JPH03191031A - 鉄還元による亜鉛の製造方法 - Google Patents

鉄還元による亜鉛の製造方法

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JPH03191031A
JPH03191031A JP33090890A JP33090890A JPH03191031A JP H03191031 A JPH03191031 A JP H03191031A JP 33090890 A JP33090890 A JP 33090890A JP 33090890 A JP33090890 A JP 33090890A JP H03191031 A JPH03191031 A JP H03191031A
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zinc
iron
reducing agent
iron reduction
raw material
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JP33090890A
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Jussi Akseli Asteljoki
ユスィー アクセリ アステルヨキ
Ilkka V Kojo
イルッカ ブイ.コヨ
Juho Kaarlo Maekinen
ユホ カアロ マキネン
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Outokumpu Oyj
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    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B19/00Obtaining zinc or zinc oxide
    • C22B19/04Obtaining zinc by distilling

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Abstract

(57)【要約】本公報は電子出願前の出願データであるた
め要約のデータは記録されません。

Description

【発明の詳細な説明】 [産業上の利用分野] 本発明は、炭素質鉄溶融物中で還元することによる亜鉛
含有原料からの亜鉛の製造方法に関する。この製造方法
において、亜鉛原料は、炭質還元剤と同時に、鉄溶融物
中に注入され、酸化亜鉛は還元され、金属蒸気として、
気化される。この蒸気は、鉄溶融物から一酸化炭素とと
もに排出され、還元反応中に、担体ガス中に放出されて
、反応器から分離凝結器中に入れられ、亜鉛を凝結によ
r)回収する。
[従来の技術及び発明が解決しようとする問題点1今口
、亜鉛製造は、主に、流動床炉中で約950℃の温度で
硫化亜鉛精鉱を焼成し、焼成物の亜鉛酸化物を形成する
ことにより行なわれる。
焼成物の亜鉛酸化物を次に弱酸性電解液に溶解し、そこ
から、亜鉛を電気分解で回収するものである。この焼成
処理では、多量の亜鉛フェライトが生成し、それは、精
鉱に含有する鉄の量に相当しており、そのフェライトは
、最初の所謂”弱酸ノーチングでは溶けないものである
。従って、第1段で溶けずに残った沈殿物は、第2段で
、所謂″ (ホット)酸リーチングで溶解させる。また
、溶液にする前に、電解処理することにより、沈殿させ
なければならない鉄の溶解部分がある。
鉄は、例えば、ジャロサイト或いはゲータイト処理によ
り、沈殿させ、生成した鉄残留分の量は、少量の鉄含有
量に関して顕著なものである。該鉄残留物は、今日、廃
棄池にためられ、その重金属性と他の有害成分のために
、環境問題になっている。この処理法は、溶液精製と電
解液で続けられている。処理法で消費されるエネルギー
量は、他の菩通の金属の製造で消費されるエネルギーと
比べて大きいもので、理論エネルギー必要量の約2倍で
ある。この必要なエネルギーの大部分は、電解処理で消
費される電気エネルギーである。
熱冶金的に製造される亜鉛の大部分は、今日、所謂、イ
ンペリアル スメルチンダ法で、亜鉛と鉛精鉱から製造
される。この方法では、硫化精鉱が、酸化物に焼結−焼
成され、シャフト炉に供給されるものとして適する塊状
物になる。この焼結法に関して、釦/亜船を含む大量の
粉塵を生成し、それは、吸入すると不Oi康である。S
O,を含む粉塵とガスもまた大きな環境問題を起こす。
焼結された焼成物を硬い冶金用コークスと共に、シャフ
ト炉に供給すると、焼成物は、下から上にシャフトを通
過する間に加熱される。処理に必要な熱は、予熱された
空気でコークス中の炭素部分を燃焼することにより、シ
ャフト炉の底で作られ、その一部は、処理法での還元剤
になる。酸化亜鉛および鉛は、シャフト炉の低部分で還
元され、鉛は、炉の底で分離相を形成する。脈石および
添加したフラックス並びにコークス灰は、鉛の上に、溶
融スラグとなる。この処理法の前提条件は、スラグ中に
含有する鉄酸化物が鉄中に還元されないことである。こ
れは、用いた還元能力を限定し、重金属の一定量がスラ
グ中に還元されないで残留し;そのため、例えば土充填
として前記スラグの使用を制限できる。炉の低部分で還
元された亜鉛は、気化され、処理中で生成されたCO、
CO,、■{、0、H,、N,ガスと共に、引き出され
、炉の頂部でバッチと向流され、そこから、ガスはほと
んどの場合、鉛スプラッシュ凝結器に導かれる。この凝
結器で、ガスは、冷却金属スプラッシュカーテンと接触
され、急冷却され、亜鉛の再酸化は、ガスのI{、0お
よびco!の効果により、熱力学的に防止され、そして
、金属亜鉛は、船中に溶解される。鉛は、炉から出され
、循環され、冷却され、それにより、それに対する溶解
度は、低減し、溶融亜鉛は、鉛層の上で、分離され、回
収される。鉛は、少量の亜鉛のみを溶解するので、処理
で循環される夕Ωの量は、所定回数単位当り、製造され
た亜鉛量の約400倍である。
ビョルクリング(G、Bji;rkling)、ファル
ト(1゜F′alt)、サンテン(S、 5anten
)の記事:(DasPLASMAZINCVerfar
en ft1r die Verwertungger
+ngwertiger Rohstoffe)のエル
ツメタル(Erzmetall)34(+981)2.
