JPS5831046A - 吹き込み熔錬による亜鉛製錬法 - Google Patents

吹き込み熔錬による亜鉛製錬法

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JPS5831046A
JPS5831046A JP13066181A JP13066181A JPS5831046A JP S5831046 A JPS5831046 A JP S5831046A JP 13066181 A JP13066181 A JP 13066181A JP 13066181 A JP13066181 A JP 13066181A JP S5831046 A JPS5831046 A JP S5831046A
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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】 本発明は亜鉛焼鉱および還元剤を吹き込み溶錬し金属亜
鉛を取得する亜鉛製錬方法に関する。
更に詳しくは、亜鉛焼鉱を還元剤および酸素富化空気と
共に溶錬炉に吹き込み溶錬し、生成した亜鉛蒸気を溶錬
炉と一体に設けた凝縮器によル効率よく凝縮回収すると
共に排ガスの燃焼熱量を高カロリーに維持してこれを再
利用し、エネルギー効率を高めた製錬法に擦る。
亜鉛の製錬法には、大別すれば乾式、湿式の三方法があ
る。湿式法の電解亜鉛製錬法は亜鉛焼鉱を硫酸溶液にて
抽出し抽出液を清浄工程にて浄液し、硫酸々性硫酸亜鉛
溶液を電解し陰極に析出した亜鉛を製造し電気亜鉛を得
るものである。
一方乾式亜鉛製錬法はレトルト中に酸化亜鉛を主成分と
する亜鉛焼鉱と還元剤を混合装入し、レトルトを外部か
ら加熱し亜鉛を還元生成せしめる蒸留法であり、これに
は水平蒸留法、竪型蒸留法、電熱蒸留法等がある。また
乾式法の一撞として溶鉱炉製錬法(ISP法)が実用化
されている。この方法は日本特許第194576号(特
公昭27−4111号)に示されるように亜鉛を溶鉱炉
で製錬する方法である。この溶鉱炉製錬法は亜鉛・鉛を
同時に回収しうるメリットがあるが焼結工程を必要とし
、焼結工程で熱回収ができないこと、並びに還元剤とし
て高価な冶金用コークスを必要とする等のデメリットが
ある。
これら現行の亜鉛湿式または乾式製錬法のいずれにおい
ても製錬に必要なエネルギー原単位は金属亜鉛it当υ
約(9〜11)XIO“−を要している。このため近年
、エネルギーコストが年々高騰し、製錬費に占めるエネ
ルギーコストの割合はますます大良くなる現況下におい
て抜本的な新製線法の出現が期待されている。
因に現在、電解亜鉛製錬法における省エネルギー省コス
ト対策として、浄液の強化、電解液温の上昇、電解液組
成の調整、陽極のクラスト落し、浄液の際のスチーム使
用原単位の節約、夜間の開電流密度電解等が行なわれて
いるが抜本的な省エネルギー、′眉コスト対策にはな夛
得ない。
また乾式製錬の省エネルギー、乍コスト対策としては低
コストの燃料、還元剤の採用、廃ガスの余熱利用、低コ
ストの原料の利用等々が行なわれているが自づから限度
があり根本的な対策とはなシ得ない。
ここでエネルギー、コストの点から湿式製錬法と乾式製
錬法とを比較すると湿式製錬法はその原理上電力消費量
が極めて大敷く、電力費の高い現況においては省コスト
化は困難である。
次に乾式製錬法について、その省エネルギー。
省コスト化を達成するには次の条件を満足することが必
要である。
1)工程が少なく設備費が低廉であること。
2)電力、重油塊コークス等カロリー当たりの単価の高
いエネルギー原材料をカロリー当たシエネルギー、コス
トの低い粉コークスや粉炭等のエネルギー原料に切シ替
えられること。
3)工程からのエネルギー回収が容易なこと。
勿論上記条件の他に亜鉛回収率の高いこと、鉱石中の含
