KR100742513B1 - The smelting process of sulphide ores - Google Patents
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Abstract
Description
본 발명은 금·은·동·아연·유화철 등의 유화광물의 화학적 제련방법에 관한 것으로서, 보다 상세하게는 유황성분을 이용한 화학제품 제조시설과 황산나트륨 및 염산과 부수 산화철 제조시설을 이용하여 위의 각 금속 성분 특성에 따라 각 적응한 방법으로 처리하여 각기 용도에 이용되게 하여 획기적인 채산성을 높이게 함을 특징으로 한 금·은·동·아연·유화철 등의 유화광물의 화학적인 제련방법에 관한 것이다.The present invention relates to a method for chemical smelting of emulsified minerals such as gold, silver, copper, zinc, iron sulphate, and more specifically, using a chemical production facility using sulfur components and a sodium sulfate, hydrochloric acid and iron oxide manufacturing facility. A method for chemical smelting of emulsified minerals such as gold, silver, copper, zinc and iron sulphate, which is treated according to the characteristics of each metal component of the metal and used for their respective purposes, thereby increasing the profitability. will be.
종래의 금·은·동·유화철·아연·몰리브덴 등을 포함하는 유화(硫化) 광물은 그 자연 부존 상태가 대부분이 유화철(황화철,FeS)과 함께 부존 되어 있으므로 채광시 유화철과 같이 채광되어 이를 제련하려면 쇄석 분쇄하여 이를 부유선광(광석을 미세하게 빻아 물에 넣고 현탁액을 만든 후 그 액 속에 기포를 불어넣어 광석입자 중에서 소수성(疏水性) 표면을 가진 광물이 기포의 표면에 붙어서 액의 표면으로 부상하게 하고, 친수성(親水性) 표면의 광물은 물속에 남게 하여 분리하는 선광 법)으로 석분과 함께 다량의 유화철분을 제거 폐기 한다. 이러한 과정을 거쳐 각 금속 별로 전해위주의 적응시설로 제련하기 때문에 수백억원 상당의 시설이 있어야 하며 이 시설에서 제련된 생산품의 생산비는 유화철 성분 제거를 위한 부유선광비와 실제 전해시설에 의한 제련비 등으로 경제적 문제로 지하자원 개발은 한계로 치 닿아 과거 수많은 광산이 폐광되고 있는 문제점이 있다.Conventional emulsified minerals containing gold, silver, copper, iron sulfide, zinc, molybdenum, etc. are mostly mined together with iron sulfide (FeS, FeS) in their natural state. To smelt it, crush the crushed stone and float it into fine ore (finely grind the ore into water to make a suspension, and then blow bubbles into the liquid. Beneficiation, which causes the surface to float and the minerals on the hydrophilic surface remain in the water, is removed. As a result of this process, each metal is smelted into an electrolytically-adaptive adaptation facility, and therefore there must be several billion won worth of facilities. Due to economic problems such as underground resources development has reached the limit, there is a problem that many mines are abandoned in the past.
이에, 상기와 같은 제반 문제점들을 해소하기 위하여 안출된 본 발명은 간편한 시설을 이용하여 과거의 폐기물인 다량의 유화철 이용에 있음을 판단하고 오랜 세월에 의한 연구 노력으로 본 발명에 이르게 된 것으로, 간편한 방법으로 위의 유화광물 등을 제련하기 위하여서는 각 유화 광물의 성분을 화학적 방법으로 반응 분리하여 제품화로 이용 하게 하여야 하며 이는 위 유화 광물 등은 다량의 유황성분을 함유하고 있고, 또한 다량의 유화철과 함께 부존 채광됨으로 이 유황 성분을 이용한 화학적 반응을 이용한 화학제품 제조 시설을 이용하여 용이하게 제품화로 분리 이용 하게 하는 것을 목적으로 하고 있다.Accordingly, the present invention devised to solve the above problems is determined to be in the use of a large amount of iron iron, which is a waste of the past by using a simple facility, and has been led to the present invention by research efforts for many years. In order to smelt the above emulsified minerals by chemical method, the components of each emulsified mineral should be separated by chemical method to be used for commercialization. This emulsified mineral contains a large amount of sulfur and also contains a large amount of iron emulsion. In addition, it is intended to be easily separated by commercialization using a chemical production facility using a chemical reaction using the sulfur component by being mined in the absence.
