pyrite ore, copper-nickel pyrrhotite ore, copper, pyrite and pyrrhotite concentrate, copper-
It can be used to process zinc ore and coarse powder. On the other hand, conventional blast furnace smelting methods cannot be applied to all types of sulfide raw materials.
Also, ores containing more than 3% zinc cannot be processed by the copper- and -sulfur smelting process.
Additionally, the present invention can be applied to low grade pyrite raw materials, such as pyrite concentrates containing precious metals. In this case, the metal is recovered to the pine with a sufficiently high recovery rate. Currently, low-grade pyritic raw materials are used in the production of sulfuric acid. The contained precious metals are retained by firing, but in many cases they are not recovered due to high processing costs.

本硫化物原料製練法を、同様に金属をマツト中
に回収し、単体硫黄を回収する在来の銅−および
−硫黄製練法に比較すると、本発明の方が経済的
にすぐれている。これは、本発明方法が下記の利
点を有するからである。本発明方法は自溶製練的
である、すなわち、それは炭素質燃料の使用を含
まないものである。このことは処理された硫化物
原料トン当り25ないし30Kgのコークスの節約を可
能にしている。本発明方法は低品位鉱石（例えば
1.5ないし２％の銅を含む鉱石）の処理を可能に
し、精製に直接使用することのできるような十分
に高品位のマツト（25ないし40％の銅）を製造
し、従つて品位向上のための製練が不要となる。
本発明方法により処理されたパイライト粗原料か
らの硫黄の全回収率は85ないし90％又はそれ以上
であり、そしてピロータイト原料からの回収率は
70ないし75％又はそれ以上である。硫黄のかなり
の部分が単体硫黄として回収される。単体硫黄を
捕集した後の排ガスは８ないし25％のSO₂を含
み、それを硫酸製造用に使用することができる。
従つて、硫黄含有ガスの大気中への放散は実際的
に除去される。このことは、本発明方法を環境保
護の観点から有益なものにしている。 When the present sulfide raw material smelting method is compared with the conventional copper- and -sulfur smelting method, which similarly recovers metal in matte and recovers elemental sulfur, the present invention is economically superior. . This is because the method of the present invention has the following advantages. The process of the present invention is flash-smelting, ie, it does not involve the use of carbonaceous fuels. This allows a coke saving of 25 to 30 kg per ton of sulphide feedstock processed. The method of the present invention is applicable to low-grade ores (e.g.
ore containing 1.5 to 2% copper) to produce sufficiently high-grade pine (25 to 40% copper) that it can be used directly for refining and thus for upgrading. No need for smelting.
The total recovery of sulfur from the pyrite raw material treated by the method of the present invention is 85 to 90% or more, and the recovery from the pyrrhotite raw material is
70 to 75% or more. A significant portion of the sulfur is recovered as elemental sulfur. The exhaust gas after collecting elemental sulfur contains 8 to 25% SO ₂ and can be used for sulfuric acid production.
Therefore, the emission of sulfur-containing gases into the atmosphere is practically eliminated. This makes the method of the invention advantageous from an environmental protection point of view.

上述の事実から、本発明は、燃料の必要がなく
かつ品位向上精練の必要がなくなつたことによ
り、硫化物原料処理のコストを実質的に低下させ
ることができ、また、硫化物原料からの硫黄回収
率を高くし、また、有害物の大気中への放散を防
止することができる。 Based on the above-mentioned facts, the present invention can substantially reduce the cost of processing sulfide raw materials by eliminating the need for fuel and scouring to improve the quality, and can also reduce the cost of processing sulfide raw materials. It is possible to increase the sulfur recovery rate and prevent harmful substances from being released into the atmosphere.

本発明のよりよき理解のために、本発明の実施
例を下記に掲げる。 For a better understanding of the invention, examples of the invention are given below.