有々刷物を効率よく副産できること等はいうまでもない
省エネルギー、省コストを図る乾式亜鉛製錬法としては
、これまで後層、小川、流中(日本鉱業会春季大会講演
要旨集P253,1979)  ;H、Abramow
itz 、Y、に、Rao(Trano Inat M
in Met87 C18011978)等による亜鉛
精鉱のCaOとカーデンによる直接還元法、H,H,K
ellogg(TheThirteenth Sir 
Julius Wernher M*m1orialL
ecture of In5t Min Met 19
77)による亜鉛焼鉱の吹き込み烙錬法辱ゆ提案がある
が何れも工業化されるには至っていない。
本発明者は前述の新亜鉛裂錬法の具備すべき条件を満足
し、工業化可能な方法として、吹き込み溶錬による亜鉛
の製錬方法に注目して後述する熱力学的な平衡計算およ
び熱猜盲による実証のもとに本発明を達成したのである
一般に吹き込み溶錬法は、銅製錬においては特公昭48
−18690の如き方法が行なわれているが、酸化亜鉛
を主体とする亜鉛焼鉱の吹き込み溶錬法線、(イ)亜鉛
の還元が吸熱反応でおるため熱平衡上のバランスがとれ
難いこと、(ロ)溶錬工程において亜鉛は亜鉛蒸気とし
て生成することから亜鉛を金属亜鉛として回収するには
凝縮工程が必要となるが、この凝縮は亜鉛濃度、温度等
の条件が満足されないと捕集し得ないこと、f→亜鉛は
同時に生成するCO3ガスによシ再酸化を受は易い、等
の理由によシ実用化が困難であり、製錬法が確立されて
いなかった。
本発明は上記亜鉛の乾式製錬法についてその総エネルギ
ーコストの低廉な製錬方法を提供することを目的とする
更に本発明による溶錬炉を中心として原料鉱石から金属
亜鉛を回収する一連のシステムを綜合的に低コストの製
錬方法として開発することを目的とする。
ここでまず、亜鉛の乾式製錬法において上記省エネルゼ
ー、省コスト化を達成する条件を満足すべき溶練法とし
て第1図に示す溶錬炉に基づく溶錬法についてその熱平
衡を考察する。上記溶錬炉10は凝縮器11と一体に連
通して形成されたものであって、溶錬炉内にスラグ相2
と粗鉛相3の溶融3企を形成せしめこの溶融盗にランス
5を通して亜鉛焼鉱を酸素富化空気、コークス粉ないし
粉炭と共に吹き込み、生じた亜鉛蒸気等つ、生成ガスを
凝縮器11に送り、凝縮器内で形成した溶融鉛ないし溶
融亜鉛の噴霧によって金属亜鉛を凝縮回収するものであ
る。−該溶錬法において、亜鉛を約7チ含む約20tの
スラグの中に、単位時間毎に一定量の焼鉱、還元剤、空
気を吹き込み、全装入物が完全に平衡に達したものと仮
定して平衡組成を求める。そして平衡組成から単位時間
毎り熱精算を行ない、不足熱量又は過剰熱量を計算する
。平衡計算は本発明者の開発した計算モデルによる5 
(、,8、Got。
: Copp@r M@tallurgy、 Prac
tic@and ’l’heory。
In5t、Min、Met、(1975)、彼藤佐吉:
第1回非鉄冶金シンポジウム、日本学術振興会第69今
負会、P57 (1976)  ) そして、単位時間毎に、生成ガスが完全に除かれ、つい
で、一定量の焼鉱、コークスと空気が再び装入され1次
の単位時間内に炉内に存在する装入物について平衡計算
および熱精算をくり返す。
したがって、焼鉱およびスラグ中に含まれる亜鉛と鉛は
粗鉛、スラグ、ガスに分配され、ガスに分配された量は
次の平衡計算には入らない。
焼鉱中の5101とFe分は時間とともにスラグ中に蓄
積される。実際にはおる一定期間毎に一定蓋のスラグを
炉外に取9出す必要が生ずる。が、ここでは蓄積される
ものとして計算している。
■ 計算にあたっての仮定条件 (イ) 各相中の成分を次の如く仮定する。
メタル相:pbpbs スラグ相: F e O+ znOs P b O+ 
F e1041 biOzガス相: PbS、Nz 、
