JPH04147926A - 硫化亜鉛精鉱の熔融脱硫方法 - Google Patents
硫化亜鉛精鉱の熔融脱硫方法Info
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- JPH04147926A JPH04147926A JP27165490A JP27165490A JPH04147926A JP H04147926 A JPH04147926 A JP H04147926A JP 27165490 A JP27165490 A JP 27165490A JP 27165490 A JP27165490 A JP 27165490A JP H04147926 A JPH04147926 A JP H04147926A
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- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
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。
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]
本発明は硫化亜鉛精鉱を用いた製錬法に関する。
[従来の技術〕
硫化亜鉛精鉱より金属亜鉛を得る方法には大別して湿式
法と乾式法がある。
法と乾式法がある。
湿式法は、硫化精鉱を焙焼して得られた焼鉱を硫酸で溶
解し、[酸亜鉛溶液を得、脱鉄等の浄液を行った後電解
により電気亜鉛を得て、これを電気炉で溶解して金属亜
鉛を得るものである。
解し、[酸亜鉛溶液を得、脱鉄等の浄液を行った後電解
により電気亜鉛を得て、これを電気炉で溶解して金属亜
鉛を得るものである。
乾式法には、焼鉱と40〜60重量%の還元粗炭とを混
合し、これを横置式レトルトに挿入してレトルトを外部
より加熱し、亜鉛を還元揮発させ、コンデンサーで凝縮
させる水平蒸溜法や、焼鉱等と粉炭及び粉コークスとを
混練し、団鉱とし、炭化炉で加熱してコークス化して得
た団鉱を立型の外部加熱式レトルトに、加熱しつつ連続
的に供給し、亜鉛を還元揮発させ、レトルト上部に設け
られたコンデンサーで凝縮させる立型藁溜法や、焼鉱と
粉コークスとを混合し焼結して焼結鉱を得、これと粉コ
ークスとを円筒型の炉に装入し、炉の上下に設置しであ
る電極より通電し、この混合層#I自体を抵抗体として
電気抵抗加熱を行って還元蒸溜する電熱蒸溜法や、前処
理として硫化精鉱を適当量の溶剤と混合し酸化焼結して
脱硫し、焼結情を得、これをコークスと共に溶鉱炉に装
入し、溶鉱炉で加熱還元し亜鉛を揮発させ、この亜鈴蒸
気に溶融鉛をスプラッシュして亜鈴を銘−亜鉛合金とし
て補足し、次いでこれを冷却して溶解度差により亜鉛熔
体を分離し、要すれば精留して金属亜鉛を得るISP法
とかある。
合し、これを横置式レトルトに挿入してレトルトを外部
より加熱し、亜鉛を還元揮発させ、コンデンサーで凝縮
させる水平蒸溜法や、焼鉱等と粉炭及び粉コークスとを
混練し、団鉱とし、炭化炉で加熱してコークス化して得
た団鉱を立型の外部加熱式レトルトに、加熱しつつ連続
的に供給し、亜鉛を還元揮発させ、レトルト上部に設け
られたコンデンサーで凝縮させる立型藁溜法や、焼鉱と
粉コークスとを混合し焼結して焼結鉱を得、これと粉コ
ークスとを円筒型の炉に装入し、炉の上下に設置しであ
る電極より通電し、この混合層#I自体を抵抗体として
電気抵抗加熱を行って還元蒸溜する電熱蒸溜法や、前処
理として硫化精鉱を適当量の溶剤と混合し酸化焼結して
脱硫し、焼結情を得、これをコークスと共に溶鉱炉に装
入し、溶鉱炉で加熱還元し亜鉛を揮発させ、この亜鈴蒸
気に溶融鉛をスプラッシュして亜鈴を銘−亜鉛合金とし
て補足し、次いでこれを冷却して溶解度差により亜鉛熔
体を分離し、要すれば精留して金属亜鉛を得るISP法
とかある。
これらの乾式法の中で、ISP法は亜鉛と鉛とを同時に
製錬することかできること、生産性が高いこと、不純物
に対する許容量か大きいことから広く採用されている。
製錬することかできること、生産性が高いこと、不純物
に対する許容量か大きいことから広く採用されている。
[発明か解決しようとする課題]
しかし、このISP法の前処理である脱硫工程で、酸化
促進のために焙焼温度をあまり高くすると、原料の一部
か熔融し、焙焼設備に融着し、焼成物を該設備より排出