実施例１１日当り70ないし100トンの装入物処理の能力
を有し、気密に密閉された炉喉を具備し、かつ
0.45ないし0.55ｍの高さの硅石層が羽口水準のす
ぐ上に設けられている溶鉱炉中で装入物の製練を
行つた。この装入物は下記の組成（％）を有して
いた。Example 1 A furnace with a capacity of 70 to 100 tons of charge per day, equipped with a hermetically sealed furnace throat, and
The charge was smelted in a blast furnace in which a layer of silica 0.45 to 0.55 m high was installed just above the tuyere level. This charge had the following composition (%):

銅パイライト鉱石（1.93％Cu，41.5％Fe，46.1
％Ｓ） 65.8 硅石 23.7 石灰石 10.5 装入物の計算組成よりも硅石の含有率の高い装
入物を供給することにより、炉が正常操業条件に
ほぼ到達したとき、硅石層が形成された。製練工
程は、酸素含有率を28％に富化された空気を吹込
んで行われた。吹込み量は、鉱石トン当り約１，
100m³であつた。このときの酸素消費量は、鉱石
トン当り約300m³であつた。液状製練生成物を、
前炉床中のマツトおよびスラツグ中に分離した。
温度380ないし440℃の硫黄含有排ガスを洗浄した
後、単体硫黄分離用コンデンサーに送つた。単体
状硫黄の回収率は41.7％であつた。脱硫黄率は
90.5％であつた。硫黄凝縮後の排ガスは22.4％
SO₂，0.15％H₂S，0.6％COS，5.0％CO₂，0.2％
COおよび0.9％O₂を含み、残余は窒素であつた。
このような排ガスは硫酸製造用に、或は、還元に
よる単体硫黄の附加的回収用に使用できるもので
あつた。濃縮比は11.8：１であつた。生成したマ
ツトは、22.8％の銅を含み、それは銅回収用の精
製工程に直接供された。生成したスラツグは0.24
％の銅を含み、廃棄された。スラツグ中には35−
40％のシリカ、34−39％の鉄、および６−９％の
カルシウムが含まれており、スラツグ中にはマグ
ネタイトは実質的に含まれていなかつた。Copper pyrite ore (1.93%Cu, 41.5%Fe, 46.1
%S) 65.8 Silica Stone 23.7 Limestone 10.5 By feeding a charge with a higher silica content than the calculated composition of the charge, a silica layer was formed when the furnace approximately reached normal operating conditions. The smelting process was carried out by blowing in air enriched with 28% oxygen content. The injection amount is approximately 1,000 yen per ton of ore.
It was ^100m3 . The oxygen consumption at this time was approximately 300 m ³ per ton of ore. Liquid smelting product,
Separated into mats and slugs in the forehearth.
After cleaning the sulfur-containing exhaust gas at a temperature of 380 to 440°C, it was sent to a condenser for separating elemental sulfur. The recovery rate of elemental sulfur was 41.7%. The desulfurization rate is
It was 90.5%. Exhaust gas after sulfur condensation is 22.4%
_SO2 , 0.15% _H2S , 0.6% COS, 5.0% _CO2 , 0.2%
Contained CO and 0.9% _O2 , balance was nitrogen.
Such exhaust gas could be used for the production of sulfuric acid or for the additional recovery of elemental sulfur by reduction. The concentration ratio was 11.8:1. The resulting pine contained 22.8% copper, which was directly subjected to a refining process for copper recovery. The generated slug is 0.24
% copper and was discarded. 35− during slugging
Containing 40% silica, 34-39% iron, and 6-9% calcium, the slag was substantially free of magnetite.

実施例２実施例１と同様の分析組成を有する装入物の製
練を、実施例１に述べられたものと同様の方法で
溶鉱炉中で行つた。但し、硅石層の高さは１ない
し1.2ｍであり、33％の酸素を含む酸素富化空気
の吹込み量が、鉱石トン当り１，200m³であり、
このときの酸素消費量が鉱石トン当り約400m³で
あつた。下記の結果が得られた。脱硫黄率は95％
であつた。単体状の硫黄の回収率は約43.5％であ
つた。排ガスは下記分析値、すなわち23.3％
SO₂，0.21％H₂S，0.23％COS，5.5％CO₂，0.17
％CO、および0.8％O₂を示し、残余は窒素であつ
た。製練間の濃縮比は30.1：１であつた。生成し
たマツトは58.1％の銅を含んでいた。生成したス
ラツグは0.6％の銅を含んでいた。他のスラツグ
成分に関しては、スラツグ分析結果は、実施例１
のそれと同様であつた。Example 2 Smelting of a charge having the same analytical composition as in Example 1 was carried out in a blast furnace in a manner similar to that described in Example 1. However, the height of the silica layer is 1 to 1.2 m, and the amount of oxygen-enriched air containing 33% oxygen is 1,200 m ³ per ton of ore.
The oxygen consumption at this time was approximately 400 m ³ per ton of ore. The following results were obtained. Desulfurization rate is 95%
It was hot. The recovery rate of elemental sulfur was approximately 43.5%. Exhaust gas is the following analysis value, i.e. 23.3%
_SO2 , 0.21% _H2S , 0.23%COS, 5.5% _CO2 , 0.17
% CO, and 0.8% _O2 , with the balance being nitrogen. The concentration ratio during milling was 30.1:1. The resulting pine contained 58.1% copper. The slag produced contained 0.6% copper. Regarding other slag components, the slag analysis results are as follows from Example 1
It was similar to that of .