Co、山、COx 、PbO。
Zn、H,0,0,、pb、sx 、5on(ロ)平衡
計算、熱精算に必要な熱力学資料各成分の生成自由エネ
ルギー変化ΔQ O,エンタルげ一変化ΔH02B、比
熱CP°には通常の溶錬炉および転炉の計算に使用した
ものと同じ値を採用する。(後層佐吉:日本鉱業会誌、
95.1097、P417  (1979)参照)又ソ
ダ、ル相、スラグ相中の各成分の活量係数γは次表の通
シとする。
第1表 各成分の活量係数 γ (ハ)溶錬モデル、スラグ、粗鉛、焼鉱、コークス粉の
容量および組成は、本発明の実施例と同じである。
に)空気量は単位時間当たシの空気量としてOs :2
Ni  Ns :8N−とする(へ)炉内全装入元素の
ダラムーアトム数(XIO’)は次表の通シである 0 千1計算の結−凍 1150℃における平衡計算結果を第2表に示す。この
結果によるとZn濃度は20%と高く、COは36優、
Gosは2.8 % テh b、本発明の溶錬法の可能
性を示すものである。
■ 熱精算 炉からの熱損失は輻射熱のみによるものとし、炉体の外
殻の裏面積を40.2tt1.表面温度は200℃と一
定、炉体からコンデンサーへの出口断面積を1.57−
とすれば、炉からの放散熱線 Qm O,10(−L)’ + 1,300 M/ m
ln00 となる。えだし、Tはスラグの温度(K)をあられす。
なお、この式では輻射係数g−OJと仮定した。
また、炉体を構成する耐火材はクロム・マグネシア煉瓦
100tf:要するので煉瓦の平均熱容量t 0.25
 cal/gとすれば、炉体全体の平均f1%容量は HBRIC= 25,000 X (T+47:q/!
 mとなる。Tはスラグの温度で、炉の内壁の温度はス
ラグ温度と等しいと仮定した。
平衡計算から求め九スラグ、ガス、メタルの組成、量か
ら、反応熱、顕、熱、混合熱等を計算し、単位時間の熱
精算を求めた。ただし、単位時間t−2分間とした。第
3表に計算結果を示す。
■ 長時間計算 前述とPJ様な計算t−18単位時間(l単位時間t″
2分間とすれば36分間)にわたり連続して計算した結
果を第4表に示す。
具、上の結果によると装入された焼鉱中の亜鉛量と揮発
亜鉛量はほぼ相勢しい。コークスの使用ii鉱揮発亜鉛
を当た37403kgと少ないが、反応熱も少ない。1
,150℃の炉温を維持するために、スラグ内に電極を
挿入して、電熱によって、不足熱を補給するとすれば、
1分間に17.9kWh (2、890kWh/l Z
n)O電力を必要とする。いま、l kWh当たシの発
電エネルギーに2.55Or1cm必−要とすると、全
使用エネルギーは、IO,2X1σm/ t Zn(i
r)となる。しかし、亜鉛凝縮後の廃ガスのもつエネル
ギーは1.47Or、、l/N−と高く、発電量で、7
80 kWh/ t Zn(ロ))を回収することがで
きる。従って、全使用エネルギーは回収エネルギーを差
引くと、8.2 X 10@ry/l Zn(g)とな
シ、条件によっては従来の亜鉛製錬法で必要としていた
エネルギー原単位(9X11 )X10”r、+/lよ
シ少ないエネルギー消費量の亜鉛製錬法を開発しうろこ
とが判る。
第 2 表   (平衡計算結果) 第  3  表   (熱精算) 第  4  表   (連続時間計算)1   5  
 10   15   18粗鉛 t    O,99
1,001,021,041,04Pbwtl  97
.7  97,7  97,7  97.6   97
.6S   、、    2.3  2.3  2.3
   2.4   2.4スラグt   19.02 
19.03 19.05  19.06  19.07
Pbwt%   0−60  0.59  0.59 
 0.59   0.58Zn  tt   6.89
  6.88  6−97  6.85   6.85
Fe   tt   40.9  4Q、9  40.