77−81およびエリクソン(SEriksson)の
記事°−次および二次産物から亜鉛の回収のためのプラ
ズマ亜鉛法(The Plasmazincproce
ss for recovery of zinc f
rom primaryand 5econdary 
materials)’85,827−840に説明さ
れたプラズマ亜鉛法は、インペリアル溶融法とは、主に
、シャフト炉法に必要な熱が、電気エネルギーにより作
られたプラズマガスの型で、処理法中に供給される点で
異なる。従って、その処理法で作られた煙道ガスは、よ
り還元的であり、そして、理論的には、亜鉛は、亜鉛槽
中に直接凝結できる。然し乍ら、エネルギー消費量およ
びコストは比較的に高い。
英国特許A 2.048.309号には、硫化精鉱が、
硫化、低酸素マットに溶融され、そこから、亜鉛は、硫
化マットを、真空を通して循環させることにより、蒸発
せしめるという亜鉛製造方法が紹介されている。この特
許によると、必要なエネルギーは、炉の違う場所にある
硫化物に含有される硫黄の酸化する部分により、処理法
に供給され、それにより、他の金属、例えば、銅さえ、
製造できるようになる。この処理法の弱点は、真空を要
することである。
米国特許第4.741.770号の方法では、硫化亜鉛
原料を先ずスラグ槽中に酸化条件で注入することにより
溶融し、それにより、亜鉛は、酸化され、スラグ中に残
留する。従って、生成した亜鉛含有スラグは、第2工程
での注入方法により還元され、それにより、亜鉛は、気
化され、ガス相から凝結せしめ、回収される。同じタイ
プの方法は、オーストラリア特許86 61527に紹
介されており、亜鉛は、再酸化され、フユームにされ、
それを金属亜鉛を製造するために、別の方法で、処理す
る。
アブラモウィズ(t−1,Abramowi tz)、
ラオ(Y、 K、 Ra。
)の記事、炭素と石灰による硫化亜鉛の直接酸化法: 
”Trans、 I ns tn、 Min、 Met
al 1.5ect ion”C87C(1987)C
180−188およびウエダ(Y、 Ueda )、ナ
カムラ(T。
Nakamura)、ノグチ(F、 Nogutchi
 )の記事:硫化亜鉛の直接酸化:”Met、Rev、
of MMIJ”1(1984)2.70−83には、
硫化亜鉛精鉱は、高温で炭素及び石灰とともに反応する
ことが説明される。石灰は硫化亜鉛の硫黄と反応し、硫
化カルシウムが生成される。
生成された酸化亜鉛は、炭素と反応し還元され、気化さ
れ、ガスとして反応物中に一酸化酸素と共にあり、その
ガスから、亜鉛は、再酸化の危険なく、容易に凝結され
る。この方法の欠点のうち、熱を得るために、外部で間
接的に作られたエネルギーが必要であることと、反応で
副産物として生成する石膏があり、その石膏は、貯蔵す
ると、環境問題を起こすおそれがあることが指摘される
後者の記事では、その他に、硫化物原料から直接に、炭
素および酸素と共に、成分の正確な割合で反応せしめ、
亜鉛を還元、気化せしめ、良い収率でガス相にすること
が、可能であることを、理論的に証明する計算が示され
ている。
S Ot+ COl+ COガスから充分良好な収率で
金属として亜鉛を凝結せしめることが困難で、続けるら
れないという問題がある。
例えば、アザカミ(T、 Azakam i )、イト
ウ(S、 Itoh)の記事;鉄還元蒸留法による亜鉛
抽出の基礎的研究+Metallurgical Re
view of MMIJ”5 (1988)1.55
−69には、前の場合では主に、金属工業ダストをなす
ものから、後の場合では、溶融スラグをなす酸化亜鉛原
料からの亜鉛を、金属固体鉄により還元する方法が説明
されている。アザカミ法では、鉄酸化物と亜鉛酸化物の
混合物を先ず、1000〜1150にの温度で、−酸化
炭素により、還元し、それにより、酸化鉄が還元される
。その後、温度を1370Kに上げ、酸化された鉄は、
亜鉛酸化物を還元でき、そして亜鉛は金属ガスとして気
化され、それを凝結せしめる。これらの方法の欠点は、
関連温度を保持するため及び反応に必要な固体鉄の量を
保持するために、エネルギーを間接的に使用することで
ある。
米国第4.514.221号には、亜鉛焼成物を、還元
剤およびエネルギー源として使用する炭素と共に、注入
し、そして、酸素富有空気をスラグに供給し、酸化亜鉛
を還元し、金属気体としてS O+ + COt + 
COガスと共に気化せしめ、それから、鉛或いは亜鉛の
いずれかのスプラッシュ凝結器中で凝結せしめる。金属