상기와 같은 목적을 달성하기 위하여, 본 발명은 유화광물을 500℃에 배소한 SO2 가스와 정량의 수증기 및 공기와 함께 원염을 500~550℃ 가열한 반응로에서 상호 반응시켜 황산나트륨 및 염산을 생산 하여 유화광물의 유황성분을 제거 하는 단계; 상기의 과정에서 배소로 내의 산화된 유화광물의 산화동은 염산과 물을 주입하고, 산화철은 황산을 주입하여 각각 30~60℃로 가열하여 산화동은 황산동으로, 산화철은 염화철로 변하게 하여 유화광물 속의 금·은과 함께 유동성을 갖게 한 후 이를 적당히 교반하면서 유동 도타장치에 의하여 침전 분리로 금·은을 분리하는 단계; 상기 과정에서 금·은이 분리되고 남은 황산동·염화철액은 암모니아로 pH7로 조정하고 산과 친화력이 강한 철편을 가하여 동성분은 수산화동으로 침전 제거한 후에 다시 황산동으로 정제하고, 철성분은 석회 분말로 서서히 반응 시켜서 염화칼슘과 산화철로 변화시킨 후 이 산화철을 분리하여 로타리 가열장치에서 760~800℃로 가열하면서 적당량의 공기를 주입하여 2시간 가열한 후 300℃에서 1시간 정도 냉각시킴으로서 적색의 고급 산화철 안료로 정제하여 동과 철을 분리하는 단계로 구성되는 유화광물의 제련방법을 제공하는 것을 특징으로 한다.In order to achieve the object as described above, the present invention is SO 2 to bake an emulsified mineral at 500 ℃ Reacting the primary salts together with gas and quantitative water vapor and air in a reactor heated at 500 to 550 ° C. to produce sodium sulfate and hydrochloric acid to remove sulfur components of the emulsified mineral; In the above process, copper oxide of the oxidized emulsion mineral in the roasting furnace is injected with hydrochloric acid and water, iron oxide is injected with sulfuric acid, and heated to 30-60 ° C. so that copper oxide is changed to copper sulfate and iron oxide is converted to iron chloride. Separating the gold and silver by sedimentation separation by means of a flow dota apparatus with fluidity with silver and then stirring it appropriately; After the gold and silver are separated in the process, the remaining copper sulfate and iron chloride solution is adjusted to pH7 with ammonia, and iron pieces with strong affinity with acid are added. After converting into calcium chloride and iron oxide, the iron oxide is separated and heated to 760 ~ 800 ℃ in a rotary heating device, injecting an appropriate amount of air, heated for 2 hours, and cooled at 300 ℃ for 1 hour to purify it into a red high-grade iron oxide pigment. It is characterized by providing a method of smelting the emulsified mineral consisting of separating copper and iron.
또한, 본 발명은 유화광물의 아연성분을 분리하기 위하여 상기의 과정에서 산화된 유화광물의 산화아연을 탄소분과 함께 아연 증류로에 투입하여 905~910℃ 정도 가열하여 증류아연을 제련 하는 단계를 더 포함하는 유화광물의 제련방법을 제공하는 것을 특징으로 한다.In addition, the present invention further comprises the step of smelting distilled zinc by adding zinc oxide of the emulsified mineral oxidized in the above process to a zinc distillation furnace with carbon powder to separate the zinc component of the emulsified mineral by heating about 905 ~ 910 ℃. It is characterized by providing a smelting method of an emulsified mineral containing.
종래에는 위의 유화광물 등을 제련 하려면 먼저 분쇄하여 유화철분은 폐기물로 부유선광으로 석분과 함께 제거한 후에 각 성분 특성에 따른 적정방법으로 최종적 으로 전해로 제련하였으나, 본 발명은 함께 부존 채광되는 유화철을 포함한 각 유화광물의 유황성분을 화학적 방법으로 분리 처리하여 각 성분 해당 용도에 이용하게 함을 특징으로 함으로써 간편한 시설로 월등히 저렴한 생산으로 과거의 빈광도 유리하게 이용할 수 있게 하여 지하자원 개발의 범위를 확대 이용하게 하는데 기여 하는 것으로서 이러한 방법을 위한 시설로서 위의 각 광물에 함유되어 있는 유황성분을 이용한 화학제품 제조시설(망초·염산 제조시설, 산화철 제조시설, 아연증류시설, 염화아연 제조시설)과 황산나트륨 및 염산과 부수 산화철 제조시설을 이용하는 방법으로 처리하면서 위의 각 금속 성분 특성에 따라 각 적응한 방법으로 처리하여 각기 용도에 이용되게 하여 획기적인 채산성을 높이게 함을 특징으로 한다.Conventionally, in order to smelt the above emulsified minerals, first, the pulverized iron emulsified powder is removed with stone powder by floating beneficiation as a waste and finally smelted by electrolysis by a proper method according to the characteristics of each component. The sulfur component of each emulsified mineral including chemicals is separated and processed by chemical method to be used for each component for its use. As a facility for this method, the chemical manufacturing facilities (manganese, hydrochloric acid manufacturing facilities, iron oxide manufacturing facilities, zinc distillation facilities, zinc chloride manufacturing facilities) using sulfur components contained in the above minerals Sodium sulfate, hydrochloric acid and ancillary iron oxide manufacturing facilities By Lee and treated with each of the adaptation method according to the respective metal components of the above properties to be used for each purpose and is characterized in that the breakthrough nopyige profitability.