9  40.9   40.9si偽#   38−2
  38,2  38.2  38.2   38.3
ガスモル  933.  936  937   93
7    937Zn  %   ’XJ、0 20.
2  20.3  20.3   20.3COII 
  、35.9 35.8  35.8  35.8 
  35.8全装入焼鉱  423ke(うちZn 2
18 $ 、 Pb Q6.7 m )全装入コークス
 90kf 全揮発亜鉛量  223に4(装入鉱亜鉛に対し 10
291)全揮発鉛量  35.7kt(装入鉱鉛に対し
  41チ)不足熱量 554X10’l−1(= 6
45”hWh ) 、 2,890kWh/l Zn(
g)。
17.9kWh/min 全使用エネルギー 102刈0   &4/l  Zn
(g)全生成ガス量   16,860モル(378凡
セ) −1,69ONFF?/l Znj)全生成ガス
の融熱 23刈0’W、 1.03x106m/l Z
n(g3Zn−後のガスのもつ熱量 i、47Or−+
/Nゴ浄1 kWh = 86Or=aiとして計算I
in  1kWhc)電力に2.550&/)熱量上記
熱平衡の考量に基づき、本発明は(1)溶融沿ft亜鉛
焼鉱中の丁e/SiQ比に近い組成のスラグ相と該スラ
グ相下部の粗鉛相との2相によシ形成する、釦還元剤燃
料としてコークス粉なりし粉炭を用いると共に酸素富化
空気を用いる、(@溶錬工程【凝縮工程とを炉内で連続
させることによシ前述の従来法における問題点を解消し
省エネルギー、省コストの溶錬法を確立したものであっ
て、その構成社。
亜鉛焼鉱を還元剤と共Kfs鍾し金属亜鉛を回収する方
法において、予じめ炉内に前記亜鉛焼鉱中の 41.比
に近い組成のスラグ相と赦スラグ相下部の粗鉛相とから
なる溶融浴を形成し、前記亜鉛焼鉱と還元剤を酸素富化
空気と共に前記溶融浴に接触混合するように吹き込み、
 Zn蒸気。
co、 co、N、  等より成る生成ガスを得る一方
、前記亜鉛焼鉱中の金、銀、銅その他の有価金属を前記
粗鉛中に捕集する還兄溶錬工程と、帥記溶錬工稈におい
て生成したガス金離敵船又は溶融亜鉛の噴僻中に導入せ
しめ、前記生成ガス中のZn及びpbを前記溶融鉛又は
溶融亜鉛中に凝縮捕集する凝縮工程とから成り、前記溶
錬工程の還元剤としてコークス粉及び/又は粉炭等を用
いると共に前記熔一工程と前記凝縮工程とを連続させる
ととによシ該凝縮工程において金属亜鉛の分離回収と共
に高熱量の排ガスを得ることを特徴とする。
以下に本発明を実施例と共に詳細に説明する。
第1図は本発明の溶錬法を実施する炉の概略図であり、
 FIJにおいてlは炉本体であシ熔鐸炉10と凝縮器
11とが炉内で連続して一体に形成されている。溶錬P
10の炉形鉱カマボコ状の筒型をなし、また炉材線熱平
衡がとれ易い様な任意の耐火材であればよいが耐火度、
耐熱度の点よりクロムマグネシア煉瓦で構成することが