本実施例は、高度の濃縮比を得ることに関する
本発明方法のすぐれた可能性を示している。 This example shows the excellent potential of the method of the invention in obtaining high enrichment ratios.

実施例３実施例１と同様の分析組成を有する装入物の製
練を、実施例１に述べられたものと同様の方法
で、溶鉱炉中で行つた。但し、硅石層の高さは
0.6ないし0.7ｍであり、30％の酸素を含む酸素富
化空気の吹込み量が、鉱石トン当り１，200m³で
あり、このときの酸素消費量が鉱石トン当り約
360m³であつた。単体の状態にある硫黄の回収率
を増大させるために、炉中に天然ガスを導入し製
練工程間に生成したSO₂を還元した。天然ガスは
炉中に、羽口の上0.6ｍのレベルに位置している
ノズルを通して供給され、この部分では実質的に
酸素は存在しなかつた。天然ガスの送入量は45
m³／秒であり、その消費量は鉱石トン当り約63m³
であつた。下記の結果が得られた。脱硫黄率は
92.8％であつた。単体状の硫黄の回収率は約57.7
％であつた。排ガスは下記分析値、すなわち11.6
％SO₂，1.33％H₂S，1.4％COS，9.5％CO₂，1.6
％CO，1.0％O₂，0.76％H₂および0.97％CH₄を示
し、残余は窒素であつた。製練間の濃縮比は
15.6：１であつた。生成したマツトは30.1％の銅
を含んでいた。生成したスラツグは0.33％の銅を
含んでいた。他のスラツグ成分に関しては、スラ
ツグ分析結果は、実施例１のそれと同様であつ
た。Example 3 Smelting of a charge having the same analytical composition as in Example 1 was carried out in a blast furnace in a manner similar to that described in Example 1. However, the height of the silica layer is
The flow rate of oxygen-enriched air containing 30% oxygen is 1,200 m ³ per ton of ore, and the oxygen consumption at this time is approximately 0.6 to 0.7 m per ton of ore.
It was ^360m3 . In order to increase the recovery rate of elemental sulfur, natural gas was introduced into the furnace to reduce SO ₂ produced during the smelting process. Natural gas was fed into the furnace through a nozzle located at a level of 0.6 m above the tuyere, in this section substantially free of oxygen. The amount of natural gas delivered is 45
m ³ /sec, and its consumption is approximately 63 m ³ per ton of ore.
It was hot. The following results were obtained. The desulfurization rate is
It was 92.8%. The recovery rate of elemental sulfur is approximately 57.7
It was %. Exhaust gas has the following analysis value, i.e. 11.6
% _SO2 , 1.33% _H2S , 1.4%COS, 9.5% _CO2 , 1.6
% CO, 1.0% O ₂ , 0.76% H ₂ and 0.97% CH ₄ with the balance being nitrogen. The concentration ratio during smelting is
It was 15.6:1. The resulting pine contained 30.1% copper. The slag produced contained 0.33% copper. Regarding other slag components, the slag analysis results were similar to those of Example 1.