이하, 금·은·동·유화철 혼합성분의 광석의 제련방법을 설명하면 다음과 같다.Hereinafter, the smelting method of the ore of the gold, silver, copper and iron sulfide mixed component is as follows.
먼저, 광물을 먼저 20mm 정도의 크기로 분쇄하여 금·은·동광 배소로와 순수 유화(硫化)철 배소로에 넣은 후 상기 각 배소로에서 500℃ 정도 유지 되게끔 가열 조절하여 황 성분은 아황산가스(SO2)로 발생되게 하여 이를 제진 장치를 거쳐 500~550℃ 정도 가열되어 있는 원염 반응로 내에 진입되게 연결된 도관을 통하여 원염 반응로내의 원염(소금)과 반응하게 하면서 동시에 생산되는 황산나트륨 100중량%에 대하여 10중량%의 수증기와 반응이 충분히 일어나도록 충분한 양의 공기를 함께 원염 반응로 내에 주입 되게 하면 원염과 다음과 같이 상호 반응하여 원염은 분해되어 황산나트륨과 염산을 생산하게 된다.First, the minerals are first crushed to a size of about 20 mm and placed in a gold, silver, or copper roasting furnace and a pure iron iron roasting furnace, and then heated and controlled to maintain 500 ° C. in each roasting furnace. (sO 2) through this vibration-damping device to be generated by 500 to sodium sulfate is, while the reaction with wonyeom (salt) produced simultaneously in a wonyeom reaction through a conduit connected to be advanced into a wonyeom reaction is heated about 550 ℃ 100% by weight When 10% by weight of water vapor and a sufficient amount of air are injected together into the priming reactor to react sufficiently, the priming salt reacts with each other as follows to decompose and produce sodium sulfate and hydrochloric acid.
2NaCl+SO2+H2O+O2→ Na2SO4+2HCl2NaCl + SO 2 + H 2 O + O 2 → Na 2 SO 4 + 2HCl
이렇게 생성된 염산가스는 염산 흡수장치에 유도되어 물에 흡수 되어 식혀서 염산을 생산하게 된다.The hydrochloric acid gas thus produced is guided to the hydrochloric acid absorber and absorbed in water to cool to produce hydrochloric acid.
이러한 과정에서 배소로의 유화 광물은 배소되어 유황성분은 아황산(SO2)가스가 되고 금속 성분은 각기 산화물로 변하게 된다.In this process, the emulsified minerals to the roasting are roasted so that the sulfur component becomes sulfurous acid (SO 2 ) gas and the metal components are converted into oxides.
