JPS6056219B2 - 鉛−銅−硫黄装入物の処理法 - Google Patents
鉛−銅−硫黄装入物の処理法Info
- Publication number
- JPS6056219B2 JPS6056219B2 JP52107170A JP10717077A JPS6056219B2 JP S6056219 B2 JPS6056219 B2 JP S6056219B2 JP 52107170 A JP52107170 A JP 52107170A JP 10717077 A JP10717077 A JP 10717077A JP S6056219 B2 JPS6056219 B2 JP S6056219B2
- Authority
- JP
- Japan
- Prior art keywords
- lead
- slag
- phase
- charge
- copper
- Prior art date
- Legal status (The legal status is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the status listed.)
- Expired
Links
Classifications
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B15/00—Obtaining copper
- C22B15/0026—Pyrometallurgy
- C22B15/0028—Smelting or converting
- C22B15/003—Bath smelting or converting
- C22B15/0039—Bath smelting or converting in electric furnaces
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B13/00—Obtaining lead
- C22B13/02—Obtaining lead by dry processes
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B15/00—Obtaining copper
- C22B15/0026—Pyrometallurgy
- C22B15/0028—Smelting or converting
- C22B15/005—Smelting or converting in a succession of furnaces
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B15/00—Obtaining copper
- C22B15/0026—Pyrometallurgy
- C22B15/0054—Slag, slime, speiss, or dross treating
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B5/00—General methods of reducing to metals
- C22B5/02—Dry methods smelting of sulfides or formation of mattes
Landscapes
- Engineering & Computer Science (AREA)
- Chemical & Material Sciences (AREA)
- Manufacturing & Machinery (AREA)
- Materials Engineering (AREA)
- Mechanical Engineering (AREA)
- Metallurgy (AREA)
- Organic Chemistry (AREA)
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
- Macromolecular Compounds Obtained By Forming Nitrogen-Containing Linkages In General (AREA)
- Solid-Sorbent Or Filter-Aiding Compositions (AREA)
Description
【発明の詳細な説明】
本発明は、鉱石及び濃厚物のような原料及び／又は仮焼
物、浸出残渣、フライアッシュ、スラグ、破、ドロス及
び鉱泥のように副産物及び／又は二次的金属から成る鉛
一銅一硫黄装入物を処理する乾式冶金法に関する。
物、浸出残渣、フライアッシュ、スラグ、破、ドロス及
び鉱泥のように副産物及び／又は二次的金属から成る鉛
一銅一硫黄装入物を処理する乾式冶金法に関する。
このような装入物は、通常、著量のＰｂ，Ｃｕ及び硫黄
の他に、少量のＡｇ，Ｂｉ，ＣＯ，Ａｓ，Ｓｂ，Ｚｎ及
びＳｎ並びにＦｅのような多数の非鉄金属を含む。従来
、この種の装入物は通常、焼結体．焙焼し、続いて還元
製錬することによつて処理されｌた。
の他に、少量のＡｇ，Ｂｉ，ＣＯ，Ａｓ，Ｓｂ，Ｚｎ及
びＳｎ並びにＦｅのような多数の非鉄金属を含む。従来
、この種の装入物は通常、焼結体．焙焼し、続いて還元
製錬することによつて処理されｌた。
硫化された微粉の焼結体一焙焼は、一般に、ドワイトー
ロイド（Ｄｗｉｇｈｔ上１０ｙｄ）型の無端ベルト装置
中で実施される。
ロイド（Ｄｗｉｇｈｔ上１０ｙｄ）型の無端ベルト装置
中で実施される。
この方法に付随する欠点は、当業者に周知であるが、例
えば、焼結体床に充分な多孔性を与え、その過熱を避け
るため、著量の砕解焼結体を循環する必要があること、
焼結体床の弱化を避せるため、例えば砕解スラグの添加
によつて該床の鉛含有率を制限する必要があること並び
にＳＯ，が少なすぎるガスの発生を避けるため、前記焼
結体床の初硫黄含有率を所定の値に保持する必要がある
こと等である。還元製錬は、通常、高炉中で実施される
。
えば、焼結体床に充分な多孔性を与え、その過熱を避け
るため、著量の砕解焼結体を循環する必要があること、
焼結体床の弱化を避せるため、例えば砕解スラグの添加
によつて該床の鉛含有率を制限する必要があること並び
にＳＯ，が少なすぎるガスの発生を避けるため、前記焼
結体床の初硫黄含有率を所定の値に保持する必要がある
こと等である。還元製錬は、通常、高炉中で実施される
。
装入物は焼結体、コークス及びフランスから成り、塊状
材料及び粒化若しくは圧縮された微粉を含んでいてもよ
い。装入物は、銅捕集鈑相を生ずるのに充分な硫黄を含
まねばならない。この場合、少なくとも２種の他の相、
即ちスラグ相及び鉛地金相が製造される。あまり多量の
鉄を還元することなく非鉄金属を出来るだけ良く抽出す
るように、還元を制御する。しかし、それ以上の変換処
理があまり経済的でなくなるような量の鉄で破を富化す
ることなく、スラグの鉛含有率を約２％以下（以下パー
セントはすべて重量％である）に減少させることはでき
ない。従つて、Ｓｎ，ＣＯ及びｂのような、あまり還元
されない金属の損失量は高い。装入物がＡｓ，Ｓｂ，Ｓ
ｎ及びＮｉのような元素を少量含む場合（これは全く普
通である）、含砒素合金から成る第四相が生じる。破が
約４０％より多量の銅を含む場合、その含砒素合金は鉛
地金から極めて分離され難い。従つて、鍍の銅含有率は
約４０％に限定しなければならず、これはその後の変換
処理を経済的でなくする。更に、装入物の鉛含有率は、
装入物の機械的抵抗の損失を避けるため、例えばスラグ
を循環することによつて、制限しなければならず、鉛地
金は多量の種々の不純物を捕集し、その後の製錬処理を
煩雑にする。前記の制限及び欠点があるため、鉛一銅一
硫黄装入物の改良された乾式冶金処理法が必要とされて
いる。本発明の第一の目的は、鉛を２種の異なる地金に
集め、それらの各々は装入物の若干の不純物を選択的に
かつ別々に集め、次に銅含有率が４０％に限定されない
破を作り、装入物中に存在する、あまり還元されない非
鉄金属についても高い抽出率を達成することのできる、
鉛一銅一硫黄装入物の乾式冶金処理法を提供することで
ある。