好ましい。2はファイアライト系スラグ相であり炉内に
保持される溶融スラグの量は、装入物の単位時間当たヤ
の装入量の変動に対して、緩衝作用を持つこと、および
、ダストの発生を防止すること、更に吹き込tfLる焼
鉱、還兄剤、空気とスラグとの接触する時間を長くする
こと等のために、ある程度以上存在することが必要であ
るが、余シ多くなると炉体が必要以上に大きくなり、放
散される熱量が多く、経済的でなくなる。父子しめ装入
加温するスラグ組成は処理される焼鉱中の 4□。、比
に近い組成のものが望ましい。
尚、焼鉱中のOaO含有量ならびにスラグの融点を考慮
しフラックスとしてOaOf添加して4よい。3は粗鉛
の相であシ、この粗鉛は精鉱中の金銀鋼その他の有価物
の捕集剤として役立つもので、その量は有価金属の捕集
に必要な最低限度の層厚を有するよう好ましくは、スラ
グの5〜10重量慢の量が望ましい。又粗鉛のプールに
捕集された金鋼銅鉛は適宜タッピング口4よシ排出する
。排出に当ってスラグ粗鉛プールの荷高を針側し排出時
点を決定すればよい。又粗鉛中の有価金属はタツビング
ロ4より抜出し九後他の通常の回収方法にて各々回収さ
れる。
次に5は亜鉛焼鉱好ましくは焙焼直後の熱焼鉱、及び空
気好ましくは30チ以上の酸素富化空気、燃料及び還元
剤として作用する例えば低コストの粉コークスまたは粉
炭を吹き込むためのランスである。焼鉱、空気および還
元剤を吹き込むランスは、拳法の成否を掘るキイポイン
トであり、直接スラグ相に浸漬して吹き込んでもよい。
要は焼鉱が成る可〈早< 1100〜1250Cのスラ
グ相に溶融するように、また還元剤と空気はスラグとよ
く接触するように吹き込まれることか望ましい。又ラン
スの材質は11od′〜1300DK耐え得る様な耐熱
物が望ましく、その構造線反応に便なる橡に二重管又は
水冷管等適補助加熱電極を設け、溶錬開始時あるいれ溶
錬継続中にスラグ相の温度を所定温度に維持するようK
してもよい。次に1熔錬炉10と一体に形成される凝縮
器11は底部に溶融鉛、又は溶融亜鉛のプール6が貯留
し、更に該プール6を循環させるための供給ロアと排出
口8とが設けられておシ、該プール6の中に回転羽根を
保持する攪拌機9が設けられている。皺溶錬炉1Gと凝
縮器11とは連通口12により炉内で連通して−る。
尚、生成ガスの亜鉛濃度が高い場合には上記凝縮器とし
て、例えば特公昭29−7001号、又は特公昭47−
15587号等に示される亜鉛のスプラッシュコンデン
サを用いることもできる。
上記装置構成において、予め1200℃程度に加熱した
溶融浴に、亜鉛精鉱を焙焼して得られる亜鉛焼鉱又ti
廻転炉等で燻焼した亜鉛焼鉱を望ましくは熱焼鉱のまま
、酸素富化空気および還元剤燃料としてのコークス粉な
いし粉炭と共にランス5を通して吹き込み熔錬する。こ
の溶錬によシ溶錬炉内部に亜鉛蒸気等の生成ガスが発生
する。生成ガスはZnの他Co @ 001 * H!