이와 같은 과정에서 유화동(CuS)·유화철(FeS)은 배소되어 산화동(CuO)·산화철(Fe2O3)이 되어 금·은과 함께 있으므로 이를 배소로에서 배출하여 별도의 시설(내산제)에서 산화철이 염화철로 되는데 필요한 당량의 염산과 물, 광물에 함유된 구리 성분 양에 해당하는 화학적 당량의 황산을 주입하여 30~60℃로 가열하면 황산동(CuSO4)· 염화철(FeCl3)로 변하여 금·은과 함께 유동성을 갖게 되므로 이를 적당히 교반하면서 유동 도타장치에 의하여 침전 분리로 금· 은을 분리(이때에 수은아말감 방법으로 할 수 도 있음)한 후 위 유동성액(금과 은이 제거된 황산동· 염화철액)의 pH를 미리 암모니아로 pH7로 조정하고 산과 친화력이 강한 철편을 가하여 동성분(Cu)은 수산화동[Cu(OH)3]으로 침전 제거한 후에 다시 황산동으로 정제하여 살충제로 이용하기도 하며 또는 금속 등으로 제련 이용하게 하면 염화철(Fe2O3 + 6HCl→2Fe2Cl3 + 3H2O)은 석회 분말로 서서히 반응 시켜서 염화칼슘과 산화 철(2Fe2Cl3 + 3CaCO3 → 3CaCl3 + Fe2O3 + 3CO2)로 변하므로 이 산화철을 분리하여 로타리 가열장치에서 760~800℃로 가열하면서 적색의 고급 산화철을 생산하는데 필요한 정도의 공기를 주입하여 약 2시간 정도 가열한 후 300℃에서 1시간 정도 냉각시킴으로서 적색의 고급 산화철 안료를 생산한다. In this process, copper sulphide (CuS) and iron sulphide (FeS) are roasted to become copper oxide (CuO) and iron oxide (Fe 2 O 3 ), and together with gold and silver, they are discharged from the roasting furnace to separate facilities. ), Chemically equivalent sulfuric acid corresponding to the amount of hydrochloric acid, water, and copper contained in minerals is injected into iron chloride, and heated to 30 ~ 60 ℃ to copper sulfate (CuSO 4 ) and iron chloride (FeCl 3 ). It is changed and becomes fluid together with gold and silver, so it is separated with gold and silver by sedimentation separation by means of a fluid dota apparatus (in this case, by mercury amalgam method) with moderate agitation. Copper sulfate and iron chloride solution) is adjusted to pH7 with ammonia in advance, and iron component with strong affinity with acid is added to precipitate copper component (Cu) with copper hydroxide [Cu (OH) 3 ], and then purified by copper sulfate again to be used as an insecticide. And When utilized smelting the metal iron (Fe 2 O 3 + 6HCl → 2Fe 2 Cl 3 + 3H 2 O) is thereby gradually react with lime powder and salt and iron oxide (2Fe 2 Cl 3 + 3CaCO 3 → 3CaCl 3 + Fe 2 O 3 + 3CO 2 ), this iron oxide is separated and heated to 760-800 ℃ in a rotary heater while injecting the air necessary to produce red high-grade iron oxide, heating it for about 2 hours, and then heating it at 300 ℃. Cooling for about an hour produces a red, high-grade iron oxide pigment.
이와 같이 하여 과거에는 폐기물로 취급하든 유화철을 위의 금·은·동과 같이 유효 광물을 함께 이용하게 함을 특징으로 한 화학적 제련방법이다. 그리고 부산물로 황산나트륨과 염산을 함께 생산하여 월등하게 생산성을 높이게 된다.In this way, in the past, it is a chemical smelting method characterized in that iron sulfide is used together with effective minerals such as gold, silver, and copper, whether treated as waste. In addition, by producing sodium sulfate and hydrochloric acid as a by-product, the productivity is greatly improved.
또한, 아연광의 화학적 제련방법을 설명하면 다음과 같다.In addition, the chemical smelting method of zinc ore will be described as follows.
아연광물도 유황성분이 함유되어 있고 또한 천연적으로 유화철도 함께 부존되어 있어 채광시에 유화철도 함께 채취됨으로 과거에는 유화철을 부유선광으로 분리 제거 해버리고 아연성분이 60%정도 되게 높여서 제련하였으나 이를 간편한 방법으로 함께 유효히 이용 할 수 있는 방법으로 이러한 위의 유화아연(ZnS) 광석을 자연 상태의 아연광 그대로 유화철과 함께 15~20mm 정도로 쇄석 분쇄하여 별도의 특성에 맞게 축조된 배소로에서 500℃ 정도 가열 온도로 유지하면서 배소하면 광물 중에 함유된 유황성분은 공기 중의 산소로 배소되어 SO2 가스를 발생하므로 이를 500~550℃ 가열된 반응로 내에 충진 되어 있는 원염에 반응되게 가스관으로 연결되게 하여 반응이 되게 하면서 동시에 적량의 공기와 수증기를 함께 주입되어 상호 반응하게 하면 원염(소금)은 분해되어 황산나트륨과 염산을 생산 하게 되어 염산가스는 별도구조의 염산 흡수장치에 유도되어 물에 흡수 되어 식혀서 염산을 생산하게 된다.Zinc minerals also contain sulfur, and naturally, iron is also present in the emulsion, and iron is also collected during mining. In the past, iron was removed by floating beneficiation and zinc was raised to 60%. It is a method that can be effectively used together in a convenient way. The above-mentioned zinc emulsified (ZnS) ore is crushed to 15 ~ 20mm with natural zinc ore with iron emulsified as it is. When roasting while maintaining the heating temperature, the sulfur component contained in the mineral is roasted with oxygen in the air to generate SO 2 gas, so that it is connected to the gas pipe to react with the primary salt filled in the reactor heated at 500 ~ 550 ℃. At the same time, when the appropriate amount of air and water vapor are injected together to react with each other, It is decomposed to produce sodium sulfate and hydrochloric acid, so the hydrochloric acid gas is guided to a hydrochloric acid absorber of a separate structure, absorbed by water, and cooled to produce hydrochloric acid.