材料及び粒化若しくは圧縮された微粉を含んでいてもよ
い。装入物は、銅捕集鈑相を生ずるのに充分な硫黄を含
まねばならない。この場合、少なくとも２種の他の相、
即ちスラグ相及び鉛地金相が製造される。あまり多量の
鉄を還元することなく非鉄金属を出来るだけ良く抽出す
るように、還元を制御する。しかし、それ以上の変換処
理があまり経済的でなくなるような量の鉄で破を富化す
ることなく、スラグの鉛含有率を約２％以下（以下パー
セントはすべて重量％である）に減少させることはでき
ない。従つて、Ｓｎ，ＣＯ及びｂのような、あまり還元
されない金属の損失量は高い。装入物がＡｓ，Ｓｂ，Ｓ
ｎ及びＮｉのような元素を少量含む場合（これは全く普
通である）、含砒素合金から成る第四相が生じる。破が
約４０％より多量の銅を含む場合、その含砒素合金は鉛
地金から極めて分離され難い。従つて、鍍の銅含有率は
約４０％に限定しなければならず、これはその後の変換
処理を経済的でなくする。更に、装入物の鉛含有率は、
装入物の機械的抵抗の損失を避けるため、例えばスラグ
を循環することによつて、制限しなければならず、鉛地
金は多量の種々の不純物を捕集し、その後の製錬処理を
煩雑にする。前記の制限及び欠点があるため、鉛一銅一
硫黄装入物の改良された乾式冶金処理法が必要とされて
いる。本発明の第一の目的は、鉛を２種の異なる地金に
集め、それらの各々は装入物の若干の不純物を選択的に
かつ別々に集め、次に銅含有率が４０％に限定されない
破を作り、装入物中に存在する、あまり還元されない非
鉄金属についても高い抽出率を達成することのできる、
鉛一銅一硫黄装入物の乾式冶金処理法を提供することで
ある。
本発明は、更に焼結体焙焼を避け、任意の鉛含有率の装
入物を使用しうるような方法を提供することも目的とす
る。本発明は、鉛に富むスラグ／銅に富む鈑／地金、鉛
に富むスラグ／銅に富むＷｌ／含砒素合金／地金、鉛の
少ないスラグ／地金及び鉛の少ないスラグ／含砒素合金
／地金の系における相平衡を研究して得た意外な結果に
基づくもので、元素Ｆｅ，Ａｇ，Ｂｉ，Ｚｎ及びＳｎの
少なくとも１種を含むＰｂ−Ｃｕ−Ｓ装入物を処理する
方法に関し、該方法は、（ａ）化学的還元条件、中性条
件あるいは酸化条件を保持しながら、前記装入物を製錬
し、（１）Ｐｂを少なくとも１０％含むスラグ相；（１
１）鉛一銅一硫黄装入物のＣｕ：Ｓの比率を減少させる
ことにより該Ｃｕ含量を減少させ、Ｃｕを６５％より少
量含有している銅鈑相；および（Ｉｉ）鉛地金相； を生成させるにあたり、 鉛一銅一硫黄装入物の酸化の程度を上昇ならびに製練工
程で生成したスラグ相のＰｂ含量を減少させることによ
り製錬工程中の還元条件の．強さを増大させ、そして鉛
一銅一硫黄装入物の酸化の程度を上昇ならびに製錬工程
で生成したスラグ相のＰｂ含量を減少させることにより
製錬工程中の酸化条件の強さを小さくさせる、上記製錬
を行なう工程；（ｂ） （ａ）工程で生じたスラグ相、
銅鈑相及び鉛地金相を交互に分離する工程；（Ｃ）スラ
グ相の鉛含有率を２％より低い値に減少する条件を保持
しながら融解状態で、（ｂ）工程で分離したスラグ相を
還元し、これにより鉛地金相を生じさせる工程；（ｄ）
（Ｃ）工程で生じたスラグ相及び鉛地金相を相互に分
離する工程：の各工程からなり、その際（ａ）工程でＦ
ｅを実質的に含まない破相を得、鈑相及び地金相に大部
分の〜を集め、地金相に大部分のＢｉを集め、スラグ相
に大部分のＦｅ，Ｚｎ及びＳｎを集め、（ｃ）工程でＡ
ｇ及びＢｉをほとんど含まない鉛地金、Ｚｎ及びＳｎを
・ほとんど含まないスラグ及び大部分のＺｎを含むフラ
イアッシュを得ることを特徴とする。
入物を使用しうるような方法を提供することも目的とす
る。本発明は、鉛に富むスラグ／銅に富む鈑／地金、鉛
に富むスラグ／銅に富むＷｌ／含砒素合金／地金、鉛の
少ないスラグ／地金及び鉛の少ないスラグ／含砒素合金
／地金の系における相平衡を研究して得た意外な結果に
基づくもので、元素Ｆｅ，Ａｇ，Ｂｉ，Ｚｎ及びＳｎの
少なくとも１種を含むＰｂ−Ｃｕ−Ｓ装入物を処理する
方法に関し、該方法は、（ａ）化学的還元条件、中性条
件あるいは酸化条件を保持しながら、前記装入物を製錬
し、（１）Ｐｂを少なくとも１０％含むスラグ相；（１
１）鉛一銅一硫黄装入物のＣｕ：Ｓの比率を減少させる
ことにより該Ｃｕ含量を減少させ、Ｃｕを６５％より少
量含有している銅鈑相；および（Ｉｉ）鉛地金相； を生成させるにあたり、 鉛一銅一硫黄装入物の酸化の程度を上昇ならびに製練工
程で生成したスラグ相のＰｂ含量を減少させることによ
り製錬工程中の還元条件の．強さを増大させ、そして鉛
一銅一硫黄装入物の酸化の程度を上昇ならびに製錬工程
で生成したスラグ相のＰｂ含量を減少させることにより
製錬工程中の酸化条件の強さを小さくさせる、上記製錬
を行なう工程；（ｂ） （ａ）工程で生じたスラグ相、
銅鈑相及び鉛地金相を交互に分離する工程；（Ｃ）スラ
グ相の鉛含有率を２％より低い値に減少する条件を保持
しながら融解状態で、（ｂ）工程で分離したスラグ相を
還元し、これにより鉛地金相を生じさせる工程；（ｄ）
（Ｃ）工程で生じたスラグ相及び鉛地金相を相互に分
離する工程：の各工程からなり、その際（ａ）工程でＦ
ｅを実質的に含まない破相を得、鈑相及び地金相に大部
分の〜を集め、地金相に大部分のＢｉを集め、スラグ相
に大部分のＦｅ，Ｚｎ及びＳｎを集め、（ｃ）工程でＡ
ｇ及びＢｉをほとんど含まない鉛地金、Ｚｎ及びＳｎを
・ほとんど含まないスラグ及び大部分のＺｎを含むフラ
イアッシュを得ることを特徴とする。
装入物が（ａ）工程のスラグを飽和するのに必要である
より多量の砒素を含む場合には、（ａ）工程で含砒素合
金相が生じ、この相は、装入物中にニッケルが存在する
場合には、大部分のニッケルを集め、（ａ）工程の鉛地
金中に少なくとも一部溶解している。
より多量の砒素を含む場合には、（ａ）工程で含砒素合
金相が生じ、この相は、装入物中にニッケルが存在する
場合には、大部分のニッケルを集め、（ａ）工程の鉛地
金中に少なくとも一部溶解している。
溶解した含砒素合金は、その鉛地金を冷却することによ
り鉛地金から容易に分離することができる。（ａ）工程
中の砒素は、（ｃ）工程で含砒素合金相を形成し、この
相は、装入物中にコバルトが存在する場合には、大部分
のコバルトを集め、（Ｃ）工程の鉛地金中に少なくとも
一部溶解している。
り鉛地金から容易に分離することができる。（ａ）工程
中の砒素は、（ｃ）工程で含砒素合金相を形成し、この
相は、装入物中にコバルトが存在する場合には、大部分
のコバルトを集め、（Ｃ）工程の鉛地金中に少なくとも
一部溶解している。
溶解した含砒素合金は、鉛地金を冷却することにより、
鉛地金から容易に分離される。本発明方法に関しては、
（３）工程でＰｂを少なく中？＝ニニみ訂゛１。
鉛地金から容易に分離される。本発明方法に関しては、
（３）工程でＰｂを少なく中？＝ニニみ訂゛１。
＝甜：ニＨ少量含むスラグを作ることだけが重要である
。
。
（ａ）工程のスラグがＰｂを約１０％より少量含む場合
には、（ａ）工程の地金はかなりの程度にＳｎ及びＭ集
め、破は過剰量の鉄及び亜鉛を含むことになろう。破が
Ｃｕを少なくとも約６５％含む場合には、銅はかなりの
程度にスラグ化され、（ａ）工程で形成される含砒素合
金は、（ａ）工程の地金からは極めて分離され難くなる
。（ｃ）工程で生ずるスラグがＰｂを少なくとも約２％
含む場合には、Ｚｎ，Ｓｎ及びＣＯはかなりの程度でス
ラグ中に残る。ニッケル及び／又はコバルトを含む装入
物の場合には、装入物中に充分量の砒素を配合して、含
砒素合金相中にこれらの元素を集めさせることも重要で
ある。
には、（ａ）工程の地金はかなりの程度にＳｎ及びＭ集
め、破は過剰量の鉄及び亜鉛を含むことになろう。破が
Ｃｕを少なくとも約６５％含む場合には、銅はかなりの
程度にスラグ化され、（ａ）工程で形成される含砒素合
金は、（ａ）工程の地金からは極めて分離され難くなる
。（ｃ）工程で生ずるスラグがＰｂを少なくとも約２％
含む場合には、Ｚｎ，Ｓｎ及びＣＯはかなりの程度でス
ラグ中に残る。ニッケル及び／又はコバルトを含む装入