 * HxOspb 、 pbs 、 s意、 BO,
、N意等を含む。本発明による0鵞濃度40 vol 
4以上の酸素富化空気を用いた場合には、生成ガスの組
成#′1zn7〜16%、c。
40〜75Lao*s〜15チとなシ通常の空気を用い
た場合に比べて亜鉛濃度が高く、かつ高熱量のCO濃度
の生成ガスが得られる。該生成ガスは凝縮器11に流入
し、亜鉛蒸気は凝縮器11めプール6に捕集される。溶
融鉛又紘溶融亜鉛のプール6中に凝縮回収された亜鉛は
別に鉛1:番融せしめ(ロ)収する。本凝縮における鉛
の操業温度は500〜650℃であ夛、生成ガスは鉛で
急冷され凝Jijillの出口にて約550℃となるが
高CO濃度のためその燃焼熱量は1000Kcaj、z
、、  以上を保持する。通常の亜鉛の溶鉱炉から発生
する排ガスの燃焼熱量は500〜800KcaZ7.i
  である仁とから本発明の排ガス杜通常のIsp法に
比べて高カロリであり、動力発生プラントに利用するの
に充分なものとなる。
次に1熔鍾装置10における反応を円滑にするためには
スラグ中の鉄の還元をひき起さない様にすることが肝要
である。
反応生成ガス中の01ポテンシヤルによってはスラグ中
の鉄が還元され炉鉄を作り操業を困難にする◎ XZnO+Co g Zn + 002 O平衡反応に
おhてZnの再酸化を起さない様にするため、賃区のよ
うに鉛のスプラッシュコンデンサ又は亜鉛濃度によって
は亜鉛のスズラッシュコンデンサを用いて亜鉛を凝縮回
収する。
次に本発明の実施態様例として第2図に本発明を中心と
した亜鉛#!錬法の一貫システムを示す。
本実施態様例において酸素富化空気(98,4510寞
)使用の場合の精鉱から仕上地金通算のエネルギー原単
位を示すと次の通シになる。
/ 上記第5表から明らかなように本発明の溶錬法はその実
質エネルギー原単位が7.9であり、従来の電解法、電
熱法、ISP法、竪型蒸留法のものがそれぞれ9.4 
、11.1. 10.1. 11.1であるのに比べて
実質エネルギー原単位が7.9と低く、該15〜30チ
エネルギー消費を少なくすることができる。
本発明は上記製錬方法における物質収支、平衡に達した
組成を求め、平衡組成から単位時間毎の熱精算を行ない
熱収支量を計算しこれらを繰返し計算を行ない求めるこ
とによって理論計算を行なった結果見知し、次に示す実
施例によって立証したものであシ、省エネルギー、省コ
ストの製錬法として極めて有用なものである。
実施例 溶錬炉−とじて第1図に示す構成のものを用いた。炉の
大きさ等は次の通シである。
外型−カマポコ状のfl型  材質−クロムマグネシア
煉瓦100を上記炉に亜鉛焼鉱、粉コークスを酸素富化
空気と共に上部のランスから吹込み、亜鉛を還元溶練し
、鉛のスプラツシ二、;ンデンサーの循環船中に捕集回
収した。
0)溶錬炉の粗鉛、スラグの量および組成は次の通シで
ある(wtチ) (ロ)装入焼鉱量の量および組成は次の通シである(w
t*) 上記装入量3000kf/hは月当j) 2160tの
亜鉛焼鉱処理量となる。
e→ コークス粉の量および組成は次の通りである(v
tチ) に)空気量及び他の条件は次表に示す通シであるO 上記溶錬の結果を第6表に示す。また鋼を少し含有して
鉛の含有量の少ない亜鉛精鉱を焙焼して得られる燐鉱を
用いた溶錬例f:m3に示す。
装入焼鉱の童および組成、溶錬炉内のスラグ量組成は次
の通シである。
(へ)装入焼鉱の組成、鴛(wtチ) (へ)溶錬炉のスラグの量、組成(wt係)尚、コーク
スの組成は前記f3と同じである。
上記本発明の実施例に対し、該実施例の酸素富化空気に
代えて普通空気を用いて溶錬した結果を比較例として第
6表にまとめて示す。
− とjと$6に溶錬成績表に示 す如く酸素富化の程度が大傘いなど生成ガス量が少なく
従って持去る顕熱は少なくなる。特に純酸素に近い空気
を使用したA2においては生成ガスの組成はZn11.