이러한 과정에서 위의 유화아연(ZnS)·유화철(FeS) 등은 배소되어 아황산(SO2)가스를 발생하고 산화아연(ZnO)·산화철(Fe2O3)로 변하였으므로 이를 배소로에서 배출하여 적당량의 탄소분과 함께 아연 증류로에 투입하여 905~910℃ 정도 가열하면 아연 증기는 로상부에서 로밖으로 배출하여 응결장치에서 응결되어 증류아연이 제련된다. 이를 이용하여 다시 염화아연(ZnCl2)· 아연화를 제조하여 판로를 용이하게 한다. 그리고 아연증류로 내의 잔재는 별도의 밀봉된 내산장치에 반출하여 함께 함유되어 있는 산화철이 염화철로 되게 하기 위하여 필요한 당량의 염산을 주입하여 염화철이 되게 하고 이를 유동성을 부여하기 위하여 필요한 양의 물을 조정하여 유동성이 있게 하여 잔재는 침전 분리하여 아연광 중에 함유되어 있는 금· 은은 분리채취하고 염화철은 다시 석회석 분말로 서서히 반응시켜 산화철(Fe2O3)과 염화칼슘이 되므로 산화철은 분리하여 로타리 가열장치에서 적색의 고급 산화철을 생산하는데 필요한 정도의 공기를 주입하면서 760~800℃로 가열하여 약 2시간 정도 후 300℃에서 1시간 정도에서 냉각하여 적색의 고급 산화철을 생산한다. 이와 같은 방법의 간편한 화학적 방법으로 월등히 저렴한 생산비로 아연광과 함께 혼합되어 있는 과거에는 폐기물로 취급되던 유화철 성분도 유효한 제품화로 이용할 수 있게 함을 특징으로 하는 화학적 제련방법이다.In this process, zinc sulfide (ZnS) and iron sulfide (FeS) are roasted to generate sulfurous acid (SO 2 ) gas, which is converted into zinc oxide (ZnO) and iron oxide (Fe 2 O 3 ). In the zinc distillation furnace with an appropriate amount of carbon powder and heated to about 905 ~ 910 ℃, zinc vapor is discharged out of the furnace from the upper part of the furnace to be condensed in the condensing apparatus to smelt distilled zinc. Zinc chloride (ZnCl 2 ) · zincidation is used again to facilitate the market. The residue in the zinc distillation furnace is taken out in a separate sealed acid-proof apparatus, and the amount of water required to give fluidity is adjusted by injecting the equivalent amount of hydrochloric acid required to make iron oxide contained in iron chloride. The residue is precipitated and separated, and the gold and silver contained in the zinc ore are separated and the iron chloride is gradually reacted with limestone powder to become iron oxide (Fe 2 O 3 ) and calcium chloride. It is heated to 760 ~ 800 ℃ while injecting the air necessary to produce high quality iron oxide, and after about 2 hours, it is cooled at 300 ℃ for 1 hour to produce red high quality iron oxide. It is a chemical smelting method characterized in that it is possible to use the iron sulfide component, which was previously treated as waste in the past, which is mixed with zinc ore at an extremely low production cost by a simple chemical method of this method.
이하, 본 발명의 구성을 실시예를 통하여 좀 더 상세히 설명하면 다음과 같다.Hereinafter, the configuration of the present invention in more detail through the following examples.
