JPH01234A - 硫化鉛または硫化鉛−亜鉛鉱石および/または精鉱の処理法 - Google Patents
硫化鉛または硫化鉛−亜鉛鉱石および/または精鉱の処理法Info
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- JPH01234A JPH01234A JP63-86249A JP8624988A JPH01234A JP H01234 A JPH01234 A JP H01234A JP 8624988 A JP8624988 A JP 8624988A JP H01234 A JPH01234 A JP H01234A
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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。
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]
本発明は非鉄金属冶金に関するものであり、特に硫化北
−または硫化奏鉛−亜鉛鉱石および/または精鉱の処′
理法に関するものである。
−または硫化奏鉛−亜鉛鉱石および/または精鉱の処′
理法に関するものである。
重非鉄金属の乾式冶金の改良の主傾向は、自生技術を使
用して硫化物原料から前記の金属を抽出する工程の発展
にある。自生技術は下記の共通利点を有する:高い死生
産性、テクノロジーガス量の急激な減少、硫化物鉱石と
精鉱の加熱容量の使用(これは、外部熱源の使用を大幅
に低下させる)、非鉄金属含有量の比較的低い原料の有
効な処理の可能性、自生処理の種々の態様が公知である
。
用して硫化物原料から前記の金属を抽出する工程の発展
にある。自生技術は下記の共通利点を有する:高い死生
産性、テクノロジーガス量の急激な減少、硫化物鉱石と
精鉱の加熱容量の使用(これは、外部熱源の使用を大幅
に低下させる)、非鉄金属含有量の比較的低い原料の有
効な処理の可能性、自生処理の種々の態様が公知である
。
溶融工程の自生特性を確保するために硫化物原料の高度
展開面を使用する事は、自生工程のすべての態様に共通
の特徴である。
展開面を使用する事は、自生工程のすべての態様に共通
の特徴である。
[従来技術と問題点]
鉄および銅化合物、二酸化ケイ素、酸化アルミニウム、
酸化カルシウム、酸化マグネシウムを含有する硫化鉛ま
たは硫化鉛−亜鉛鉱石また/ある界において公知である
。溶剤として、石英砂と石灰石または石灰が使用される
。前記の装入物と酸化された戻りダストとの溶融は、酸
素含有ガス中の垂直炎の中において実施され、主として
金属酸化物を含有する酸化物融成物と、溶融ガスを含む
酸化された戻りダスト混合物とを形成する。前記の酸化
された戻りダストは溶融ガスから分離されて、溶融のた
めに戻される。金属酸化物、主として酸化鉛は、酸化さ
れた融成物を固体炭素含有材料層を通して濾過する事に
よって金属に還元され。
酸化カルシウム、酸化マグネシウムを含有する硫化鉛ま
たは硫化鉛−亜鉛鉱石また/ある界において公知である
。溶剤として、石英砂と石灰石または石灰が使用される
。前記の装入物と酸化された戻りダストとの溶融は、酸
素含有ガス中の垂直炎の中において実施され、主として
金属酸化物を含有する酸化物融成物と、溶融ガスを含む
酸化された戻りダスト混合物とを形成する。前記の酸化
された戻りダストは溶融ガスから分離されて、溶融のた
めに戻される。金属酸化物、主として酸化鉛は、酸化さ
れた融成物を固体炭素含有材料層を通して濾過する事に
よって金属に還元され。
粗鉛と鉛空乏亜鉛含有スラグとを形成する。前記スラブ
を沈殿させると、鉛含有亜鉛蒸気が形成され、この蒸気
を酸素含有ガスによって酸化して粗大分散酸化昇華物と
微細分散酸化昇華物とを形成する(US、A、4519
836)。
を沈殿させると、鉛含有亜鉛蒸気が形成され、この蒸気
を酸素含有ガスによって酸化して粗大分散酸化昇華物と
微細分散酸化昇華物とを形成する(US、A、4519
836)。
前記の方法は、溶剤中に耐火性成分、すなわち石英砂を
使用するので、硫化鉛の昇華の結果として酸化された戻
りダスト中の鉛の量が増大することを特徴とする。さら
に、溶剤中に石英砂が存在するので、固体炭素含有還元
層による酸化鉛の還元度が低下され、従って亜鉛含有ス
ラグと共に鉛の損失を増大する。
使用するので、硫化鉛の昇華の結果として酸化された戻
りダスト中の鉛の量が増大することを特徴とする。さら
に、溶剤中に石英砂が存在するので、固体炭素含有還元
層による酸化鉛の還元度が低下され、従って亜鉛含有ス
ラグと共に鉛の損失を増大する。
[発明の目的および効果]
本発明の主目的は、鉛の最大可能抽出を可能とするよう
に、硫化鉛または硫化鉛−亜鉛鉱石また/あるいは精鉱
の処理法の溶融条件を改良するにある。
に、硫化鉛または硫化鉛−亜鉛鉱石また/あるいは精鉱
の処理法の溶融条件を改良するにある。
[発明の概要]
前記の目的は、硫化物材料と溶剤とから成る装入物を酸
化された戻りダストと共に溶融するためバーナの中に送
入する段階と、前記の装入物を酸化された戻りダストと
共に酸素含有ガス中の垂直炎中で溶融し、主と゛して金
属酸化物および酸化された戻りダストと溶融ガスとの混
合物を含有する酸化された融成物を形成する段階と、前
記の酸化された戻りダストを溶融ガスから分離しダスト
を溶融のために戻す段階と、金属酸化物、特に酸化鉛を
固体炭素含有物質層を通して濾過する事によって金属に
還元し、粗鉛と鉛空乏化された亜鉛含有スラグとを形成
する段階と、前記スラグを沈殿させて鉛含有H亜鉛蒸気
を形成する段階と、前記の鉛含有亜鉛蒸気を酸素含有ガ
スによって酸化して昇華物を形成する段階とを含む鉄お
よび銅の化合物、二酸化ケイ素、酸化アルミニウム、酸
化カルシウムおよび酸化マグネシウムなどの金属化合物
を含有する硫化鉛または硫化鉛−亜鉛鉱石および/また
は精鉱の処理法において、溶剤として、 1石灰石ま
たは石灰と鉄含有材料との混合物を使用し、混合物中の
酸化カルシウム/鉄玉量比を0. ノ43乃至0.