させることか困雛となり、M、lの場合は操業を停止せ
ざるを得なくなるという間Uがある。又、一部の原料の
熔融により粒子の凝集か起こり反応粒子の表面積か小さ
くなることから、焙焼温度を1100℃以下とせざるを
得ないため、脱硫速度が遅くなるという問題がある。
促進のために焙焼温度をあまり高くすると、原料の一部
か熔融し、焙焼設備に融着し、焼成物を該設備より排出
させることか困雛となり、M、lの場合は操業を停止せ
ざるを得なくなるという間Uがある。又、一部の原料の
熔融により粒子の凝集か起こり反応粒子の表面積か小さ
くなることから、焙焼温度を1100℃以下とせざるを
得ないため、脱硫速度が遅くなるという問題がある。
そして、焙焼温度を1100℃以下にしても、粒子の凝
集を防止するために、焼結機に投入する原料の約4倍蓋
の返し粉か工程内を常に循環するようにせざるを得ない
という問題がある。さらに、焙焼温度か低くなると、脱
硫反応で発生する酸化熱の有効利用か図れないという問
題かある。
集を防止するために、焼結機に投入する原料の約4倍蓋
の返し粉か工程内を常に循環するようにせざるを得ない
という問題がある。さらに、焙焼温度か低くなると、脱
硫反応で発生する酸化熱の有効利用か図れないという問
題かある。
従って、本発明の目的は、脱硫速度か早く、かつ熱効率
のよい脱硫方法の提供にある。
のよい脱硫方法の提供にある。
[課題を解決するための手段]
本発明者らは種々検討した結果、脱硫反応により生成す
る鉄及び亜鉛等の酸化物並びにS i 02を始めとす
る脈石成分を熔融スラグとすれば、熱移動速度及び物質
移動速度、特に酸素の移動速度が極めて速くなり、焙焼
よりも大きな脱硫速度を得ることができるということを
見出し本発明に至った。
る鉄及び亜鉛等の酸化物並びにS i 02を始めとす
る脈石成分を熔融スラグとすれば、熱移動速度及び物質
移動速度、特に酸素の移動速度が極めて速くなり、焙焼
よりも大きな脱硫速度を得ることができるということを
見出し本発明に至った。
すなわち、本発明の熔融脱硫法は、亜鉛硫化物を主体と
する原料とフラックスとを工業用酸素、酸素富化空気、
空気の何れか一種と反応させ、該原料中の一部の亜鉛を
主として酸化亜鉛よりなる煙灰として回収し、残部の亜
鉛を熔融スラグとして回収し、このとき熔融スラグか、
1200°C以上の温度に保持され、鉄酸化物及び硅酸
を含み、その硫黄品位か0.3〜15重量%(以下%と
して示す、)であるようにする。
する原料とフラックスとを工業用酸素、酸素富化空気、
空気の何れか一種と反応させ、該原料中の一部の亜鉛を
主として酸化亜鉛よりなる煙灰として回収し、残部の亜
鉛を熔融スラグとして回収し、このとき熔融スラグか、
1200°C以上の温度に保持され、鉄酸化物及び硅酸
を含み、その硫黄品位か0.3〜15重量%(以下%と
して示す、)であるようにする。
本発明の熔融脱硫法では、必要に応じて、重油、微粉炭
、コークスなどの補助燃料を原料及びフラッックスと共
に使用できる。
、コークスなどの補助燃料を原料及びフラッックスと共
に使用できる。
又、本発明の熔融脱硫法では、原料に対して供給する酸
素址及び/又は添加スラックス量を調節することにより
原料中の亜鉛の煙灰とスラグとへの分配比を調節できる
。そして、好ましくは、原料中の亜鉛の5〜95%を煙
灰として回収し、残部を熔融スラグとして回収する。
素址及び/又は添加スラックス量を調節することにより
原料中の亜鉛の煙灰とスラグとへの分配比を調節できる
。そして、好ましくは、原料中の亜鉛の5〜95%を煙
灰として回収し、残部を熔融スラグとして回収する。
[作用]
本発明において、原料中のZnSは酸素と反応し、0式
に従いZnO粒子とSO2とを生成する。
に従いZnO粒子とSO2とを生成する。
Z n S (s)+ 3/20 x f!11)
−Z n O(S)十S O2(Q) ■この反
応の速度は1200℃以上で著しく増加する、そのため
酸素富化の程度及び/又は補助燃料の添加量を調節して
反応温度やスラグ温度を1200℃以上となるように調
節する。
−Z n O(S)十S O2(Q) ■この反
応の速度は1200℃以上で著しく増加する、そのため
酸素富化の程度及び/又は補助燃料の添加量を調節して
反応温度やスラグ温度を1200℃以上となるように調
節する。
前述のように、本発明の熔融スラグは、酸化鉄と硅酸を
含むが、熔融スラグは、原料中に10%前後含まれる鉄
より生した酸化鉄と、脈石の主成分であるSiO2と、