실시예 1Example 1
금·은·동·유화철 혼합성분의 광석의 제련방법Smelting method of ore with gold, silver, copper and iron sulfide
유화광물 1000kg을 먼저 20mm 정도의 크기로 분쇄하여 금·은·동광 배소로와 순수 유화(硫化)철 배소로(순수유화철만 함유하는 경우 사용함)에 넣은 후 상기 각 배소로에서 500℃ 정도 유지 되게끔 가열 조절하여 유화광물에 함유되어 있는 황 성분은 아황산가스(SO2)로 발생되게 하여 이를 제진 장치를 거쳐 500~550℃ 정도 가열되어 있는 원염 반응로 내에 진입되게 연결된 도관을 통하여 원염 반응로내의 원염(소금)과 반응하게 하면서 동시에 생산되는 황산나트륨 100중량%에 대하여 10 중량%의 수증기와 반응이 충분히 일어나도록 충분한 양의 공기를 함께 원염 반응로 내에 주입 되게 하면 원염과 상호 반응하여 원염은 분해되어 황산나트륨 300kg과 염산가스를 생산하였다. 이렇게 생성된 염산가스를 염산 흡수장치로 유도되게 하여 물에 흡수 시킨 후 식혀서 염산을 얻었다.1000 kg of emulsified minerals are first ground to a size of about 20 mm, put into gold, silver and copper roasting furnaces, and pure emulsified iron roasting furnaces (used only when pure iron sulfide is contained), and then maintained at about 500 ° C in each roasting furnace. The sulfur content contained in the emulsified minerals by heating is controlled to generate sulfurous acid gas (SO 2 ), which is then passed through a conduit connected through the conduit connected to the main salt reactor heated at about 500 to 550 ° C. When reacted with the primary salt (salt) in the reactor, a sufficient amount of air is injected together into the primary salt reactor to sufficiently react with 10% by weight of water vapor with respect to 100% by weight of sodium sulfate produced. It produced 300 kg of sodium sulfate and hydrochloric acid gas. The hydrochloric acid gas thus produced was induced by a hydrochloric acid absorber, absorbed in water, and cooled to obtain hydrochloric acid.
이와 같은 과정에서 유황성분이 제거된 유화 광물의 금속 성분은 각기 산화물로 변하게 되는데, 유화동(CuS)·유화철(FeS)은 배소되어 산화동(CuO)· 산화철(Fe2O3)이 되어 유화광물 속의 금·은과 함께 있으므로 이를 배소로에서 배출하여 별도의 시설(내산제)에서 산화철은 염화철로 되는데 필요한 당량의 염산(HCl)과 물을 주입 하고, 산화동은 유화광물에 함유된 구리 성분 양에 해당하는 화학적 당량의 황산(H2SO4)을 주입하여 30~60℃로 가열하여 산화동(CuO)은 황산동(CuSO4)으로, 산화철(Fe2O3)은 염화철(FeCl3)로 변하게 하여 유화광물 속의 금·은과 함께 유동성을 갖게 한 후 이를 적당히 교반하면서 유동 도타장치에 의하여 침전 분리로 금· 은을 분리 하였다. 그런 후 금과 은이 제거된 황산동· 염화철액의 pH를 암모니아로 pH7로 조정하고 산과 친화력이 강한 철편을 가하여 동성분(Cu)은 수산화동[Cu(OH)3]으로 침전 제거한 후에 다시 황산동으로 정제하였다. 또한 염화철은 석회 분말로 서서히 반응 시켜서 염화칼슘과 산화철로 변화시킨 후 이 산화철을 분리하여 로타리 가열장치에서 760~800℃로 가열하면서 적색의 고급산화철을 생산하는데 필요한 정도의 공기를 주입하여 약 2시간 정도 가열한 후 300℃에서 1시간 정도 냉각시킴으로서 적색의 고급 산화철 안료 700kg을 생산하였다.In this process, the metal components of the emulsified minerals from which sulfur is removed are converted into oxides, and copper (CuS) and iron (FeS) are roasted to form copper oxide (CuO) and iron oxide (Fe 2 O 3 ). Since it is together with gold and silver in the mineral, it is discharged from the roasting furnace, and iron oxide is converted into iron chloride in a separate facility (acid-resistant) and water is injected into the equivalent amount of hydrochloric acid (HCl), and copper oxide is the amount of copper contained in the emulsion mineral. Chemical equivalent of sulfuric acid (H 2 SO 4 ) is injected and heated to 30 ~ 60 ℃ so that copper oxide (CuO) turns to copper sulfate (CuSO 4 ) and iron oxide (Fe 2 O 3 ) to iron chloride (FeCl 3 ). In order to provide fluidity with gold and silver in the emulsified minerals, gold and silver were separated by sedimentation separation by means of a fluid dota apparatus while stirring it appropriately. Then, the pH of the copper sulfate and iron chloride solution from which gold and silver were removed was adjusted to pH 7 with ammonia, and iron pieces with strong affinity with acid were added to precipitate copper components (Cu) with copper hydroxide [Cu (OH) 3 ]. It was. In addition, iron chloride is slowly reacted with lime powder to be converted into calcium chloride and iron oxide, and this iron oxide is separated and heated to 760-800 ℃ in a rotary heater, injecting the air necessary to produce red high-grade iron oxide, about 2 hours. After heating, the mixture was cooled at 300 ° C. for about 1 hour to produce 700 kg of a red high-grade iron oxide pigment.