物の場合には、装入物中に充分量の砒素を配合して、含
砒素合金相中にこれらの元素を集めさせることも重要で
ある。
その砒素は任意の形で、例えば含砒素濃厚物又は含砒素
副産物、例えばフライアッシュ及びスパイスとして添加
されてもよい。（ａ）工程のスラグの鉛含有率は、Ｆｅ
，Ｚｎ，Ｓｎ及びＣＯの高選択性スラグ化を達成し、低
融点及び低腐蝕性のスラグを得るため、約２０％乃至約
４０％にするのが有利である。
副産物、例えばフライアッシュ及びスパイスとして添加
されてもよい。（ａ）工程のスラグの鉛含有率は、Ｆｅ
，Ｚｎ，Ｓｎ及びＣＯの高選択性スラグ化を達成し、低
融点及び低腐蝕性のスラグを得るため、約２０％乃至約
４０％にするのが有利である。
Ｐｂが約加％以下である場合、スラグ化選択性及びスラ
グ溶解性が減少し、Ｐｂが約４０％以上である場合、ス
ラグはかなり腐蝕性になる。（ａ）工程の鈑の銅含有率
は、その後の変換処理を特に経済的にするため、約５０
％乃至約６０％であるのが有利である。
グ溶解性が減少し、Ｐｂが約４０％以上である場合、ス
ラグはかなり腐蝕性になる。（ａ）工程の鈑の銅含有率
は、その後の変換処理を特に経済的にするため、約５０
％乃至約６０％であるのが有利である。
しかしながら、ニッケルを含む装入物を処理し、ニッケ
ルに富む含砒素合金を製造したい場合には、鍍の銅含有
率を約４０％乃至約５０％にすべきである。（ｃ）工程
で還元するスラグの鉛含有率は、過剰量の鉄を還元する
ことなく、Ｐｂ，Ｓｎ，Ｚｎ及びＣＯをほぼ完全に回収
するため、約０．１５％乃至約１％にするのが有利であ
る。（ａ）工程のスラグが珪酸鉛（もちろん装入物の二
酸化珪素含有率に左右される）を含む場合、（Ｃ）工程
で珪酸塩の鉛を置換するのに充分な量でＣａＯを添加す
るのが特に有利であることが判明した。
ルに富む含砒素合金を製造したい場合には、鍍の銅含有
率を約４０％乃至約５０％にすべきである。（ｃ）工程
で還元するスラグの鉛含有率は、過剰量の鉄を還元する
ことなく、Ｐｂ，Ｓｎ，Ｚｎ及びＣＯをほぼ完全に回収
するため、約０．１５％乃至約１％にするのが有利であ
る。（ａ）工程のスラグが珪酸鉛（もちろん装入物の二
酸化珪素含有率に左右される）を含む場合、（Ｃ）工程
で珪酸塩の鉛を置換するのに充分な量でＣａＯを添加す
るのが特に有利であることが判明した。
（Ｃ）工程でコバルトの少ない含砒素合金相が製造され
る場合（もちろん装入物のコバルト含有率に左右される
）、（ｃ）工程で一層濃縮された合金相上にコバルトを
得るため、（ａ）工程にその相を循環するのが有利であ
る。（ｂ）工程は、（ａ）工程の生成物がまた融解して
いる問に実施するのが有利であり、（ｂ）工程からのス
ラグは、まだ融解している間に（ｃ）工程に導入するの
が有利てある。
る場合（もちろん装入物のコバルト含有率に左右される
）、（ｃ）工程で一層濃縮された合金相上にコバルトを
得るため、（ａ）工程にその相を循環するのが有利であ
る。（ｂ）工程は、（ａ）工程の生成物がまた融解して
いる問に実施するのが有利であり、（ｂ）工程からのス
ラグは、まだ融解している間に（ｃ）工程に導入するの
が有利てある。
（ａ）工程に保持すべき製錬条件は、もちろん、装入物
の組成及び目的とする製錬結果に左右される。
の組成及び目的とする製錬結果に左右される。
ＰｂｌＯ％のスラグを製造したい場合には、同じ装入物
は、Ｐｂ３Ｏ％のスラグを製造するため製錬する場合よ
り、多く還元するか、又は少なく酸化する製錬を必要と
する。他方、ＰｂｌＯ％のスラグを製造したい場合には
、主として酸化された、又は硫酸化された成分を含む装
入物は、主として硫化された成分又は金属成分を含む装
入物より、多く還元するか、又は少なく酸化する製錬を
必要とする。当業者は、理論的に又は経験的に、これら
の条件を容易に決定することができる。（ｃ）工程に保
持すべき条件についても同じことが言えるが、もちろん
（ａ）工程のスラグの組成及び目的とする還元結果に左
右される。装入物のＣｕ：Ｓ比を調節することによつて
、（ａ）工程の破の銅含有率を制御しうることも当業者
には、明らかである（前記銅含有率は前記比と共に増加
する）。（ａ）工程における製錬条件を制御するため適
当な方法は、装入物にコークスのような炭素質物質及び
／又は■焼物、硫酸塩及びドロスのような酸素含有物質
及び／又は元素状硫黄のような含硫黄物質、鍍及び硫化
物濃厚物及び／又は金属材料、例えばスクラップを添加
し、融液中に酸化性又は還元性ガスを吹き込むことであ
る。（Ｃ）工程では、強い還元剤、例えばコークスを使
用すべきである。
は、Ｐｂ３Ｏ％のスラグを製造するため製錬する場合よ
り、多く還元するか、又は少なく酸化する製錬を必要と
する。他方、ＰｂｌＯ％のスラグを製造したい場合には
、主として酸化された、又は硫酸化された成分を含む装
入物は、主として硫化された成分又は金属成分を含む装
入物より、多く還元するか、又は少なく酸化する製錬を
必要とする。当業者は、理論的に又は経験的に、これら
の条件を容易に決定することができる。（ｃ）工程に保
持すべき条件についても同じことが言えるが、もちろん
（ａ）工程のスラグの組成及び目的とする還元結果に左
右される。装入物のＣｕ：Ｓ比を調節することによつて
、（ａ）工程の破の銅含有率を制御しうることも当業者
には、明らかである（前記銅含有率は前記比と共に増加
する）。（ａ）工程における製錬条件を制御するため適
当な方法は、装入物にコークスのような炭素質物質及び
／又は■焼物、硫酸塩及びドロスのような酸素含有物質
及び／又は元素状硫黄のような含硫黄物質、鍍及び硫化
物濃厚物及び／又は金属材料、例えばスクラップを添加
し、融液中に酸化性又は還元性ガスを吹き込むことであ
る。（Ｃ）工程では、強い還元剤、例えばコークスを使
用すべきである。
（ａ）及び（Ｃ）工程は、装入物の完全な製錬に必要な
温度に達しうる任意の炉中で実施することができる。
温度に達しうる任意の炉中で実施することができる。
（ａ）工程は、例えば、水−ジャケット型の高炉中で実
施することができる。
施することができる。
しかしこのような炉は、装入物の製錬は、通常、装入物
と混合されたコークスを燃焼させることによつて達成さ
れ、そのコークスは鉛に富むスラグの製造が全く困難に
なる程還元性であるという欠点を示す。更に、このよう
な炉は焼結体焙焼装入物を必要とする。（ａ）工程を反
射炉中で実施することもできる。しかしながら、この炉
は多量のフライアッシュ及び燃焼ガスを生ずるという欠
点を示し、これにより製錬反応から生ずるＳＯ２が著し
く希釈される。この観点で、短い回転炉Ｃ４Ｋｕｒ′Ｚ
ｔｒＯｍｍｅｌＯｆｅｎ′つ並びに頂部吹き込み回転転
炉及び底部吹き込み傾倒転炉が一層適当である。しかし
転炉製錬は、硫化物に富む濃厚物に制限される。若干の
装入物又は装入物の一部を懸垂製錬又はその他の直接製
錬法によつて製錬することもでき、該方法では製錬すべ
き材料を酸素含有ガス及び恐らく補給燃料と共に燃焼室
中に注入する。
と混合されたコークスを燃焼させることによつて達成さ
れ、そのコークスは鉛に富むスラグの製造が全く困難に
なる程還元性であるという欠点を示す。更に、このよう
な炉は焼結体焙焼装入物を必要とする。（ａ）工程を反
射炉中で実施することもできる。しかしながら、この炉
は多量のフライアッシュ及び燃焼ガスを生ずるという欠
点を示し、これにより製錬反応から生ずるＳＯ２が著し
く希釈される。この観点で、短い回転炉Ｃ４Ｋｕｒ′Ｚ
ｔｒＯｍｍｅｌＯｆｅｎ′つ並びに頂部吹き込み回転転
炉及び底部吹き込み傾倒転炉が一層適当である。しかし
転炉製錬は、硫化物に富む濃厚物に制限される。若干の
装入物又は装入物の一部を懸垂製錬又はその他の直接製
錬法によつて製錬することもでき、該方法では製錬すべ
き材料を酸素含有ガス及び恐らく補給燃料と共に燃焼室
中に注入する。
このような方法は、塊状材料にも、硫化物含量の低い装
入物にも適用されない。（ａ）工程を潜弧電気炉中で実
施する場合には、前記の欠点及び制限は避けられる。
入物にも適用されない。（ａ）工程を潜弧電気炉中で実
施する場合には、前記の欠点及び制限は避けられる。