フラックスとから形成されるのである。
含むが、熔融スラグは、原料中に10%前後含まれる鉄
より生した酸化鉄と、脈石の主成分であるSiO2と、
フラックスとから形成されるのである。
この熔融スラグの組成は、F e OF e 203S
iO2系スラグを基本とするものであり、必要に応じて
CaOをスラグ成分として追加し、融点を低下させる。
iO2系スラグを基本とするものであり、必要に応じて
CaOをスラグ成分として追加し、融点を低下させる。
熔融スラグの成分について、次に説明する。
精鉱中のFeは通常FeSとして存在するが、このFe
Sは反応性が極めて高く、急速に酸化され、各種の価数
の酸化鉄となる。これらの酸化鉄の中でF e 304
は融点が高く、析出しやすい。
Sは反応性が極めて高く、急速に酸化され、各種の価数
の酸化鉄となる。これらの酸化鉄の中でF e 304
は融点が高く、析出しやすい。
Fe5O4か析出すると炉底の上昇を招き、最終的には
操業ができなくなる。これを防ぐためには熔融スラグ中
のFe5O4品位を可能なかぎり下げる必要かある。
操業ができなくなる。これを防ぐためには熔融スラグ中
のFe5O4品位を可能なかぎり下げる必要かある。
本発明は、熔融スラグ中のFe3O4品位と熔融スラグ
の性質との関係を研究した結果に基づいている。
の性質との関係を研究した結果に基づいている。
本発明の方法で生成するスラグ中のFe、04品位とS
品位との間係の調査で得な結果を第1図に示す、第1図
において、縦軸は熔融スラグ中のFe30−含有量を示
し、横軸は熔融スラグ中のS含有量を示す。
品位との間係の調査で得な結果を第1図に示す、第1図
において、縦軸は熔融スラグ中のFe30−含有量を示
し、横軸は熔融スラグ中のS含有量を示す。
第1図によれば、S品位が0.3%以下となるとFe5
Oa品位か急激に増加することかわかる。
Oa品位か急激に増加することかわかる。
この結果より、Fe5O4の析出を防止するためには熔
融スラグ中のS品位を0.3%以上とすることが必要で
あることがわかる。また、この熔融スラグにおけるSの
溶解度の上限値はほぼ15%である。従って、本発明は
、熔融スラグ中の硫黄含有量か0.3〜15重量%であ
る。
融スラグ中のS品位を0.3%以上とすることが必要で
あることがわかる。また、この熔融スラグにおけるSの
溶解度の上限値はほぼ15%である。従って、本発明は
、熔融スラグ中の硫黄含有量か0.3〜15重量%であ
る。
0式で生成したZnO粒子はこの熔融スラブに吸収され
、熔体となる。原料と反応する酸素の量が少ないと、Z
nSの一部は■式に従い分解されZn蒸気を生成し、こ
の蒸気はカス処理設備において漏入したフリーエアによ
り、あるいはフリーエアを供給することにより0式に従
いZnO粒子となり、煙灰として回収される。
、熔体となる。原料と反応する酸素の量が少ないと、Z
nSの一部は■式に従い分解されZn蒸気を生成し、こ
の蒸気はカス処理設備において漏入したフリーエアによ
り、あるいはフリーエアを供給することにより0式に従
いZnO粒子となり、煙灰として回収される。
Z n S (S)→Z n (’]) + 1/
2 S 2 ■Z n (g) +1/20x
(Q) ”Z n O(S) ■よって、原料中の精
鉱に対する供給酸素量を変化させることにより容易にZ
nの煙灰への分配率を調節できる。
2 S 2 ■Z n (g) +1/20x
(Q) ”Z n O(S) ■よって、原料中の精
鉱に対する供給酸素量を変化させることにより容易にZ
nの煙灰への分配率を調節できる。
しかし、供給酸素量を0としても生成したZn蒸気の一
部は■式の逆反応によりZnSとなりスラグ中に取込ま
れるため煙灰へのZnの分配率を100%とすることは
困難である。
部は■式の逆反応によりZnSとなりスラグ中に取込ま
れるため煙灰へのZnの分配率を100%とすることは
困難である。
逆に、大過剰の酸素を供給し、原料中のZnSを全てZ
nO粒子としなとしても、スラグ中への吸収か閘に合わ
す、一部のZnOの粒子は煙灰として飛散することから
、スラグへのZnの分配率を100%とすることも困難
である。なお、スラグ量の調整によるZnの煙灰への分
配率の調節か可能であることは言うまでもないことであ
る。
nO粒子としなとしても、スラグ中への吸収か閘に合わ
す、一部のZnOの粒子は煙灰として飛散することから
、スラグへのZnの分配率を100%とすることも困難