鉄の生成は、この方法では、避けなければならなく、そ
のために、スラグ相の亜鉛含有率は、非常に高く、その
ために、スラグ相は、更に処理を必要とし、例えば、亜
鉛溶解による環境問題を回避するために、残留領域に貯
蔵する前に、スラグフユームにすることである。
[問題点を解決するための手段及び作用]本発明による
と、亜鉛含有原料からの金属亜鉛の製造方法において、
該亜鉛含有原料を、還元剤と共に、鉄溶融物中に供給し
、その還元剤が、亜鉛原料を、金属亜鉛に還元し、蒸発
せしめ、気体状態で放出され、凝結器中で回収される鉄
還元による亜鉛の製造方法である。前記還元剤は、微粉
末炭素質材料が好適である。そして、前記還元剤は、微
粉コークスが好適である。また、前記還元剤は、微粉ピ
ートコークスが好適である。前記還元剤は、気体状が好
適であり、天然ガスが好適である。また、前記亜鉛原料
は、酸化物が好適であり、前記亜鉛原料の部分は、酸化
物成育および副産物よりなるものが好適であり、一部酸
化された金属残査および副産物よりなるものが好適であ
る。そして、製法に必要な熱は、製法で還元された酸化
物に対する還元剤の過剰量を反応器中で燃焼させること
により、得られる。また、製法に必要な熱は、外部で作
られ得る。前記還元剤および亜鉛原料は、注入ヤリによ
り鉄溶融物表面の下に注入されることが好適である。そ
して、前記還元剤および亜鉛原料は、羽口を通して、鉄
溶融物表面の下に注入されることが好適である。また、
前記還元処理は、1300〜1500℃の温度範囲で行
なわれることが好適である。
前記の注入−ベースの亜鉛製造方法において、酸化物原
料及び還元剤の注入がスラブ溶融物の中に行なわれる。
本発明の方法では、炭素湿還元材料が、亜鉛酸化物含有
原料とともに、担体ガスとともに、鉄溶融物中に注入さ
れる。媒体として、鉄溶融物は、その良好な熱伝達及び
低い粘性によるものの他に、スラグ溶融物とは、著しく
異なる。然し乍ら、鉄中に溶解された炭素が、還元剤と
して作用し、そして、炭素緩和剤としても作用し、炭素
緩和剤は、供給中に騒乱が生じたときに、還元反応を安
定化するものである。媒体として鉄を用いることにより
、スラグ溶融物を用いるよりも、高い溶融容量が得られ
る。本発明の方法においては、亜鉛の再酸化の危険がな
いので、還元能力は、インペリアルスメルテイング方法
よりも、著しく低く調整できる。
石炭ガス化法においては、鉄溶融物を用いるこが、既知
の方法である。典型的には、0.1順以下の粒度を有す
る微粉末炭素質原料を、担体ガスにより、酸素とともに
、鉄溶融物中に注入する。
石炭は、鉄溶融物中に溶解され、酸素と反応せしめ、C
Oガスを生成する。石炭のガス化は、高温と溶融物中の
炭素含有量のために、非常に急速に行なわれる。石炭中
の含有されるアッシュ及び硫黄は、鉄溶融物の表面上に
スラグを形成し、硫黄の一部は、ガスとともに放出され
る。スラグ化は、フラックスにより改良われる。注入ガ
スとして酸素を用いると、大量の熱が、石炭燃焼反応で
放出される。
KHDハムボルツ ウニダグ Ag(溶融物鉄純粋ガス
処理法)による処理法においては、微粉石炭は、担体ガ
スが窒素でありが、鉄溶融物中に注入される。同時に、
酸素は、水蒸気と共に吹き込まれ、そして、鉄中に溶解
された炭素と反応する。得られた生成物は、主に、−酸
化炭素と水素よりなるガスである。コークスのアッシュ
及び硫黄は、フラックスとともに、鉄溶融物の表面の上
のスラグを形成する。その注入は、底吹き込み又はトッ
プ吹き込みにより行なわれ得る。報告された鉄溶融物中
のコークスの注入容量は、1トン鉄当り250〜soo
kg/時間である。
ドイツ公報2.952.434に記載されるCGS法は
、KHD法とは、原料の供給法に関して異なる。ここで
は、微粉固体;炭素および石灰(Cab)をスラグ形成
剤として用いて、酸素及び水蒸気と共に、鉄溶融物の表
面上に、高速に吹き込むものである。
アクスルソン(C,L、 Axelsson)、トルラ
セル(K。
Torssell)、ツルネマン(B、 T’6rne
man)の鉄槽中の石炭ガス化(Coal gasif
ication in an 1ron bath)、
 [5cad、 J、Metal +ugyl 16(
1987)、214−219およびアクスルソン(C,
L、 Axelsson)、サト(K、5ato)、ト
ルラセル(K、Torssell)、ツルネマン(B、
 Torneman)の石炭ガス化のためのP−CI 