実施例４実施例３記載と同じ方法により製練を溶鉱炉内
で実施した。但し、単体状硫黄の回収率を改良す
るために、天然ガスの代りに、コークスを装入物
中に、この装入物全重量の6.5％の量で添加した。
下記の結果が得られた。脱硫黄率は92.5％であつ
た。単体状の硫黄の回収率は約65.9％であつた。
排ガスは下記分析値、すなわち8.9％SO₂，0.31％
H₂S，2.2％COS，13.3％CO₂，1.79％CO、および
0.8％O₂を示し、残余は窒素であつた。製練間の
濃縮比は15.4：１であつた。生成したマツトは
29.7％の銅を含んでいた。生成したスラツグは
0.31％の銅を含んでいた。他のスラツグ成分に関
しては、スラツグ分析結果は、実施例１のそれと
同様であつた。Example 4 Smelting was carried out in a blast furnace in the same manner as described in Example 3. However, in order to improve the recovery of elemental sulfur, instead of natural gas, coke was added to the charge in an amount of 6.5% of the total weight of this charge.
The following results were obtained. The desulfurization rate was 92.5%. The recovery rate of elemental sulfur was approximately 65.9%.
The exhaust gas has the following analytical values, 8.9% SO ₂ , 0.31%
_H2S , 2.2% COS, 13.3% _CO2 , 1.79% CO, and
It showed 0.8% O ₂ with the remainder being nitrogen. The concentration ratio during milling was 15.4:1. The generated pine is
It contained 29.7% copper. The generated slug is
It contained 0.31% copper. Regarding other slag components, the slag analysis results were similar to those of Example 1.

実施例５実施例１と同一容量の溶鉱炉を用いて製練を行
つた。最初の粗原料は銅−亜鉛パイライト鉱石で
あつて、3.55％Cu，７％Zn，34.5％Fe、および
43.7％Ｓを含んでいた。高さ0.3ないし0.35ｍの硅
石層を有する炉内に下記組成の装入物を供給し
た。Example 5 Smelting was carried out using a blast furnace with the same capacity as in Example 1. The initial raw material was copper-zinc pyrite ore containing 3.55% Cu, 7% Zn, 34.5% Fe, and
It contained 43.7% S. A charge having the following composition was fed into a furnace having a silica layer with a height of 0.3 to 0.35 m.

銅−亜鉛鉱石 71.4％硅石 18.6％石灰石 10％製練工程を32％の酸素を含む空気を吹込んで実
施した。この吹込量は鉱石トン当り960m³であり
このときの酸素消費量は鉱石トン当り約300m³で
あつた。下記の結果が得られた。脱硫黄率は88％
であつた。単体状の硫黄の回収率は約40％であつ
た。排ガスは下記分析値、すなわち25.2％SO₂，
0.1％H₂S，0.1％COS，6.1％CO₂，0.14％CO、お
よび0.7％O₂を示し、残余は窒素であつた。製練
間の濃縮比は6.8：１であつた。生成したマツト
は24.1％の銅および3.5％の亜鉛を含んでいた。
生成したスラツグは0.28％の銅と5.5％の亜鉛と
を含みそれから亜鉛を回収するために処理され
た。他のスラツグ成分に関しては、スラツグ分析
結果は、実施例１のそれと同様であつた。 Copper-zinc ore 71.4% Silica 18.6% Limestone 10% The smelting process was carried out by blowing air containing 32% oxygen. The amount of injection was 960 m ³ per ton of ore, and the oxygen consumption at this time was about 300 m ³ per ton of ore. The following results were obtained. Desulfurization rate is 88%
It was hot. The recovery rate of elemental sulfur was approximately 40%. The exhaust gas has the following analytical values, namely 25.2% SO ₂ ,
It showed 0.1% _H2S , 0.1% COS, 6.1% _CO2 , 0.14% CO, and 0.7% _O2 , with the balance being nitrogen. The concentration ratio during milling was 6.8:1. The resulting pine contained 24.1% copper and 3.5% zinc.
The resulting slag contained 0.28% copper and 5.5% zinc and was then processed to recover the zinc. Regarding other slag components, the slag analysis results were similar to those of Example 1.

本実施例は、銅−亜鉛鉱の製練が満足すべき結
果を得ることを示すものである。また、上記の鉱
石が、その高亜鉛含有率の故に、銅−および−硫
黄製練技法により処理され得るということも、本
発明の更に別の利点である。 This example shows that the smelting of copper-zinc ore yields satisfactory results. It is also a further advantage of the present invention that the above-mentioned ores, because of their high zinc content, can be processed by copper- and -sulfur smelting techniques.