である。なお、スラグ量の調整によるZnの煙灰への分
配率の調節か可能であることは言うまでもないことであ
る。
本発明の適用に際し、Znの煙灰への分配率をどの程度
にするかは、当該熔融脱硫法を実施する製錬所の操業形
態に依存するので、その製錬所のトータルエネルギーコ
ストか最小になるように選択することか好ましい。
にするかは、当該熔融脱硫法を実施する製錬所の操業形
態に依存するので、その製錬所のトータルエネルギーコ
ストか最小になるように選択することか好ましい。
本発明の実施に際して使用する装置としては自溶製錬法
やパススメルテインク法か適用できる装置であればよい
、このような装置を用いて本発明の方法を実施した場合
には、■、■式の反応を完了させるに必要な時間は1秒
程度であり、従来の焼結機を用いた場合よりもはるかに
速い。
やパススメルテインク法か適用できる装置であればよい
、このような装置を用いて本発明の方法を実施した場合
には、■、■式の反応を完了させるに必要な時間は1秒
程度であり、従来の焼結機を用いた場合よりもはるかに
速い。
本発明の方法で得られた煙灰はそのまま次工程である団
鉱工程に供給できる。また、スラグ中のZnは、通常行
われているスラグヒューミンク法により容易に回収でき
るか、このスラグヒューミンク法はかなりの高温度を必
要とすることを考えると、1200℃以上の温度のスラ
グを得る本発明の方法はエネルギー的に極めて有利とな
る。
鉱工程に供給できる。また、スラグ中のZnは、通常行
われているスラグヒューミンク法により容易に回収でき
るか、このスラグヒューミンク法はかなりの高温度を必
要とすることを考えると、1200℃以上の温度のスラ
グを得る本発明の方法はエネルギー的に極めて有利とな
る。
[実施例−1コ
本実施例は、自溶製錬方式の試験用溶錬炉に本発明の方
法を適用したものである。
法を適用したものである。
この試験用溶錬炉は、第2図に示すように、高さ4m、
内径1.5mのシャフト10と、長さ525m、内径1
,5mのセトラー20から構成され、シャフト10の頂
部に、精鉱シュート12を供えた酸素・燃料バーナー1
4を設け、セトラー20の一端かシャフト10に結合さ
れ、他端に廃煙道22を設けである。
内径1.5mのシャフト10と、長さ525m、内径1
,5mのセトラー20から構成され、シャフト10の頂
部に、精鉱シュート12を供えた酸素・燃料バーナー1
4を設け、セトラー20の一端かシャフト10に結合さ
れ、他端に廃煙道22を設けである。
第2図の試験用溶錬炉を用い、第1表に示した組成の原
料を用いて、第2表のCa5e−1とCa5e−2の条
件で試験操業を行った。その結果を第3表のCa5e−
1とCa5e−2に示した。
料を用いて、第2表のCa5e−1とCa5e−2の条
件で試験操業を行った。その結果を第3表のCa5e−
1とCa5e−2に示した。
Ca5e−1とCa5e−2を比較すると、トータルフ
ラックス率(第2表)か増加するとZnの揮発率(第3
表)か低下していることがわかる。
ラックス率(第2表)か増加するとZnの揮発率(第3
表)か低下していることがわかる。
このことより、Znの煙灰への分配率を大きくするため
にはトータルフラックス率を減少させればよく、小さく
するためにはトータルフラックス率を増加すればよいこ
とがわかる。
にはトータルフラックス率を減少させればよく、小さく
するためにはトータルフラックス率を増加すればよいこ
とがわかる。
[実施例−2コ
本実施例は、パススメルティング方式の試験用溶錬炉に
本発明の方法を適用したものである。
本発明の方法を適用したものである。
この試験用溶錬炉は、第3図に示すように、第2図の酸
素・燃料バーナー14の代りに吹込みランス16及び吹
込みタンク18を設け、側壁に、酸素・燃料バーナー2
4を設け、シャフト10の高さを2.8mとした以外は
実施例−1と同じ構成である。この試験用溶錬炉におい
て、ランス16より、第1表に示した組成の原料を流送
用空気及び酸素(純度90%の工業用酸素)と共に炉内
のスラグ層中に吹込む試験操業を行った。
素・燃料バーナー14の代りに吹込みランス16及び吹
込みタンク18を設け、側壁に、酸素・燃料バーナー2
4を設け、シャフト10の高さを2.8mとした以外は
実施例−1と同じ構成である。この試験用溶錬炉におい
て、ランス16より、第1表に示した組成の原料を流送
用空気及び酸素(純度90%の工業用酸素)と共に炉内