G法(The P−CIGProcess For c
oal gasification)[5cad、J。
Metallurgyl 17(1988)、 242
−247の記事には、2つの石炭ガス化法が記載され、
その1つは、大気圧下で成され(石炭鉄ガス化法;Co
al IronGas百1cation Proces
s : CI G法)、他の1つは3バー過剰圧力(加
圧された石炭鉄ガス化法;Pressurized−C
oal Iron Ga51fication Pro
cess ;P−CIG法)で成される。上記のCIG
法では、微粉石炭、酸素、スラグ形成剤及び水蒸気を鉄
溶融物中に、トップ吹き込み技術又は底吹き込み技術の
いずれかで、注入し、得られた生成物は、主にCO及び
水素ガスである。P−CI G法では、注入は、底吹き
込みで行なわれる。過剰圧力を用いることにより、容量
が上がり、製造されたガスは、一定加圧プロジェクトで
直接に用いられる。
この処理法で用いたスラグ形成剤は、石灰(Cab)或
いはドロマイトである。
上記の方法においては、固体石炭は、媒体として鉄溶融
物を用いることにより、処理され、COガスと熱エネル
ギーにされ、それらは、他の処理法に用いられる。本発
明の方法においては、炭素質原料或いは気体還元剤が、
酸化亜鉛原料を、鉄と溶融物中で、金属亜鉛に還元する
もので、処理に必要な熱は、必要な場合、反応器中で還
元される酸化物について石炭過剰量を燃やすことにより
、同じ処理法から得られるものである。処理に必要な熱
エネルギーの少なくとも一部は、外部から、生成された
COガスを燃やすか或いは完全な外部エネルギー源によ
り、得ることができる。
本発明の方法においては、亜鉛原料は、少なくとも一部
酸化物で、固体或いはガス状還元剤により、溶融鉄中に
、担体ガスで注入されることにより、還元される。金属
亜鉛は、還元工程からガス状で、煙道ガスとともに除か
れ、そして、煙道ガスラインで別の凝結器で、亜鉛或い
は鉛つオシングにより、回収される。本発明の本質的に
新規な特徴は、添付の特許請求の範囲の記載がち明らが
である。
還元処理の間、反応器の中に、互いに分離すれた少なく
とも3つの相が平衡してあり、それは、殆ど鉄の金属溶
融物、酸化物スラグおよびガス相である。供給の組成に
依存して、硫化物マット相も反応器中に形成される。
還元処理の原料は、典型的には、焼成で作成された亜鉛
精鉱よりなる微粉原料である。この方法においては、酸
化物或いは一部酸化の金属残査および副産物を処理する
ことが可能でもあり、それらは、適当な粒径に粉砕され
ているものである。
用いた還元剤は、典型的には、微粉末の、例えば、<O
oIMのコールダスト或いはビートコクスである。ガス
状還元剤、典型的には、天然ガスのような炭化水素の還
元剤の使用も可能である。
分は、処理の安定状態で鉄溶融物に溶解されている。鉄
の一部は、バッチ式で反応器の外に出される。反応器に
形成されたスラブ相も、同じ形式で処理される。
供給原料、即ち、酸化亜鉛原料及び還元剤により、処理
法中に入れられる主に酸化物で、還元されない脈石に依
存するが、適当なフラックスを、得られるスラグの流動
性及び他の特性を調整するために、供給物に加え得る。
そのような添加剤は典型的には、石灰(Cab)及び砂
(SIOl)である。
鉄に炭素が溶解すると、その溶融点を下げるので、亜鉛
酸化物の還元処理は、純粋鉄の溶融点以下で行なわれる
。還元温度は、鉄−炭素系の溶融範囲により限定され、
それは、高い炭素活性”cg+++> 0.5で最大で
、従って、処理法は、典型的には、1300〜1500
℃の温度範囲内で運転される。
処理は、閉鎖形の反応器中で行なわれ、その中に原料、
固体原料を、担体ガスにより注入する。
生成は、鉄溶融物の表面の下に、別の注入ヤリにより或
いは反応器の羽口を通して、行なうのが有利である。鉄
溶融物は、熱の媒体として、また、還元反応中に原料移
送体として機能し、供給物の中に含む鉄また反応で還元
される非揮発性副産成処理法に必要な熱エネルギーは、
間接加熱により或いは、供給物の還元できる酸化物にた
めの石炭又は他の還元剤の過剰量のものを還元反応器中
で燃やすことにより、作製される。
ガス状亜鉛或いは亜鉛蒸気の回収は、煙道ガスライン中
で、通常の鉛或いは亜鉛洗浄器により行なわれ、亜鉛は
、既知の形式で、ガス流より冷たくされた鉛或いは亜鉛
懸濁液に溶解される。所定の条件で、亜鉛は、直接冷却
でも凝結され得る。
本発明の方法において鉄酸化物の還元は、処理法の還元