この型の炉は、焼結体一焙焼されたか、又はされてない
、任意の鉛含有率の、任意の種類の供給物に適当である
。更に、この炉はガスを少量しか生じず、ダストの捕集
及びＳＯ２の硫酸としての回収を一層容易にする。（ｃ
）工程を高炉中で実施することもできる。
、任意の鉛含有率の、任意の種類の供給物に適当である
。更に、この炉はガスを少量しか生じず、ダストの捕集
及びＳＯ２の硫酸としての回収を一層容易にする。（ｃ
）工程を高炉中で実施することもできる。
しかし、亜鉛に関して許容しうる回収率を達成するため
（そうしないと、亜鉛が主として装入物上で凝結し、ス
ラグ中で失なわれる）、ホットトップ炉が必要である。
更に、高炉には液体材料を供給することができないので
、（ａ）工程からのスラグを固化し、砕解することも必
要である。（ｃ）工程を反射炉、短い回転炉又は転炉中
で実施すると、（ａ）工程の場合と同様に、多量のガス
及びフライアッシュが生じたが、水中燃焼及び／又は酸
素富化のような技術によつて、若干の改良が実現される
。
（そうしないと、亜鉛が主として装入物上で凝結し、ス
ラグ中で失なわれる）、ホットトップ炉が必要である。
更に、高炉には液体材料を供給することができないので
、（ａ）工程からのスラグを固化し、砕解することも必
要である。（ｃ）工程を反射炉、短い回転炉又は転炉中
で実施すると、（ａ）工程の場合と同様に、多量のガス
及びフライアッシュが生じたが、水中燃焼及び／又は酸
素富化のような技術によつて、若干の改良が実現される
。
潜弧電気炉も前記制限及び欠点を有しない。
従つて、（ｃ）工程をも潜弧電気炉中で実施するのが有
利であり、その際亜鉛の揮発は容易であり、ガスの発生
は低く、（ａ）工程からの融解スラグを直接供給するこ
とができる。次に、実施例に基づいて本発明を詳述する
。
利であり、その際亜鉛の揮発は容易であり、ガスの発生
は低く、（ａ）工程からの融解スラグを直接供給するこ
とができる。次に、実施例に基づいて本発明を詳述する
。
例１Ｐｂ−Ｃｕ−Ｓ濃厚物（８％）、Ｐｂ−Ｃｕ灰分（
２７％）、Ｃｕ一及びＰｂ一含有スラグ（１３％）、Ｃ
ｕ−Ｆｅ−Ｐｂ含有Ｅ（１２％）、ブレンドの浸出残渣
（１４％）、フライアッシュ（１３％）、金属スクラッ
プ（２％）、ドロス（９％）及び鉱泥（２％）から成る
装入物１９０ｋ９を処理した。
２７％）、Ｃｕ一及びＰｂ一含有スラグ（１３％）、Ｃ
ｕ−Ｆｅ−Ｐｂ含有Ｅ（１２％）、ブレンドの浸出残渣
（１４％）、フライアッシュ（１３％）、金属スクラッ
プ（２％）、ドロス（９％）及び鉱泥（２％）から成る
装入物１９０ｋ９を処理した。
装入物は、下記組成を有する：
Ａｇｌｌ９７ｐｐｍ，Ｐｂ３５．５８％，ＣＵｌｌ．５
Ｏ％，ＢｉＯ．Ｏ６％，ＮｌＯ．６４％，ＣＯＯ．５９
％，ＡＳｌ．５Ｏ％，ＳｂＯ．７ｌ％，ＳｎＯ．３６％
，Ｚｎ７．ｌ３％，ＣａＯｌ．５８％，ＳｉＯ２６．Ｏ
９％，Ｆｅ５．６５％及びＳ８．３３％。
Ｏ％，ＢｉＯ．Ｏ６％，ＮｌＯ．６４％，ＣＯＯ．５９
％，ＡＳｌ．５Ｏ％，ＳｂＯ．７ｌ％，ＳｎＯ．３６％
，Ｚｎ７．ｌ３％，ＣａＯｌ．５８％，ＳｉＯ２６．Ｏ
９％，Ｆｅ５．６５％及びＳ８．３３％。
ＳｉＯ２９５％を含む砂８ｋ９を添加した後、装入物を
３０ＫＷ潜弧電気炉中で１２００℃で製錬した。
３０ＫＷ潜弧電気炉中で１２００℃で製錬した。
フライアッシュを集め、製錬が完了したら、炉を空にし
、製錬物が完全に固化した後、種々の相を分離した。製
錬の結果を下記の第１Ａ表に示す。前記の製錬からのス
ラグ９５ｋ９を同じ炉中で石灰岩１６ｋｇ及びコークス
２．８ｋ９と共に１２００℃で製錬した。フライアッシ
ュを集め、炉を空にし、製錬物が完全に固化した後、製
錬相を分離した。製錬の結果を下記の第１Ｂ表に示す。
例２ Ｐｂ−Ｃｕ−Ｓ濃厚物（２０％）、ブレンドの浸出残渣
（１０％）、Ｐｂ−Ｃｕ灰分（２５％）、銅に富むスラ
グ（２５％）、フライアッシュ（１２％）及び金属スク
ラップ（８％）から成る装入物２０５０Ｖを処理した。
、製錬物が完全に固化した後、種々の相を分離した。製
錬の結果を下記の第１Ａ表に示す。前記の製錬からのス
ラグ９５ｋ９を同じ炉中で石灰岩１６ｋｇ及びコークス
２．８ｋ９と共に１２００℃で製錬した。フライアッシ
ュを集め、炉を空にし、製錬物が完全に固化した後、製
錬相を分離した。製錬の結果を下記の第１Ｂ表に示す。
例２ Ｐｂ−Ｃｕ−Ｓ濃厚物（２０％）、ブレンドの浸出残渣
（１０％）、Ｐｂ−Ｃｕ灰分（２５％）、銅に富むスラ
グ（２５％）、フライアッシュ（１２％）及び金属スク
ラップ（８％）から成る装入物２０５０Ｖを処理した。
装入物は、下記の組成を有する；Ａｇ３５９ｐｐｍ，Ｐ
ｂ３８．８７％，ＣＵ９．２８％，ＢｉＯ．Ｏ８％，Ｎ
ｌｌ．２４％，ＣＯＯ．５５％，ＡＳｌ．９Ｏ％，Ｓｂ
Ｏ．６８％，ＳｎＯ．５５％，Ｚｎ３．４ｌ％，ＣａＯ
３．５５％，ＳｉＯ２７．７７％，Ｆｅ７．５５％及び
Ｓ７．Ｏ３％。
ｂ３８．８７％，ＣＵ９．２８％，ＢｉＯ．Ｏ８％，Ｎ
ｌｌ．２４％，ＣＯＯ．５５％，ＡＳｌ．９Ｏ％，Ｓｂ
Ｏ．６８％，ＳｎＯ．５５％，Ｚｎ３．４ｌ％，ＣａＯ
３．５５％，ＳｉＯ２７．７７％，Ｆｅ７．５５％及び
Ｓ７．Ｏ３％。
装入物の微粉と共に造粒した元素状硫黄３８ｋ９を添加
した後、装入物を６０ＫＷ潜弧電気炉中１２００℃でバ
ッチ法で製錬した。
した後、装入物を６０ＫＷ潜弧電気炉中１２００℃でバ
ッチ法で製錬した。
フライアッシュを集め、製錬が完了したら、炉を空にし
、製錬物が完全に固化した後、種々の相を分離する。製
錬の結果を以下の第■Ａ表に示す。上記製錬からのスラ
グを同じ６０ＫＷの炉中で石灰岩６０ｋ９及びコークス
２８ｋ９と共にバッチ法で製錬した。フライアッシュを
集め、炉を空にし、製錬物を完全に固化した後、製錬相
を分離した。製錬の結果を第■Ｂ表に示す。例３ Ｐｂ−Ｃｕ−Ｓ濃厚物（１２％）、ブレンドの浸出残渣
（１７％），Ｐｂ−Ｃｕ灰分（１８％）、フライアツシ
ムユ（３％），Ｃｕセメント （３％），Ｐｂ−Ｃｕ−
Ｚｎ焼結体（１２％），Ｃｕ一及びＰｂ一含有スラグ（
２３％），Ｃｕ−Ｆｅ−Ｐｂ含有破（８％）及び金属ス
クラップ（４％）より成る装入物７０００ｋ９を処理し
た。
、製錬物が完全に固化した後、種々の相を分離する。製
錬の結果を以下の第■Ａ表に示す。上記製錬からのスラ
グを同じ６０ＫＷの炉中で石灰岩６０ｋ９及びコークス
２８ｋ９と共にバッチ法で製錬した。フライアッシュを
集め、炉を空にし、製錬物を完全に固化した後、製錬相
を分離した。製錬の結果を第■Ｂ表に示す。例３ Ｐｂ−Ｃｕ−Ｓ濃厚物（１２％）、ブレンドの浸出残渣
（１７％），Ｐｂ−Ｃｕ灰分（１８％）、フライアツシ
ムユ（３％），Ｃｕセメント （３％），Ｐｂ−Ｃｕ−
Ｚｎ焼結体（１２％），Ｃｕ一及びＰｂ一含有スラグ（
２３％），Ｃｕ−Ｆｅ−Ｐｂ含有破（８％）及び金属ス
クラップ（４％）より成る装入物７０００ｋ９を処理し
た。
装入物は、下記組成を有する；
Ａｇｌ７６２ｐｐｍ，Ｐｂ３５．７４％，ＣＵｌ５．２
４％，ＢｌＯ．Ｏ８％，ＮｌＯ．４Ｏ％，ＣＯＯ．Ｏ３
％，ＡＳｌ．８８％，ＳｂＯ．６Ｏ％，ＳｎＯ．８８％
，Ｚｎ４．５６％，ＣａＯｌ．６２％，ＳｉＯ２６．７
４％，Ｆｅ７．ｌ４％及びＳ６．８２％。
４％，ＢｌＯ．Ｏ８％，ＮｌＯ．４Ｏ％，ＣＯＯ．Ｏ３
％，ＡＳｌ．８８％，ＳｂＯ．６Ｏ％，ＳｎＯ．８８％
，Ｚｎ４．５６％，ＣａＯｌ．６２％，ＳｉＯ２６．７
４％，Ｆｅ７．ｌ４％及びＳ６．８２％。
装入物の微粉を造粒した後、装入物を例２の炉中で１２
００℃で製錬した。
００℃で製錬した。
製錬生成物を流出させる間の中断を除いて供給を続けた
。スラグを上部湯出し口から断続的に流出させ、他の液
相（Ｗｌｌ含砒素合金及び鉛地金）を底部湯出し口から
断続的に流出させ、完全に固化させた後、分離した。製
錬の結果を以下の第■Ａ表に示す。上記の製錬からのス
ラグを石灰岩３８０ｋ９及びコークス９５ｋ９と共に同
じ炉中で１２００℃で製錬した。炉には、製錬生成物を
断続的に流出させる間の中断を除いて、連続的に供給し
た。スラグを上部湯出し口から流出させ、鉛地金及び含
砒素合金を底部湯出し口から流出させ、完全に固化した
後分離した。製錬の結果を以下に第■Ｂ表に示す。例４