のスラグ層中に吹込む試験操業を行った。
試験操業における条件を第2表のCa5e−3、Ca5
e−4に示し、結果を第3表のCa5e3、Ca5e−
4に示した。
e−4に示し、結果を第3表のCa5e3、Ca5e−
4に示した。
第3表のCa5e−3とCa5e−4とを比較するとバ
ス・スメルテイングでも実施例−1と同様の結果か得ら
れている。
ス・スメルテイングでも実施例−1と同様の結果か得ら
れている。
[実施例−3]
実施例−2と同じ試験用溶錬炉を用いて第2表のCa5
e−5に示した条件に従い第1表に示した組成の原料を
流送用空気と共に炉内のスラグ層中に吹込み試験操業を
行った6本実施例はZn精鉱中のFeSの一部を酸化す
るに必要な酸素のみを空気によって供給することを目的
とするものである。この条件に従えば、ZnSのほとん
どが0式に従い分解するはずである。得られた3日間の
平均結果を第3表のCa5e−5に示した。
e−5に示した条件に従い第1表に示した組成の原料を
流送用空気と共に炉内のスラグ層中に吹込み試験操業を
行った6本実施例はZn精鉱中のFeSの一部を酸化す
るに必要な酸素のみを空気によって供給することを目的
とするものである。この条件に従えば、ZnSのほとん
どが0式に従い分解するはずである。得られた3日間の
平均結果を第3表のCa5e−5に示した。
第3表のCa5e−5の結果では、スラグ中のS品位は
12.9%となっているか、スポット的には最大15.
0%のS品位か得られている。また、Znの揮発率か7
2.1%と高い。
12.9%となっているか、スポット的には最大15.
0%のS品位か得られている。また、Znの揮発率か7
2.1%と高い。
この結果、Znを煙灰として回収するためには反応酸素
量を制限し、トータルフラックス率を低くすればよいこ
とかわかる。
量を制限し、トータルフラックス率を低くすればよいこ
とかわかる。
[実施例−4]
セトラー20内のスラグ面に40ONm’/hの空気を
吹きつける以外は実施例−3と同一条件で試@操業を行
った。操業条件を第2表のCa5e−6に、得られた結
果を第3表のCa5e−6に示した。第3表のCa5e
−6の結果よりスラグ中のS品位か低下し、Znがスラ
グより揮発除去され、スラグ中のZn品位も低下したこ
とがわかる。この結果、Znの揮発率と煙灰発生率とが
、Ca5e−5の値よりさらに大きくなっている。
吹きつける以外は実施例−3と同一条件で試@操業を行
った。操業条件を第2表のCa5e−6に、得られた結
果を第3表のCa5e−6に示した。第3表のCa5e
−6の結果よりスラグ中のS品位か低下し、Znがスラ
グより揮発除去され、スラグ中のZn品位も低下したこ
とがわかる。この結果、Znの揮発率と煙灰発生率とが
、Ca5e−5の値よりさらに大きくなっている。
これは、スラグ表面に空気を吹きつけ、スラグ表面でZ
nと反応する酸素量を増加させたなめである。
nと反応する酸素量を増加させたなめである。
よって、酸素の増減をもって煙灰へのZnの分配率の調
整が可能と言える。
整が可能と言える。
第1表
(この頁以下余白)
発明の効果]
本発明の方法では、脱硫反応により生成する鉄1び亜鉛
等の酸化物並びに8102等の脈石成分ご熔融スラグと
して梢成し、熔融スラグ中に原料ご吹込むため脱流速度
が極めて速く、かつ生成物つ温度が高いため脱流反応熱
を還元工程で有効に1用できる。さらに、Znを煙灰と
スラグとに任官の比率で分配することが可能である。
等の酸化物並びに8102等の脈石成分ご熔融スラグと
して梢成し、熔融スラグ中に原料ご吹込むため脱流速度
が極めて速く、かつ生成物つ温度が高いため脱流反応熱
を還元工程で有効に1用できる。さらに、Znを煙灰と
スラグとに任官の比率で分配することが可能である。
第1図は、本発明の方法で生成するスラグ中の″e、0
1品位とS品位との関係を示したグラフて゛ある。 第2図は、本発明の実施例に使用した自熔製錬可式の試
験用溶錬炉の断面略図である。 第3図は、本発明の実施例に使用したパススメノティン
グ方式の試験用溶錬炉の断面略図である。 (この頁以下余白) 図中、参照数字は次の要素を示す。 】0:シャフト 12:精鉱シュート 14:#1.素・燃料バーナー 16:吹込みランス 18:吹込みタンク 20:セトラー 22:廃煙道 24二酸素・燃料バーナー 特許出願人 住友金属鉱山株式会社 Uニ二一 第 図 (スラグ中) 第2図 1゜ 手続補正書 平成 2年10月11日 平成 2年10月 9日付掃出の特許願 2、発明の名称 硫化亜鉛精鉱の熔融脱硫方法 3゜ 補正をする者 事件との関係 特許出願人 住 所 東京都港区新橋5丁目1 名 称 住友金属鉱山株式会社 1番3号 4、代理人〒105 住 所 東京都港区西新橋三丁目5番1号橋場ビル2