実施例６実施例１と同一容量の溶鉱炉を用いて製練を行
つた。最初の粗原料は低品位パイライト鉱石であ
つて、0.59％Cu，45.4％Fe，50.3％Ｓ，1.3ｇ／
tAuおよび6.3ｇ／tAgを含んでいた。高さ0.65な
いし0.75ｍの硅石層を有する炉内に下記組成の装
入物を供給した。Example 6 Smelting was carried out using a blast furnace with the same capacity as in Example 1. The initial raw material is low-grade pyrite ore, 0.59% Cu, 45.4% Fe, 50.3% S, 1.3 g/
It contained tAu and 6.3g/tAg. A charge having the following composition was fed into a furnace having a silica layer with a height of 0.65 to 0.75 m.

前記鉱石 65.6％硅石 24.3％石灰石 10.1％製練工程を30〜32％の酸素を含む空気を吹込ん
で実施した。この吹込量は鉱石トン当り１，100
m³であり、このときの酸素消費量は鉱石トン当り
330ないし350m³であつた。下記の結果が得られ
た。脱硫黄率は93％であつた。単体状の硫黄の回
収率は約45％であつた。排ガスは下記分析値、す
なわち23.6％SO₂，0.11％H₂S，0.23％COS，6.8
％CO₂，0.27％CO、および0.6％O₂を示し、残余
は窒素であつた。製練間の濃縮比は14.2：１であ
つた。生成したマツトは8.4％銅12ｇ／tAuおよ
び75ｇ／tAgを含んでいた。生成したスラツグは
0.2％の銅を含んでいた。銅、金、および銀のマ
ツトへの回収率はそれぞれ68.5，79.6および85.7
％であつた。 The ore 65.6% Silica 24.3% Limestone 10.1% The smelting process was carried out by blowing air containing 30-32% oxygen. This injection amount is 1,100 per ton of ore.
^m3 , and the oxygen consumption at this time is per ton of ore.
It was 330 to ^350m3 . The following results were obtained. The desulfurization rate was 93%. The recovery rate of elemental sulfur was approximately 45%. The exhaust gas has the following analytical values: 23.6% SO ₂ , 0.11% H ₂ S, 0.23% COS, 6.8
% CO ₂ , 0.27% CO, and 0.6% O ₂ with the balance being nitrogen. The concentration ratio during milling was 14.2:1. The resulting matte contained 8.4% copper 12g/tAu and 75g/tAg. The generated slug is
It contained 0.2% copper. Recovery rates of copper, gold, and silver to mats are 68.5, 79.6, and 85.7, respectively.
It was %.

本実施例は、貴金属を含有している低品位パイ
ライト粗原料の処理例を示すものである。同一条
件下で塊状（例えばレンガ状に成形されたもの又
は粒状に成形されたもの）のパイライト精鉱に対
しても可能である。 This example shows an example of processing a low-grade pyrite crude material containing precious metals. Under the same conditions it is also possible for pyrite concentrates in the form of blocks (for example brick-shaped or granulated).

実施例７実施例１と同一容量の溶鉱炉を用いて製練を行
つた。最初の粗原料は銅精鉱石であつて、16.3％
Cu，6.2％Zn，33.9％Feおよび36.8％Ｓを含んで
いた。精練の前に、この銅精鉱を塊状に、例えば
レンガ成形技法によりローラープレスで、結着剤
としてスルホン化リグニン（紙およびパルプ工業
からの排出物）を用いて、成形した。装入物は
66.4％のレンガ状成形された銅精鉱と、24.7％の
硅石と、8.9％の石灰石とを含み、これを高さ0.9
ないし1.1ｍの硅石層を有する炉内に供給した。Example 7 Smelting was carried out using a blast furnace with the same capacity as in Example 1. The first raw material is copper concentrate, 16.3%
It contained Cu, 6.2% Zn, 33.9% Fe and 36.8% S. Prior to scouring, the copper concentrate was shaped into a lump, for example in a roller press by the brick-molding technique, using sulfonated lignin (exhaust from the paper and pulp industry) as binder. The charge is
Contains 66.4% brick-shaped copper concentrate, 24.7% silica, and 8.9% limestone, which is 0.9
It was fed into a furnace with a silica layer of 1 to 1.1 m.