Ｐｂ−Ｃｕ−Ｚｎ−Ｓ濃厚物（１８％）、ブレンドの浸
出残渣（３０％）、Ｐｂ−Ｃｕ−Ｚｎ焼結体（２３％）
、Ｐｂ含有スラグ（８％）、Ｐｂ一含有スラグ（８％）
、Ｐｂ−Ｃｕ及びＣｕ−Ｚｎ灰分（１６％）及び金属，
スクラップ（５％）から成る装入物５０００ｋ９を処理
した。
。スラグを上部湯出し口から断続的に流出させ、他の液
相（Ｗｌｌ含砒素合金及び鉛地金）を底部湯出し口から
断続的に流出させ、完全に固化させた後、分離した。製
錬の結果を以下の第■Ａ表に示す。上記の製錬からのス
ラグを石灰岩３８０ｋ９及びコークス９５ｋ９と共に同
じ炉中で１２００℃で製錬した。炉には、製錬生成物を
断続的に流出させる間の中断を除いて、連続的に供給し
た。スラグを上部湯出し口から流出させ、鉛地金及び含
砒素合金を底部湯出し口から流出させ、完全に固化した
後分離した。製錬の結果を以下に第■Ｂ表に示す。例４
Ｐｂ−Ｃｕ−Ｚｎ−Ｓ濃厚物（１８％）、ブレンドの浸
出残渣（３０％）、Ｐｂ−Ｃｕ−Ｚｎ焼結体（２３％）
、Ｐｂ含有スラグ（８％）、Ｐｂ一含有スラグ（８％）
、Ｐｂ−Ｃｕ及びＣｕ−Ｚｎ灰分（１６％）及び金属，
スクラップ（５％）から成る装入物５０００ｋ９を処理
した。
装入物は下記の組成を有する：
ＡｇＴ６５ｐｐｍ，Ｐｂ３ｌ．３２％，ＣＵｌ３泪％，
ＢｉＯ．ｌＯ％，ＮｌＯ．Ｏ３％，ＡＳＯ．ｌｌ％，Ｓ
ｂＯ．２８％，ＳｎＯ．４ｌ％，．Ｚｎ７．２９％，Ｃ
ａＯＯ．３５％，ＳｌＯ２ｌｌ．５ｌ％，Ｆｅ９．９８
％及びＳ７．７２％。
ＢｉＯ．ｌＯ％，ＮｌＯ．Ｏ３％，ＡＳＯ．ｌｌ％，Ｓ
ｂＯ．２８％，ＳｎＯ．４ｌ％，．Ｚｎ７．２９％，Ｃ
ａＯＯ．３５％，ＳｌＯ２ｌｌ．５ｌ％，Ｆｅ９．９８
％及びＳ７．７２％。
装入物の微粉を造粒し、石灰岩３５０ｋ９を添加した後
、装入物を例２の炉中で１２００℃て製錬した。
、装入物を例２の炉中で１２００℃て製錬した。
製錬生成物を流出させる間の中断を除いて供給を続ける
。スラグを上部湯出し口から断続的に流出させ、他の液
相（＄ｆｌ及ひ鉛地金）を底部湯出し口から断続的に流
出させ、完全に固化させた後分離させた。製錬の結果を
下記の第■Ａ表に示す。前記の製錬からのスラグを同じ
炉中で１２００℃で石灰３００ｋ９及びコークス１００
ｋｇと共に製錬した。製錬生成物を断続的に流出する間
の中断を除いて、炉に連続的に供給した。スラグを上部
湯出し口から流出させ、鉛地金を底部湯出し口から流出
させた。製錬の結果を下記の第■Ｂ表に示す。例５ 工業的規模て、例４の装入物を第１図の系統図に示した
ように処理した。
。スラグを上部湯出し口から断続的に流出させ、他の液
相（＄ｆｌ及ひ鉛地金）を底部湯出し口から断続的に流
出させ、完全に固化させた後分離させた。製錬の結果を
下記の第■Ａ表に示す。前記の製錬からのスラグを同じ
炉中で１２００℃で石灰３００ｋ９及びコークス１００
ｋｇと共に製錬した。製錬生成物を断続的に流出する間
の中断を除いて、炉に連続的に供給した。スラグを上部
湯出し口から流出させ、鉛地金を底部湯出し口から流出
させた。製錬の結果を下記の第■Ｂ表に示す。例５ 工業的規模て、例４の装入物を第１図の系統図に示した
ように処理した。
第１図において、微粉を造粒し、乾燥した装入物を炉Ａ
（潜弧電気炉）中に連続的に導入した。
（潜弧電気炉）中に連続的に導入した。
炉Ａ中て装入物を製錬することによつて、３種の異なる
液相、即ちスラグ、皺及び鉛地金が形成する（これらは
重力により分離する）。３相を異なる高さで別々の湯出
し口を通して炉から別々に流出させた。
液相、即ちスラグ、皺及び鉛地金が形成する（これらは
重力により分離する）。３相を異なる高さで別々の湯出
し口を通して炉から別々に流出させた。
鈑を変換プラントに送り、鉛地金を精製プラントに送つ
た。炉Ａで生成したガスは、ダストを分離した後、硫酸
プラントに送つた。
た。炉Ａで生成したガスは、ダストを分離した後、硫酸
プラントに送つた。
ダストを装入物の微粉と共に配合した。炉Ａから流出し
たスラグを液体状態で炉Ｂ（潜弧電気炉）に装入した。
この中でコークス及び石灰岩の添加によりスラグを還元
した。こうして２種の異なる液相、減損スラグ及び鉛地
金（重力により分離する）が得られた。これらの２相を
炉Ｂから異なる高さて別々の湯出し口を通して別々に流
出させた。減損スラグを捨て、鉛地金を精錬プラントに
送つた。炉Ｂで生じたガスを、ダストを分離した後、大
気中に放出した。
たスラグを液体状態で炉Ｂ（潜弧電気炉）に装入した。
この中でコークス及び石灰岩の添加によりスラグを還元
した。こうして２種の異なる液相、減損スラグ及び鉛地
金（重力により分離する）が得られた。これらの２相を
炉Ｂから異なる高さて別々の湯出し口を通して別々に流
出させた。減損スラグを捨て、鉛地金を精錬プラントに
送つた。炉Ｂで生じたガスを、ダストを分離した後、大
気中に放出した。
ダストを亜鉛回収プラントに送つた。例６
工業的規模で、例１及び３の装入物を添附の第２図の系
統図に示すように処理した。
統図に示すように処理した。
第２図において、炉Ａ中でスラグ、皺及び鉛地金の他に
、ニッケルを含む含砒素合金を製造し、炉Ｂ中で減損ス
ラグ及び鉛地金の他に、コバルトを含む含砒素合金を製
造する以外は、例５と同様に処理した。
、ニッケルを含む含砒素合金を製造し、炉Ｂ中で減損ス
ラグ及び鉛地金の他に、コバルトを含む含砒素合金を製
造する以外は、例５と同様に処理した。
炉Ａ中約１２００゜Ｃの温度で、ニッケルを含む含砒素
合金を鉛地金中に溶かした。
合金を鉛地金中に溶かした。
前記合金を鉛地金と共に炉Ａから流出させた。鉛地金を
約６００℃の温度に冷却し、この温度でニッケルを含む
含砒素合金は浮動し、固化した。浮動する合金を鉛地金
から分離し、ニッケル回収プラントに送つた。地金を精
製プラントに送つた。炉Ｂ中約１２００℃の温度で、コ
バルトを含まない含砒素合金は鉛地金に一部分しか溶解
しなかつた。
約６００℃の温度に冷却し、この温度でニッケルを含む
含砒素合金は浮動し、固化した。浮動する合金を鉛地金
から分離し、ニッケル回収プラントに送つた。地金を精
製プラントに送つた。炉Ｂ中約１２００℃の温度で、コ
バルトを含まない含砒素合金は鉛地金に一部分しか溶解
しなかつた。
鉛地金に溶解しなかつた合金の一部を炉Ｂから別々に流
出させ、鉛地金に溶解した他の部分は鉛地金と共に流出
させた。鉛地金を約６００℃の温度に冷却し、この温度
でコバルトを含む含砒素合金は浮動し、固化した。浮動
する合金を鉛地金から分離し、前記合金がコバルトを少
ししか含まない場合（例３の装入物の場合）には、炉Ａ
に、又はコバルト回収プラントに送つた。鉛地金を精錬
プラントに送つた。例７ 工業的規模で、例２の装入物を添附の第３図の系統図に
よつて示したように処理した。
出させ、鉛地金に溶解した他の部分は鉛地金と共に流出
させた。鉛地金を約６００℃の温度に冷却し、この温度
でコバルトを含む含砒素合金は浮動し、固化した。浮動
する合金を鉛地金から分離し、前記合金がコバルトを少
ししか含まない場合（例３の装入物の場合）には、炉Ａ
に、又はコバルト回収プラントに送つた。鉛地金を精錬
プラントに送つた。例７ 工業的規模で、例２の装入物を添附の第３図の系統図に
よつて示したように処理した。
第３図において、炉Ａ中に生じた、ニッケルを含む含砒
素合金が鉛地金に一部しか溶解しなかつた。
素合金が鉛地金に一部しか溶解しなかつた。
その合金の非溶解部分を炉Ａから別々に流出させた。本
発明は前記実施態様に全く限定されるものではなく、本
発明の範囲から逸脱することなく多数の変化をなしうる
ことは明らかである。
発明は前記実施態様に全く限定されるものではなく、本
発明の範囲から逸脱することなく多数の変化をなしうる
ことは明らかである。
【図面の簡単な説明】
第１図は本発明の例５の実施例の系統図、第２図は本発
明の例６の実施例の系統図、第３図は本発明の例７の実
施例の系統図である。
明の例６の実施例の系統図、第３図は本発明の例７の実
施例の系統図である。
Claims (1)
- 【特許請求の範囲】 １ Ｆｅ、Ａｇ、Ｂｉ、Ｚｎ及びＳｎ元素を少なくとも
１種含む鉛−銅−硫黄装入物を処理する方法において、