9%co7011co、10%であシ高11度の亜鉛を
含むガスが得られ、凝縮の成績も良好であシ凝縮后のガ
スの持つカロリーも27001aal / M−と高く
効率良く利用することが可能で、酸素工場の必要電力(
6,s K11M73は通常空気を用い空気量を少くし
た場合の例であるがとの場合単位時間内におけるコーク
スの燃焼熱が少ないのでコークス量を増加しJl[を行
なった場合生成ガス中のO,ポテンシャルが鉄も析出さ
れる条件とな如還元鉄が生成され操業が困難となシスラ
グ中の亜鉛も上昇し亜鉛の回収率は低下し好ましくない
。空気の吹き込み量が多い比較例屈4の場合れ熱バラン
スがとれ難く、スラグ相を電極等で加熱してバランスし
たが、生成ガス中のZn濃度か低いのに反し、CO。
濃度は高く、ドロスの生成が多くなり、更にキャリアガ
ス中に鉱石の飛散も認められる。このため亜鉛の凝縮車
も低下し、かつ凝縮後の生成ガスのカロリーも低くエネ
ルギー源としての利用は困難であった。他方、本実施例
扁2の場合には溶錬工程において焼鉱中の鉛は殆んど揮
発し、一部は炉下部の7粗船中に金、釧、銅と共に捕集
されるが大部公社凝縮工程で回収された。
父、エネルギー 消費の割合についてみると、本実鞄例
のエネルギー原単位祉8.9〜9.5(10’Kcat
/l )であシ、排ガスの熱量を酸素プラントないし精
留工程に燃料として用いる場合には、従来の製錬法に比
ベエネルギー原単位が約15〜30慢少なく、割安な製
錬法であることが判る。
【図面の簡単な説明】
第1図は本発明の方法を夾施する溶錬炉の概略図、第2
図は本発明を適用した亜鉛製錬法の工程図である。 図  面  中、 1は炉本体、2はスラグ相、3は粗鉛相、4はタッピン
グ口、5はランス、6はプール、7社供給口、8は排出
口、9は攪拌機、10は溶錬炉、11は凝縮器である。 特許出願人 財団法人日本鉱業振興会 代   理   人 弁理士光石士部 (他1名)

Claims (1)

  1. 【特許請求の範囲】 亜鉛焼鉱を還元剤と共に溶錬し金属亜鉛を回収する方法
    において、予じめ炉内に前記亜鉛焼鉱中のF @/’:
    i0a比に近い組成のスラグ相と該スラグ相下部の粗鉛
    相とからなる溶融浴を形成し。 前記亜鉛燐鉱と還元剤を酸素富化空気と共に前記溶融浴
    に接触混合するよりに吹き込み、ZnJ[気、COs 
    CC05N等よ)成る生成ガスを得る一方、前記亜鉛焼
    鉱中の金、銀、銅その他の有価金属を前記粗鉛中に捕集
    すふ還元溶錬工程と、前記溶錬工程において生成し九ガ
    スを溶融鉛又は溶融亜鉛の噴霧中に導入せしめ、前記生
    成ガス中のZnJi気を前記溶融鉛又は溶融亜鉛中に凝
    縮捕集する凝縮工程とから成シ、前記溶錬工程の還元剤
    としてコークス粉及び/又は粉脚勢を用いると共に前起
    溶錬工程と前記凝縮工程とを・連続させることによシ該
    凝縮工程において金属亜鉛の分離回収と共に高熱量の排
    ガスを得ることを特徴とする吹き込み溶錬による亜鉛製
    錬法。
JP13066181A 1981-08-20 1981-08-20 吹き込み熔錬による亜鉛製錬法 Granted JPS5831046A (ja)

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Cited By (3)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
EP0489083A4 (ja) * 1989-08-24 1994-01-19 Ausmelt Pty. Ltd.
CN103673646A (zh) * 2013-11-30 2014-03-26 安徽华鑫铅业集团有限公司金铅分公司 一种高湿度再生铅冶炼尾气除湿除尘装置
CN112143891A (zh) * 2020-08-14 2020-12-29 中国恩菲工程技术有限公司 高效环保火法炼锌方法

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CN112143891A (zh) * 2020-08-14 2020-12-29 中国恩菲工程技术有限公司 高效环保火法炼锌方法

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