製練工程を34％の酸素を含む空気を吹込んで実
施した。この吹込量はレンガ状物トン当り900m³
でありこのときの酸素消費量はレンガ状物トン当
り約300m³であつた。下記の結果が得られた。脱
硫黄率は80.2％であつた。単体状の硫黄の回収率
は約24.7％であつた。排ガスは下記分析値、すな
わち16.9％SO₂，0.13％H₂S，0.18％COS，4.4％
CO₂，0.15％CO、および0.8％O₂を示し、残余は
窒素であつた。製練間の濃縮比は3.7：１であつ
た。生成したマツトは60.3％の銅と1.5％の亜鉛
とを含んでいた。生成したスラツグは0.6％の銅
と5.9％の亜鉛とを含んでいた。このスラツグは、
亜鉛を回収するために、また銅を追加回収するた
めに処理することができた。他のスラツグ成分に
関しては、スラツグ分析結果は、実施例１のそれ
と同様であつた。 The smelting process was carried out by blowing air containing 34% oxygen. This injection amount is ^900m3 per ton of brick-like material.
The oxygen consumption at this time was approximately 300 m ³ per ton of brick-like material. The following results were obtained. The desulfurization rate was 80.2%. The recovery rate of elemental sulfur was approximately 24.7%. The exhaust gas has the following analytical values: 16.9% SO ₂ , 0.13% H ₂ S, 0.18% COS, 4.4%
It showed CO ₂ , 0.15% CO, and 0.8% O ₂ with the balance being nitrogen. The concentration ratio during milling was 3.7:1. The resulting pine contained 60.3% copper and 1.5% zinc. The resulting slag contained 0.6% copper and 5.9% zinc. This slug is
It could be processed to recover zinc and for additional recovery of copper. Regarding other slag components, the slag analysis results were similar to those of Example 1.

実施例８実施例１と同一容量の溶鉱炉を用いて製練を行
つた。処理されるべき硫化物粗原料は実施例７記
載のものと同様のレンガ状成形された精鉱石であ
つた。高さ1.3ないし1.5ｍの硅石層を有する炉内
に下記組成の装入物を供給した。Example 8 Smelting was carried out using a blast furnace with the same capacity as in Example 1. The sulfide raw material to be treated was a brick-shaped concentrate similar to that described in Example 7. A charge having the following composition was fed into a furnace having a silica layer with a height of 1.3 to 1.5 m.

レンガ状成形物 63.9％硅石 26.5％石灰石 9.6％製練工程を35％の酸素を含む空気を吹込んで実
施した。この吹込量はレンガ状物トン当り950m³
でありこのときの酸素消費量は、レンガ状物トン
当り約330m³であつた。下記の結果が得られた。
脱硫黄率は86.4％であつた。単体状の硫黄の回収
率は約25.2％であつた。排ガスは下記分析値、す
なわち17.8％SO₂，0.15％H₂S，0.17％COS，4.5
％CO₂，0.18％CO、および0.7％O₂を示し、残余
は窒素であつた。製練間の濃縮比は4.9：１であ
つた。生成したマツトは79.5％の銅および0.3％
の亜鉛とを含んでいた。生成したスラツグは0.8
％の銅と5.6％の亜鉛とを含んでいた。他のスラ
ツグ成分に関しては、スラツグ分析結果は、実施
例１のそれと同様であつた。これらのスラツグは
それから亜鉛と、追加の銅を回収するために処理
できるものであつた。 Brick shaped molding 63.9% Silica 26.5% Limestone 9.6% The smelting process was carried out by blowing air containing 35% oxygen. This injection amount is ^950m3 per ton of brick-like material.
The oxygen consumption at this time was approximately 330 m ³ per ton of brick-like material. The following results were obtained.
The desulfurization rate was 86.4%. The recovery rate of elemental sulfur was approximately 25.2%. The exhaust gas has the following analytical values: 17.8% SO ₂ , 0.15% H ₂ S, 0.17% COS, 4.5
% _CO2 , 0.18% CO, and 0.7% _O2 , with the balance being nitrogen. The concentration ratio during milling was 4.9:1. The pine produced is 79.5% copper and 0.3%
It contained zinc. The generated slug is 0.8
% copper and 5.6% zinc. Regarding other slag components, the slag analysis results were similar to those of Example 1. These slags could then be processed to recover zinc and additional copper.