該方法が（ａ）化学的還元条件、中性条件あるいは酸化
条件を保持しながら、前記装入物を製錬し、（ｉ）Ｐｂ
を少なくとも１０％含むスラグ相：（ｉｉ）鉛−銅−硫
黄装入物のＣｕ：Ｓの比率を減少させることにより該Ｃ
ｕ含量を減少させ、Ｃｕを６５％より少量含有している
銅■相：および（ｉｉｉ）鉛地金相： を生成させるにあたり、 鉛−銅−硫黄装入物の酸化の程度を上昇ならびに製練工
程で生成したスラグ相のＰｂ含量を減少させることによ
り製錬工程中の還元条件の強さを増大させ、そして鉛−
銅−硫黄装入物の酸化の程度を上昇ならびに製錬工程で
生成したスラグ相のＰｂ含量を減少させることにより製
錬工程中の酸化条件の強さを小さくさせる、上記製錬を
行なう工程；（ｂ）（ａ）工程で生じたスラグ相、銅■
相及び鉛地金相を交互に分離する工程：（ｃ）スラグ相
の鉛含有率を２％より低い値に減少する条件を保持しな
がら融解状態で、（ｂ）工程で分離したスラグ相を還元
し、これにより鉛地金相を生じさせる工程：（ｄ）（ｃ
）工程で生じたスラグ相及び鉛地金相を相互に分離する
工程：の各工程からなり、その際（ａ）工程でＦｅを実
質的に含まない■相を得、■相及び地金相に大部分のＡ
ｇを集め、地金相に大部分のＢｉを集め、スラグ相に大
部分のＦｅ、Ｚｎ及びＳｎを集め、（ｃ）工程でＡｇ及
びＢｉをほとんど含まない鉛地金、Ｚｎ及びＳｎをほと
んど含まないスラグ及び大部分のＺｎを含むフライアッ
シュを得ることを特徴とする鉛−銅−硫黄装入物の処理
方法。 ２ 装入物がＮｉ、Ｃｏ及びＡｓを含み、装入物中のＡ
ｓの量が、（ａ）工程で生ずるスラグをＡｓで飽和する
のに必要な量より多く、それにより（ａ）工程で前記相
の他に含砒素合金相が得られ、この相が大部分のニッケ
ルを集め、鉛地金中に少なくとも一部分溶解しており、
（ｃ）工程で前記相の他に含砒素合金相が得られ、この
相が大部分のコバルトを集め、鉛地金中に少なくとも一
部分溶解している特許請求の範囲第１項記載の処理法。
３（ｂ）工程がスラグ、■、ニッケルを含む含砒素合金
の非溶解部分及び溶解した、ニッケルを含む含砒素合金
を含む鉛地金を、それらの生成物がまだ融解している間
に、相互に分離し、次に融解した鉛地金を冷却して、含
まれている、溶解した、ニッケルを含む含砒素合金を該
地金から分離することより成る特許請求の範囲第２項記
載の処理法。４（ｄ）工程がスラグ、コバルトを含む含
砒素合金の非溶解部分、及び溶解した、コバルトを含む
含砒素合金をなお含む鉛地金を、これらの生成物がまだ
溶解しているうちに、相互に分離し、次に融解した鉛地
金を冷却して、含まれている、溶解した、コバルトを含
む含砒素合金を該地金から分離する工程より成る特許請
求の範囲第２項又は第３項記載の処理法。 ５ コバルトを含む含砒素合金を（ａ）工程に循環する
特許請求の範囲第４項記載の処理法。 ６（ａ）工程のスラグの鉛含有率が２０％乃至４０％で
ある前記特許請求の範囲第１項ないし第５項のいずれか
１つに記載の処理法。 ７（ａ）工程の■の銅含有率が５０％乃至６０％である
前記特許請求の範囲第１項ないし第６項のいずれか１つ
に記載の処理法。 ８（ａ）工程の■の銅含有率が４０％乃至５０％である
特許請求の範囲第２項又は第３項記載の処理法。 ９（ｃ）工程から生ずるスラグの鉛含有率が０．１５％
乃至１％である前記特許請求の範囲第１項ないし第８項
のいずれか１つに記載の処理法。 １０（ａ）工程で鉛を珪酸塩としてスラグ化し、（ｃ）
工程でその珪酸塩の鉛を置換するのに充分な量でＣａＯ
を添加する特許請求の範囲第１項ないし第９項のいずれ
か１つに記載の処理法。 １１（ａ）工程の生成物がまだ融解しているうちに、（
ｂ）工程を実施し、（ｂ）工程からのスラグを、まだ融
解しているうちに、（ｃ）工程に供給する特許請求の範
囲第１項ないし第１０項のいずれか１つに記載の処理法
。 １２（ａ）及び（ｃ）工程を潜弧電気炉中で実施する特
許請求の範囲第１項ないし第１１項のいずれか１つに記
載の処理法。 １３（ｂ）及び（ｄ）工程を、種々の相を別々に炉から
流出させる特許請求の範囲第１２項記載の処理法。
Applications Claiming Priority (2)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| LU75732 | 1976-09-06 | ||
| LU75732A LU75732A1 (ja) | 1976-09-06 | 1976-09-06 |
Publications (2)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| JPS5331502A JPS5331502A (en) | 1978-03-24 |
| JPS6056219B2 true JPS6056219B2 (ja) | 1985-12-09 |
Family
ID=19728344
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| JP52107170A Expired JPS6056219B2 (ja) | 1976-09-06 | 1977-09-06 | 鉛−銅−硫黄装入物の処理法 |
Country Status (11)
| Country | Link |
|---|---|
| US (1) | US4162915A (ja) |
| JP (1) | JPS6056219B2 (ja) |
| AU (1) | AU506212B2 (ja) |
| CA (1) | CA1084719A (ja) |
| DE (1) | DE2739963A1 (ja) |
| FR (1) | FR2363634A1 (ja) |
| GB (1) | GB1546281A (ja) |
| IT (1) | IT1091153B (ja) |
| LU (1) | LU75732A1 (ja) |
| NO (1) | NO153265C (ja) |
| SE (1) | SE443156B (ja) |
Families Citing this family (17)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| DE3029682A1 (de) * | 1980-08-06 | 1982-03-11 | Metallgesellschaft Ag, 6000 Frankfurt | Verfahren zum kontinuierlichen direkten schmelzen von metallischem blei aus sulfidischen bleikonzentraten |
| US4353738A (en) * | 1981-05-18 | 1982-10-12 | Lectromelt Corporation | Lead smelting method |
| DE3246616A1 (de) * | 1982-12-16 | 1984-06-20 | Henkel KGaA, 4000 Düsseldorf | Polyol modifizierte alkydharze zur verwendung in wasserlacken |
| EP0163666B1 (en) * | 1983-11-18 | 1988-05-04 | Mount Isa Mines Limited | Treatment of dross |
| DE3429972A1 (de) * | 1984-08-16 | 1986-02-27 | Norddeutsche Affinerie AG, 2000 Hamburg | Verfahren und vorrichtung zur kontinuierlichen pyrometallurgischen verarbeitung von kupferbleistein |
| AU4093989A (en) * | 1988-09-06 | 1990-03-15 | Institute Po Tzvetna Metalurgia | Method and apparatus for electric refining of lead |