이와 같이 하여 과거에는 폐기물로 취급하든 유화철을 위의 금·은·동과 같이 유효 광물을 함께 이용하게 함을 특징으로 한 화학적 제련방법이다. 그리고 부산물로 황산나트륨과 염산을 함께 생산하여 월등하게 생산성을 높이게 된다.In this way, in the past, it is a chemical smelting method characterized in that iron sulfide is used together with effective minerals such as gold, silver, and copper, whether treated as waste. In addition, by producing sodium sulfate and hydrochloric acid as a by-product, the productivity is greatly improved.
실시예 2Example 2
아연광의 화학적 제련방법Chemical Smelting Method of Zinc Ore
유화아연(ZnS) 광석을 자연 상태의 아연광 1000kg을 유화철과 함께 15~20mm 정도 로 쇄석 분쇄하여 별도의 특성에 맞게 축조된 배소로에서 500℃ 정도 가열 온도로 유지하면서 배소하면 광물 중에 함유된 유황성분은 아황산가스(SO2)로 발생되게 하여 이를 제진 장치를 거쳐 500~550℃ 정도 가열되어 있는 원염 반응로 내에 진입되게 연결된 도관을 통하여 원염 반응로내의 원염(소금)과 반응하게 하면서 동시에 생산되는 황산나트륨 100중량%에 대하여 10 중량%의 수증기와 반응이 충분히 일어나도록 충분한 양의 공기를 함께 원염 반응로 내에 주입 되게 하면 원염과 상호 반응하여 원염은 분해되어 황산나트륨 300kg과 염산가스를 생산하였다.Sulfur contained in minerals when roasted zinc emulsion (ZnS) ore with natural iron ore 1000kg and crushed into 15 ~ 20mm of crushed stone with iron emulsification. The components are produced simultaneously with sulfur dioxide (SO 2 ) and reacted with the priming salt (salt) in the priming reactor through a conduit connected to enter the priming reactor which is heated to 500 ~ 550 ° C through a dust removal device. When sufficient amount of air was injected together into the main salt reactor to react with 10% by weight of water vapor with respect to 100% by weight of sodium sulfate, the primary salt was decomposed to produce 300 kg of sodium sulfate and hydrochloric acid gas.
이와 같은 과정에서 유황성분이 제거된 유화 광물의 금속 성분은 각기 산화물로 변하게 되는데, 유화아연(ZnS) · 유화철(FeS)은 배소되어 산화아연(ZnO)· 산화철(Fe2O3)이 되는데, 이를 배소로에서 배출하여 산화아연이 증류아연으로 되는데 필요한 당량의 탄소분과 함께 아연 증류로에 투입하여 905~910℃ 정도 가열하면 아연 증기는 로상부에서 로밖으로 배출하여 응결장치에서 응결되어 증류아연을 제련하였다. 이를 이용하여 다시 염화아연(ZnCl2)· 아연화를 제조하여 판로를 용이하게 하였다. 그리고 아연증류로 내의 잔재는 별도의 밀봉된 내산장치에 반출하여 함께 함유되어 있는 산화철이 염화철로 되는데 필요한 당량의 염산을 주입하여 염화철이 되게 하고 유동성을 부여하는데 적당한 양의 물을 조정하여 유동성이 있게 하면 잔재는 침전 분리하여 아연광 중에 함유되어 있는 금· 은을 분리채취 하였다. 그리고 염화철은 다시 석회석 분말로 서서히 반응시키면 산화철(Fe2O3)과 염화칼슘이 되므로 산화철은 분리하여 상기 실시예1과 같은 방법으로 로타리 가열장치에서 적색 의 고급산화철을 생산하는데 필요한 정도의 공기를 주입하면서 760~800℃로 가열하여 약 2시간 정도 후 300℃에서 1시간 정도에서 냉각하여 적색의 고급 산화철 700kg을 생산하였다.In this process, the metal components of the sulfur-free emulsified minerals are converted into oxides. Zinc sulfide (ZnS) and iron (FeS) are roasted to form zinc oxide (ZnO) and iron oxide (Fe 2 O 3 ). In this case, zinc oxide is discharged from the roaster and zinc oxide is added to the zinc distillation furnace together with the equivalent amount of carbon needed to become distilled zinc.Then, the zinc vapor is discharged out of the furnace from the upper part of the furnace and condensed in the condenser. Smelted. Zinc chloride (ZnCl 2 ) · zincification was again used to facilitate the market. The residue in the zinc distillation furnace is taken out in a separate sealed acid-proof device, and the iron oxide contained together is infused with hydrochloric acid required to be iron chloride so that it becomes iron chloride. When the residue was precipitated and separated, gold and silver contained in the zinc ore was separated. And iron chloride becomes iron oxide (Fe 2 O 3 ) and calcium chloride when slowly reacted again with limestone powder, so the iron oxide is separated and injected the air necessary to produce red high-grade iron oxide in the rotary heating apparatus in the same manner as in Example 1 above. While heating to 760 ~ 800 ℃ about 2 hours after cooling at 300 ℃ for about 1 hour to produce 700kg of red high-grade iron oxide.