容量を限定していないので、処理法で生成されるスラグ
の茸通の量が、少量の重金属を含有しているだけである
。この重金属は、ガラス相であるスラグ中にあり、従っ
て、水には、少ししか溶けない形であり、そのスラグは
、例えば、埋立材料として使用できる。従って、処理法
は、電解亜鉛製造からのジャロサイトのような、環境問
題となる残渣を作らない。
本発明の方法においては、原料は、良好な強度を保持す
るための焼結の必要はない。従って、本方法は、焼結法
で典型的に付随するそのような環境問題になるダスト及
び硫黄に出すことはない。
本発明の方法は更に、以下の2つの実施例により、説明
する。
[実施例1] 本発明の方法を、実験室規模の金属亜鉛製造実験に掛け
た。微粉亜鉛焼成物を、コークス粉末と共に、炭素飽和
鉄溶融物中に注入した。この焼成物中に含有する酸化亜
鉛は、鉄溶融物中で金属亜鉛に還元され、同時に気化さ
れた。気化された亜鉛は、ガス中から別の凝結器中で回
収された。そして、得られた製品は、金属亜鉛であった
この実験中の主な器具には、固体原料の供給装置、溶融
物ルツボ、並びにそれにガス管で結合している凝結器が
ある。溶融物ルツボは、誘導炉中に置かれ、処理法に必
要なエネルギーがそこで作られた。鉄溶融物は、重量2
.3kgで、1400℃の温度に保持され、そして、用
いた溶融物ルツボは、A、E、O,ルツボであった。
焼成物/コークス混合物の鉄溶融物への注入は、内径8
閣のグラファイトヤリで行なわれた。
そして、用いた担体ガスは窒素(3d+n’/分)であ
った。注入焼成物の量は、200gで、注入コークス量
は、30gで、注入期間は、60分間であった。供給原
料を分析すると、第1表に示されるものであった。
第1表:供給原料の分析 焼成物    コークス %       % 70 0 6 0 34   2 1 57026 46013 11   41 1  10 Zn Fe b A l 、Or CaO MgO 510゜ H,0 固定C 揮発物 89、1 1.7 注入中の鉄溶融物の組成物は、殆ど変わらず、そして、
それへの亜鉛溶解は、非常に少しであった。注入の前お
よび後の組成は、第2表に示される。
第2表 注入前(1)および後(TI)の鉄溶融物へ棋
嘩 山       (I+) %          % Fc           890       87
. OZn       <0 01    <0.0
1Pb            001      0
.02C404,2 還元反応の結果として、亜鉛は、ガス相に気化された。
ガスはガス管により凝結器に導かれ、そこで、ガスは5
00℃で冷却され、亜鉛が凝結され、ガスから分離され
た。得られた最終製品は金属亜鉛であった。金属亜鉛組
成は、98%亜鉛であった。この他に、不純物として亜
鉛に含有するものは、溶解船および少量の酸化物成分で
、この実験室規模の実験では、ダストとして製品に入っ
たものであった。
りなる。最初の原料は、実施例1と同じである。
マテリアルフローは、第1図のフローシートに示される
焼成物に含有される非還元成分は、鉄溶融物の上に薄い
スラブ層を形成した。スラグ中の主な成分は、約45〜
60%Sin、であった。スラグ中の他の成分は、Ca
b、Fe、Fe01Aj!、O,、MgO及びCr −
Osであった。スラグ中の亜鉛含有量は、0.1〜1.
5%Znであり、鉛含有量は、<0.1%pbであった
[実施例2] 実施例2は、本発明の処理法のマテリアルバランスを示
す。このマテリアルバランスは、年50.000トンの
亜鉛産出量に基づく。注入に使用する担体ガスは、水素
(I Nm’/ 10 kg固体)であった。凝結での
亜鉛収率は、95%と近似され、残りは、酸化物ドロス
に行き、処理に再循環されるものとする。ドロスは、主
に、亜鉛及び船の酸化物並びに、ダストで処理法に入っ
た鉄よ焼成物の脈石の大部分を形成する鉄酸化物は、処
理法で、還元され、従って、スラグの製造量は非常に少
なく、供給焼成物の量の約3.5%だけである。処理法
で生成される炭素質鉄は、1000kg/時間である。
熱力学的バランスによるスラグ及び鉄組成は、次の通り
である。
スラグ % CaO19゜ Mgo   15゜ 、l!+O+  21゜ SIO+  44゜ FeOO。
ZnOOo 鉄 % 3       Fe 2      C I       Si 4      Zn 5 88、3 2.7 1.6 0.4 得られた亜鉛製品は、 約1゜ 9%pbを含有 し、従って、SHG亜船を、例えば、蒸留法で製造する