| PH25777A (en) * | 1989-02-15 | 1991-10-18 | Philippine Associated Smelting | Process for removing impurities from the flue dust |
| US5282881A (en) * | 1989-08-24 | 1994-02-01 | Ausmelt Pty. Ltd. | Smelting of metallurgical waste materials containing iron compounds and toxic elements |
| DE4129475A1 (de) * | 1991-09-05 | 1993-03-11 | Metallgesellschaft Ag | Verfahren zum kontinuierlichen erschmelzen von metallischem blei |
| US8211207B2 (en) * | 2006-12-05 | 2012-07-03 | Stannum Group LLC | Process for refining lead bullion |
| CA2863477A1 (fr) | 2014-09-16 | 2016-03-16 | Premier Tech Technologies Ltee | Un herbicide selectif |
| WO2017031574A1 (en) | 2015-08-24 | 2017-03-02 | 5N Plus Inc. | Processes for preparing various metals and derivatives thereof from copper- and sulfur-containing material |
| PE20170608A1 (es) * | 2015-10-16 | 2017-05-24 | Arbieto Francisco Javier Cardenas | Proceso para extraer metales a partir de sus minerales sulfurados mediante reduccion directa con regeneracion y reciclaje del agente reductor hierro y del fundente carbonato de sodio |
| EP3504020B1 (en) | 2016-08-24 | 2023-04-19 | 5n Plus Inc. | Low melting point metal or alloy powders atomization manufacturing processes |
| US11084095B2 (en) | 2018-02-15 | 2021-08-10 | 5N Plus Inc. | High melting point metal or alloy powders atomization manufacturing processes |
| CN111826529B (zh) * | 2020-06-28 | 2021-10-22 | 河南豫光金铅股份有限公司 | 一种高砷高铅铜合金的分离熔炼方法 |
| CN113278801B (zh) * | 2021-04-28 | 2023-04-28 | 中国恩菲工程技术有限公司 | 含铜污泥的处理方法和含铜污泥的处理设备 |
Family Cites Families (16)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| US1803771A (en) * | 1931-05-05 | Removal of arsenic from lead bullion | ||
| US1386503A (en) * | 1921-08-02 | And milo w | ||
| US1333720A (en) * | 1914-10-24 | 1920-03-16 | Johnson Woolsey Mcalpine | Copper-lead-smelting process |
| US1285714A (en) * | 1918-03-20 | 1918-11-26 | George P Hulst | Process of treating lead bullion. |
| FR525616A (fr) | 1920-10-05 | 1921-09-24 | Georges Freydier Dubreul | Procédé de traitement des minerais complexes |
| GB324902A (en) | 1928-08-03 | 1930-02-03 | Harald Skappel | Process for smelting ores to metal, matte and slag |
| US2381970A (en) * | 1943-08-28 | 1945-08-14 | American Smelting Refining | Smelting copper-lead drosses and the like |
| GB695158A (en) | 1950-06-05 | 1953-08-05 | Forni Lubatti Soc | A process for producing steel from ferrous ores directly |
| FR1040954A (fr) * | 1950-10-31 | 1953-10-20 | Forni Lubatti Soc | Procédé d'extraction au four électrique du plomb à partir de minerais et autres matières contenant du plomb |
| GB925822A (en) | 1961-04-26 | 1963-05-08 | Nat Smelting Co Ltd | Recovery of copper compounds from lead bullion or low grade drosses |
| GB1002494A (en) * | 1962-10-26 | 1965-08-25 | Imp Smelting Corp Ltd | Improvements in or relating to copper drossing |
| FI40497B (ja) * | 1962-12-14 | 1968-10-31 | Outokumpu Oy | |
| US3326671A (en) * | 1963-02-21 | 1967-06-20 | Howard K Worner | Direct smelting of metallic ores |
| DE1533113B2 (de) * | 1966-09-28 | 1971-04-01 | Norddeutsche Affinerie, 2000 Hamburg | Verfahren zum aufarbeiten von bleireichem kupfer bleistein |
| US3666441A (en) * | 1968-11-08 | 1972-05-30 | Power Gas Ltd | Process for decopperizing lead |
| DE2320548B2 (de) * | 1973-04-21 | 1978-04-13 | Cominco Ltd., Vancouver, Britisch Kolumbien (Kanada) | Verfahren zum Verhütten von Blei |
-
1976
- 1976-09-06 LU LU75732A patent/LU75732A1/xx unknown
-
1977