実施例９実施例１と同一容量の溶鉱炉を用いて製練を行
つた。最初の粗原料はピロータイト型銅−ニツケ
ル鉱石であつて、4.6％Cu，4.3％Ni，50％Feお
よび30.3％Ｓを含んでいた。高さ1.1ないし1.3ｍ
の硅石層を有する炉内に下記組成の装入物を供給
した。Example 9 Smelting was carried out using a blast furnace with the same capacity as in Example 1. The initial raw material was a pyrrhotite copper-nickel ore containing 4.6% Cu, 4.3% Ni, 50% Fe and 30.3% S. Height 1.1 to 1.3m
A charge having the following composition was fed into a furnace having a silica layer.

前記鉱石 67.5％硅石 24.3％石灰石 8.2％製練工程を30ないし32％の酸素を含む空気を吹
込んで実施した。この吹込量は鉱石トン当り１，
000m³でありこのときの酸素消費量は鉱石トン当
り約300ないし320m³であつた。下記の結果が得ら
れた。脱硫黄率は80.6％であつた。単体状の硫黄
の回収率は約11％であつた。排ガスは下記分析
値、すなわち16％SO₂，0.1％H₂S，0.1％COS，
5.1％CO₂，0.1％CO、および0.5％O₂を示した。
全金属含有量に対する濃縮比は4.74：１であつ
た。生成したマツトは24.4％の銅と、17.8％のニ
ツケルとを含んでいた。生成したスラツグは0.28
％の銅と、0.28％のニツケルとを含んでいた。他
のスラツグ成分に関しては、スラツグ分析結果
は、実施例１のそれと同様であつた。但し、この
スラツグ中には４ないし５％のマグネタイトが含
まれていた。このスラツグに対し、特にニツケル
回収のためのスラツグクリーニングを施すことが
できる。従つて電気炉中で還元および硫化スラツ
グクリーニングを行うと銅含有率を0.17％に、ま
たニツケル含有率を0.1％以下に低下させること
ができる。その他、このスラツグクリーニング法
は他の自溶製練法に引続いて行われるスラツグク
リーニングにおけるよりも極めて高速度で、かつ
低エネルギー消費で行われ得る。このことは得ら
れる生成物中のより低い（５％以下）マグネタイ
ト含有率に帰する。 The ore 67.5% Silica 24.3% Limestone 8.2% The smelting process was carried out by blowing air containing 30 to 32% oxygen. This injection amount is 1 per ton of ore.
000m ³ and the oxygen consumption at this time was about 300 to 320m ³ per ton of ore. The following results were obtained. The desulfurization rate was 80.6%. The recovery rate of elemental sulfur was approximately 11%. The exhaust gas has the following analytical values: 16% SO ₂ , 0.1% H ₂ S, 0.1% COS,
It showed 5.1% _CO2 , 0.1% CO, and 0.5% _O2 .
The concentration ratio to total metal content was 4.74:1. The resulting pine contained 24.4% copper and 17.8% nickel. The generated slug is 0.28
% copper and 0.28% nickel. Regarding other slag components, the slag analysis results were similar to those of Example 1. However, this slag contained 4 to 5% magnetite. This slag can be subjected to slag cleaning, especially for the recovery of nickel. Therefore, reduction and sulfided slag cleaning in an electric furnace can reduce the copper content to 0.17% and the nickel content to below 0.1%. Additionally, this slag cleaning process can be carried out at much higher speeds and with lower energy consumption than in slag cleaning following other autogenous smelting processes. This results in a lower (less than 5%) magnetite content in the resulting product.

実施例２ないし９において、得られたマツトは
直接他の処理工程で精製される。 In Examples 2 to 9, the pine obtained is purified directly in another processing step.