ために、更に、油液されなければならない。凝結器から
排出されらガスは、約68%の一酸化炭素COを含有し
、一方、残りガスは主に、注入物中の担体ガスとして用
いられた窒素である。その高い熱価に依存して、このガ
スは、例えば、パンチ式の予熱のためのエネルギーの製
造のために、或いは、反応器を間接的に加熱するために
、使用することができる。
4、H笥晶曜1 第1図は、本発明の処理法におけるマテリアル70−を
示すフローシートである。

Claims (1)

  1. 【特許請求の範囲】 1、亜鉛含有原料からの金属亜鉛の製造方法において、 該亜鉛含有原料を、還元剤と共に、鉄溶融物中に供給し
    、その還元剤が、亜鉛原料を、金属亜鉛に還元し、蒸発
    せしめ、気体状態で放出され、凝結器中で回収されるこ
    とを特徴とする鉄還元による亜鉛の製造方法。 2、前記還元剤は、微粉末炭素質材料である請求項第1
    項記載の鉄還元による亜鉛の製造方法。 3、前記還元剤は、微粉コークスである請求項第1項記
    載の鉄還元による亜鉛の製造方法。 4、前記還元剤は、微粉コークスである請求項第2項記
    載の鉄還元による亜鉛の製造方法。 5、前記還元剤は、微粉ピートコークスである請求項第
    1項記載の鉄還元による亜鉛の製造方法。 6、前記還元剤は、気体状である請求項第1項記載の鉄
    還元による亜鉛の製造方法。 7、前記還元剤は、天然ガスである請求項第6項記載の
    鉄還元による亜鉛の製造方法。 8、前記亜鉛原料は、酸化物である請求項第1項記載の
    鉄還元による亜鉛の製造方法。 9、前記亜鉛原料の部分は、酸化物残査および副産物よ
    りなるものである請求項第1項記載の鉄還元による亜鉛
    の製造方法。 10、前記亜鉛原料の部分は、一部酸化された金属残査
    および副産物よりなるものである請求項第1項記載の鉄
    還元による亜鉛の製造方法。 11、製法に必要な熱は、製法で還元された酸化物に対
    する還元剤の過剰量を反応器中で燃焼させることにより
    、得られたものである請求項第1項記載の鉄還元による
    亜鉛の製造方法。 12、製法に必要な熱は、外部で作られることを特徴と
    する請求項第1項記載の鉄還元による亜鉛の製造方法。 13、前記還元剤および亜鉛原料は、注入ヤリにより鉄
    溶融物表面の下に注入されることを特徴とする請求項第
    1項記載の鉄還元による亜鉛の製造方法。 14、前記還元剤および亜鉛原料は、羽口を通して、鉄
    溶融物表面の下に注入されることを特徴とする請求項第
    1項記載の鉄還元による亜鉛の製造方法。 15、前記還元処理は、1300〜1500℃の温度範
    囲で行なわれることを特徴とする請求項第1項記載の鉄
    還元による亜鉛の製造方法。
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Families Citing this family (10)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
BR9107088A (pt) * 1990-11-14 1993-12-07 Minproc Tech Processo para tratamento de sulfeto de zinco ou outros materiais de carga
AT409266B (de) * 2000-01-28 2002-07-25 Holderbank Financ Glarus Verfahren zum aufarbeiten von stäuben oder staubgemischen
US6729248B2 (en) 2000-06-26 2004-05-04 Ada Environmental Solutions, Llc Low sulfur coal additive for improved furnace operation
US8124036B1 (en) 2005-10-27 2012-02-28 ADA-ES, Inc. Additives for mercury oxidation in coal-fired power plants
US8439989B2 (en) 2000-06-26 2013-05-14 ADA-ES, Inc. Additives for mercury oxidation in coal-fired power plants