- 1977-09-01 IT IT68958/77A patent/IT1091153B/it active
- 1977-09-01 US US05/829,780 patent/US4162915A/en not_active Expired - Lifetime
- 1977-09-01 SE SE7709844A patent/SE443156B/xx not_active IP Right Cessation
- 1977-09-02 GB GB36801/77A patent/GB1546281A/en not_active Expired
- 1977-09-02 FR FR7726698A patent/FR2363634A1/fr active Granted
- 1977-09-02 AU AU28494/77A patent/AU506212B2/en not_active Expired
- 1977-09-02 CA CA286,068A patent/CA1084719A/en not_active Expired
- 1977-09-05 NO NO773067A patent/NO153265C/no unknown
- 1977-09-06 JP JP52107170A patent/JPS6056219B2/ja not_active Expired
- 1977-09-06 DE DE19772739963 patent/DE2739963A1/de active Granted
Also Published As
| Publication number | Publication date |
|---|---|
| NO153265C (no) | 1986-02-12 |
| AU2849477A (en) | 1979-03-08 |
| US4162915A (en) | 1979-07-31 |
| JPS5331502A (en) | 1978-03-24 |
| LU75732A1 (ja) | 1978-04-27 |
| DE2739963C2 (ja) | 1987-08-06 |
| AU506212B2 (en) | 1979-12-20 |
| DE2739963A1 (de) | 1978-03-09 |
| FR2363634A1 (fr) | 1978-03-31 |
| NO773067L (no) | 1978-03-07 |
| CA1084719A (en) | 1980-09-02 |
| NO153265B (no) | 1985-11-04 |
| GB1546281A (en) | 1979-05-23 |
| SE7709844L (sv) | 1978-03-07 |
| FR2363634B1 (ja) | 1984-05-11 |
| IT1091153B (it) | 1985-06-26 |
| SE443156B (sv) | 1986-02-17 |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| JPS6056219B2 (ja) | 鉛−銅−硫黄装入物の処理法 | |
| US4036636A (en) | Pyrometallurgical process for smelting nickel and nickel-copper concentrates including slag treatment | |
| Habashi | Copper metallurgy at the crossroads | |
| JPS634613B2 (ja) | ||
| US3857700A (en) | Pyrometallurgical recovery of copper values from converter slags | |
| US3663207A (en) | Direct process for smelting of lead sulphide concentrates to lead | |
| US3450523A (en) | Procedure for the extraction of manganese,iron and other metals from silicates,metallurgical wastes and complex mining products | |
| AU739426B2 (en) | Process for reducing the electric steelworks dusts and facility for implementing it | |
| JP7208912B2 (ja) | 粗半田の改善された製造法 | |
| CA1086073A (en) | Electric smelting of lead sulphate residues | |
| WO2015173472A1 (en) | A method of converting copper containing material | |
| JP3618813B2 (ja) | 高品位ニッケルマットを少なくとも部分的に高温冶金で精製したニッケル含有原料から生成する方法 | |
| CA2098521C (en) | Method for producing high-grade nickel matte and metallized sulfide matte | |
| GB2196649A (en) | Smelting complex sulphidic materials containing lead, zinc and optionally copper | |
| US4049438A (en) | Non-ferrous metal recovery from deep sea nodules | |
| CN112143908B (zh) | 一种处理复杂金矿的冶炼工艺 | |
| US3082068A (en) | Process for the recovery of metals from scraps by a sulfidizing and oxidizing treatment | |
| EP0007890B1 (en) | A method of manufacturing and refining crude lead from arsenic-containing lead raw-materials | |
| US4292283A (en) | Method for the recovery of zinc | |
| US4333762A (en) | Low temperature, non-SO2 polluting, kettle process for the separation of antimony values from material containing sulfo-antimony compounds of copper | |
| US4304595A (en) | Method of manufacturing crude iron from sulphidic iron-containing material | |
| US4120697A (en) | Segregation-separation of copper from nickel in copper-nickel sulfide concentrates | |
| US3773494A (en) | Smelting of copper sulphide concentrates with ferrous sulphate | |
| US4021235A (en) | Operating method for slag cleaning furnace in copper refining | |
| US4521247A (en) | Low temperature, non-SO2 polluting, kettle process for separation of lead from lead sulfide-containing material |