比較のために米国特許第１，860，585号による
銅−および−硫黄製練法によつて銅パイライトを
処理したときの結果を下記に掲げる。80.8％の鉱
石（2.66％Cu，38.5％Feおよび42.64％Ｓを含む）
と、11.5％の硅石と、2.7％の石灰石と、５％の
循環スラツグとからなる装入物を調製した。この
装入物に、全装入物重量の10％のコークスを添加
し、それの製練を、密開炉喉を有する溶鉱炉内
で、鉱石トン当り950m³の空気吹込量で行つた。
下記の結果が得られた。脱硫黄率は85.18％であ
つた。濃縮比は5.5：１であつた。生成したマツ
トは14.6％の銅を含み、密閉された炉喉を有する
同様の溶鉱炉内で処理され、次の精製に好適な、
40ないし50％の銅含有率を有するマツトが製造さ
れた。製練の間に生成したスラツグ中の銅含有率
は0.4％であつた。炉内に供給されたコークスの
１部分はSO₂の還元のために消費され、他の部分
は炉底に通過下落して、空気吹込みにより供給さ
れた酸素を消費し、つまり、それは燃料として挙
動した。 For comparison, the results of copper pyrite treated by the copper-and-sulfur smelting method according to U.S. Pat. No. 1,860,585 are listed below. 80.8% ore (including 2.66% Cu, 38.5% Fe and 42.64% S)
A charge consisting of 11.5% silica, 2.7% limestone and 5% recycled slag was prepared. Coke was added to this charge in an amount of 10% of the total charge weight, and the smelting was carried out in a blast furnace with an open furnace throat at an air injection rate of 950 m ³ per tonne of ore.
The following results were obtained. The desulfurization rate was 85.18%. The concentration ratio was 5.5:1. The resulting pine contains 14.6% copper and is processed in a similar blast furnace with a closed furnace throat to produce a powder suitable for subsequent refining.
Mats with copper content of 40 to 50% were produced. The copper content in the slag produced during smelting was 0.4%. One part of the coke fed into the furnace is consumed for the reduction of SO ₂ , the other part passes through and falls to the bottom of the furnace and consumes the oxygen supplied by air blowing, i.e. it is used as fuel. It behaved.

[Brief explanation of drawings]

第１図は溶鉱炉中に、本発明方法により形成さ
れた硅石層の状態の一例を示す説明図である。１……羽口、１ａ……炉床部、２……硅石層、
３……硅石付着体、４……ガス通路、５……スリ
ツト、６……炉床内空間。 FIG. 1 is an explanatory diagram showing an example of the state of a silica layer formed in a blast furnace by the method of the present invention. 1...tuyere, 1a...hearth part, 2...silica layer,
3... Silica deposited body, 4... Gas passage, 5... Slit, 6... Hearth interior space.

Claims

[Claims] 1. A method of smelting a charge containing a sulfide crude raw material and flux in a flash smelting method by blowing oxygen-containing gas into a blast furnace having tuyeres. During the smelting, a silica layer with a height of 0.3 to 1.5 m is formed immediately above the level of the tuyere in the furnace, and an oxygen-containing gas is blown in to remove the oxygen contained in the stream. 300~ per ton of sulfide raw material
characterized in that, with an oxygen consumption of 400 m ³ , the iron sulfide in the sulfide raw material is oxidized sufficiently and completely, thereby producing pine, slag, unit sulfur and sulfur-containing gas. , a method for treating sulfide crude raw materials in a blast furnace. 2 The oxygen content in the blowing gas stream is between 25 and
45%. 3. The method according to claim 1, which uses a carbonaceous reducing agent to improve the recovery amount of elemental sulfur. 4. The carbonaceous reducing agent is natural gas, which is fed into the reduction zone of the blast furnace at a rate of 60 to 70 m ³ per ton of sulfide raw material, and 36 to 73 m ³ /
4. A method according to claim 3, wherein the method is introduced at a feed rate of seconds. 5. The carbonaceous reducing agent is coke, and it is added to the blast furnace in an amount of 6 to 7 of the total weight of the charge.
4. A process according to claim 3, wherein the amount of sulfur is charged in an amount of 10%, which amount is sufficient only to reduce _SO2 to elemental sulfur.