본 발명의 상기의 실시예는 예시적인 것에 불과하며, 본 기술 분야의 통상의 지식을 가진 자라면 이로부터 다양한 변형 및 균등한 타 실시예가 가능하다는 점을 이해할 것이다.The above embodiment of the present invention is merely exemplary, and those skilled in the art will understand that various modifications and equivalent other embodiments are possible from this.
이상에서 설명한 바와 같이 본 발명에 따른 유화광물의 제련방법은 간편한 방법으로 각 유화 광물의 성분을 화학적 방법으로 반응 분리 제품화로 분리 이용 하게 함으로써 종래의 제련방법의 고비용화로 인한 문제점을 해결하여 지하자원 개발에 박차를 가할수 있게 하는데 효과가 있다.As described above, the method for smelting emulsified minerals according to the present invention is to solve the problems caused by the high cost of the conventional smelting method by separating and using the components of each emulsified mineral by chemical method in a simple way to develop underground resources. It is effective in allowing you to spur on.
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|---|---|---|---|---|
| CN102125887A (en) * | 2010-10-15 | 2011-07-20 | 韩诗武 | Method for screening and separating copper alloy from copper ore |
| US11319613B2 (en) | 2020-08-18 | 2022-05-03 | Enviro Metals, LLC | Metal refinement |
Citations (3)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| JPS57104634A (en) | 1980-12-19 | 1982-06-29 | Ishikawajima Harima Heavy Ind Co Ltd | Refining method for metallic sulfide ore |
| JPS6063331A (en) | 1983-09-14 | 1985-04-11 | Nippon Jiryoku Senko Kk | Treatment of matte |
| KR860001889A (en) * | 1984-08-16 | 1986-03-24 | 슈미트. 에더. | Smelting processes for recovering metals from nonferrous metal oxide or concentrates and / or fine nonferrous metal sulfide or concentrates and apparatus for carrying out such processes |
-
2006
- 2006-08-02 KR KR20060072833A patent/KR100742513B1/en not_active IP Right Cessation
Patent Citations (4)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| JPS57104634A (en) | 1980-12-19 | 1982-06-29 | Ishikawajima Harima Heavy Ind Co Ltd | Refining method for metallic sulfide ore |
| JPS6063331A (en) | 1983-09-14 | 1985-04-11 | Nippon Jiryoku Senko Kk | Treatment of matte |
| KR860001889A (en) * | 1984-08-16 | 1986-03-24 | 슈미트. 에더. | Smelting processes for recovering metals from nonferrous metal oxide or concentrates and / or fine nonferrous metal sulfide or concentrates and apparatus for carrying out such processes |
| US4740240A (en) | 1984-08-16 | 1988-04-26 | Voest-Alpine Aktiengesellschaft | Smelting process for recovering metals from fine-grained non-ferrous metal sulfide ores or concentrates |
Cited By (3)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN102125887A (en) * | 2010-10-15 | 2011-07-20 | 韩诗武 | Method for screening and separating copper alloy from copper ore |
| US11319613B2 (en) | 2020-08-18 | 2022-05-03 | Enviro Metals, LLC | Metal refinement |
| US11578386B2 (en) | 2020-08-18 | 2023-02-14 | Enviro Metals, LLC | Metal refinement |
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