US8784757B2 (en) 2010-03-10 2014-07-22 ADA-ES, Inc. Air treatment process for dilute phase injection of dry alkaline materials
WO2011112854A1 (en) 2010-03-10 2011-09-15 Ada Environmental Solutions, Llc Process for dilute phase injection or dry alkaline materials
US9017452B2 (en) 2011-11-14 2015-04-28 ADA-ES, Inc. System and method for dense phase sorbent injection
US8974756B2 (en) 2012-07-25 2015-03-10 ADA-ES, Inc. Process to enhance mixing of dry sorbents and flue gas for air pollution control
US10350545B2 (en) 2014-11-25 2019-07-16 ADA-ES, Inc. Low pressure drop static mixing system

Family Cites Families (9)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US2473611A (en) * 1946-06-05 1949-06-21 Nat Smelting Co Ltd Process for the production of zinc
BE754673A (fr) * 1969-09-18 1971-01-18 Bechtel Int Corp Procede metallurgique par voie ignee
FR2430980A1 (fr) * 1978-07-13 1980-02-08 Penarroya Miniere Metall Procede pour recuperer les metaux contenus dans les poussieres d'acieries et de hauts-fourneaux
JPS5589395A (en) * 1978-12-26 1980-07-05 Sumitomo Metal Ind Ltd Gasification of solid carbonaceous material and its device
GB2048309B (en) * 1979-03-09 1983-01-12 Univ Birmingham Method of recovering non-ferrous metals from their sulphide ores
LU81330A1 (fr) * 1979-05-30 1980-12-16 Arbed Procede et installation pour la recuperation du fer,du zinc et du plomb contenus dans les poussieres et boues de hauts fourneaux,ainsi que de convertisseurs et de fours electriques d'acieries
DE3203435A1 (de) * 1982-02-02 1983-08-11 Klöckner-Werke AG, 4100 Duisburg Verfahren zur gaserzeugung und metallgewinnung in einem schmelzbadreaktor, insbesondere eisenbadreaktor
AU558715B2 (en) * 1983-02-23 1987-02-05 Japan Mining Promotive Foundation, The Obtaining zn by distillation
US4741770A (en) * 1985-04-03 1988-05-03 Cra Services Limited Zinc smelting process using oxidation zone and reduction zone

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