階 6、補正の対象 7.補正の内容 別紙の通り 第1 図 (スラグ中) 手続補正書 平成 2年10月16日 3゜ 補正をする者 事件との関係 特許出願人 住 所 東京都港区新橋5丁目1 名 称 住友金属鉱山株式会社 1番3号 4、代理人〒105 住 所 東京都港区西新橋三丁目5番1号橋場ビル2
階 6、補正の対象 明細書の発明の詳細な説明の棚 補正の内容 明細書第17頁の第3表を別紙の通り補正する。
1品位とS品位との関係を示したグラフて゛ある。 第2図は、本発明の実施例に使用した自熔製錬可式の試
験用溶錬炉の断面略図である。 第3図は、本発明の実施例に使用したパススメノティン
グ方式の試験用溶錬炉の断面略図である。 (この頁以下余白) 図中、参照数字は次の要素を示す。 】0:シャフト 12:精鉱シュート 14:#1.素・燃料バーナー 16:吹込みランス 18:吹込みタンク 20:セトラー 22:廃煙道 24二酸素・燃料バーナー 特許出願人 住友金属鉱山株式会社 Uニ二一 第 図 (スラグ中) 第2図 1゜ 手続補正書 平成 2年10月11日 平成 2年10月 9日付掃出の特許願 2、発明の名称 硫化亜鉛精鉱の熔融脱硫方法 3゜ 補正をする者 事件との関係 特許出願人 住 所 東京都港区新橋5丁目1 名 称 住友金属鉱山株式会社 1番3号 4、代理人〒105 住 所 東京都港区西新橋三丁目5番1号橋場ビル2
階 6、補正の対象 7.補正の内容 別紙の通り 第1 図 (スラグ中) 手続補正書 平成 2年10月16日 3゜ 補正をする者 事件との関係 特許出願人 住 所 東京都港区新橋5丁目1 名 称 住友金属鉱山株式会社 1番3号 4、代理人〒105 住 所 東京都港区西新橋三丁目5番1号橋場ビル2
階 6、補正の対象 明細書の発明の詳細な説明の棚 補正の内容 明細書第17頁の第3表を別紙の通り補正する。
Claims (3)
- (1)亜鉛硫化物を主体とする原料を脱硫、還元、精製
して金属亜鉛を得る亜鉛製錬法の脱硫工程において、亜
鉛硫化物を主体とする原料とフラックスとを工業用酸素
、酸素富化空気、空気の何れか一種と反応させ、該原料
中の一部の亜鉛を主として酸化亜鉛よりなる煙灰として
回収し、残部の亜鉛を熔融スラグとして回収し、このと
き熔融スラグが、1200℃以上の温度に保持され、鉄
酸化物及び硅酸を含み、その硫黄含有量が0.3〜15
重量%であることを特徴とする硫化亜鉛精鉱の熔融脱硫
方法。 - (2)重油、微粉炭、コークスの少なくとも一種を前記
原料とフラックスとに加えることを特徴とする請求項1
記載の硫化亜鉛精鉱の熔融脱硫方法。 - (3)原料に対して供給する酸素量及び/又はフラック
ス量を調節することにより原料中の亜鉛の煙灰とスラグ
とへの分配比を調節することを特徴とする請求項1又は
2記載の硫化亜鉛精鉱の熔融脱硫方法。
Priority Applications (8)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
JP2271654A JPH07116530B2 (ja) | 1990-10-09 | 1990-10-09 | 硫化亜鉛精鉱の熔融脱硫方法 |
US07/767,894 US5178667A (en) | 1990-10-09 | 1991-09-30 | Dry process for refining zinc sulfide concentrates |
CA002052647A CA2052647C (en) | 1990-10-09 | 1991-10-02 | Dry process for refining zinc sulfide concentrates |
AU85609/91A AU644219C (en) | 1990-10-09 | 1991-10-03 | Dry process for refining zinc sulfide concentrates |
GB9121249A GB2251252B (en) | 1990-10-09 | 1991-10-07 | Pyrometallurgical process for refining mixtures of zinc sulfide and lead sulfide concentrates |
ITMI912667A IT1251667B (it) | 1990-10-09 | 1991-10-08 | Procedimento a secco per la raffigurazione di concentrati di solfuro di zinco. |
DE4133470A DE4133470C2 (de) | 1990-10-09 | 1991-10-09 | Trockenverfahren zum Raffinieren von Zinksulfid-Konzentraten |
KR1019910017710A KR0177174B1 (ko) | 1990-10-09 | 1991-10-09 | 황화아연정광(精鑛)의 용융탈황법 |
Applications Claiming Priority (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
JP2271654A JPH07116530B2 (ja) | 1990-10-09 | 1990-10-09 | 硫化亜鉛精鉱の熔融脱硫方法 |
Publications (2)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
JPH04147926A true JPH04147926A (ja) | 1992-05-21 |
JPH07116530B2 JPH07116530B2 (ja) | 1995-12-13 |
Family
ID=17503050
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
JP2271654A Expired - Fee Related JPH07116530B2 (ja) | 1990-10-09 | 1990-10-09 | 硫化亜鉛精鉱の熔融脱硫方法 |
Country Status (1)
Country | Link |
---|---|
JP (1) | JPH07116530B2 (ja) |
Cited By (2)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
US8101153B2 (en) * | 2007-05-24 | 2012-01-24 | Paul Wurth S.A. | Method for the valorisation of zinc-and sulphate-rich residue |
CN115807165A (zh) * | 2023-01-29 | 2023-03-17 | 中南大学 | 硫化铅锌矿的氧化脱硫方法与装置 |
-
1990
- 1990-10-09 JP JP2271654A patent/JPH07116530B2/ja not_active Expired - Fee Related
Cited By (3)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
US8101153B2 (en) * | 2007-05-24 | 2012-01-24 | Paul Wurth S.A. | Method for the valorisation of zinc-and sulphate-rich residue |
CN115807165A (zh) * | 2023-01-29 | 2023-03-17 | 中南大学 | 硫化铅锌矿的氧化脱硫方法与装置 |
CN115807165B (zh) * | 2023-01-29 | 2023-05-26 | 中南大学 | 硫化铅锌矿的氧化脱硫方法与装置 |
Also Published As
Publication number | Publication date |
---|---|
JPH07116530B2 (ja) | 1995-12-13 |
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Legal Events
Date | Code | Title | Description |
---|---|---|---|
LAPS | Cancellation because of no payment of annual fees |