76の範囲とし、前記混合物中の酸化カルシウムと鉄の
合計量として、前記混合物が 3原料鉱石および/ま
たは精鉱の5乃至22重量%使用される方法によって達
成される。 5本発明の方法において低
い融点成分すなわち鉄含有材料を含有する溶剤を使用す
る事により、塩化鉛の昇華度の減少の結果、酸化された
戻りダスト中の鉛の含有量が大幅に低下する。これは、
溶融中に、溶剤の鉄含有成分が硫化鉛を溶解した低融点
共晶系を形成するからである。さらに、形成される酸化
融成物において、二酸化ケイ素が本発明において使用さ
れる溶剤から出る酸化鉄によって置換されので、この融
成物が反応工程中に固体炭素、を有材料の表面に形成さ
れた灰分を容易に溶解する。その結果、酸化された融成
物と還元剤の炭素との接触条件がよくなり、従って酸化
鉛の還元度が増大し、亜鉛含有スラグによるその損失が
減少する。
化された戻りダストと共に溶融するためバーナの中に送
入する段階と、前記の装入物を酸化された戻りダストと
共に酸素含有ガス中の垂直炎中で溶融し、主と゛して金
属酸化物および酸化された戻りダストと溶融ガスとの混
合物を含有する酸化された融成物を形成する段階と、前
記の酸化された戻りダストを溶融ガスから分離しダスト
を溶融のために戻す段階と、金属酸化物、特に酸化鉛を
固体炭素含有物質層を通して濾過する事によって金属に
還元し、粗鉛と鉛空乏化された亜鉛含有スラグとを形成
する段階と、前記スラグを沈殿させて鉛含有H亜鉛蒸気
を形成する段階と、前記の鉛含有亜鉛蒸気を酸素含有ガ
スによって酸化して昇華物を形成する段階とを含む鉄お
よび銅の化合物、二酸化ケイ素、酸化アルミニウム、酸
化カルシウムおよび酸化マグネシウムなどの金属化合物
を含有する硫化鉛または硫化鉛−亜鉛鉱石および/また
は精鉱の処理法において、溶剤として、 1石灰石ま
たは石灰と鉄含有材料との混合物を使用し、混合物中の
酸化カルシウム/鉄玉量比を0. ノ43乃至0.
76の範囲とし、前記混合物中の酸化カルシウムと鉄の
合計量として、前記混合物が 3原料鉱石および/ま
たは精鉱の5乃至22重量%使用される方法によって達
成される。 5本発明の方法において低
い融点成分すなわち鉄含有材料を含有する溶剤を使用す
る事により、塩化鉛の昇華度の減少の結果、酸化された
戻りダスト中の鉛の含有量が大幅に低下する。これは、
溶融中に、溶剤の鉄含有成分が硫化鉛を溶解した低融点
共晶系を形成するからである。さらに、形成される酸化
融成物において、二酸化ケイ素が本発明において使用さ
れる溶剤から出る酸化鉄によって置換されので、この融
成物が反応工程中に固体炭素、を有材料の表面に形成さ
れた灰分を容易に溶解する。その結果、酸化された融成
物と還元剤の炭素との接触条件がよくなり、従って酸化
鉛の還元度が増大し、亜鉛含有スラグによるその損失が
減少する。
先に述べたように、溶剤成分(石灰石または石灰、鉄含
有材4料)は0.43 : 0.76ノ酸化力fレシウ
ム/鉄重量比を保証する量で使用され、溶明の使用量は
、溶剤中の酸化カルシウムと鉄の合は量として計算して
、原料鉱石および/または精に重量の5〜22%に等し
い。
有材4料)は0.43 : 0.76ノ酸化力fレシウ
ム/鉄重量比を保証する量で使用され、溶明の使用量は
、溶剤中の酸化カルシウムと鉄の合は量として計算して
、原料鉱石および/または精に重量の5〜22%に等し
い。
、前記の酸化カルシウム/鉄比と前記の量の溶剤を使用
する事により、低融点共晶系「酸化鉄(X工)−酸化カ
ルシウム−硫化鉄」 (融点880℃)を形成する最良
の条件が得られ、その結果、鉛の強い昇華の初期温度(
’r==exooo℃)以下の温度で形成される融成物
の中に硫化鉛が入る。
する事により、低融点共晶系「酸化鉄(X工)−酸化カ
ルシウム−硫化鉄」 (融点880℃)を形成する最良
の条件が得られ、その結果、鉛の強い昇華の初期温度(
’r==exooo℃)以下の温度で形成される融成物
の中に硫化鉛が入る。
本発明の方法は、固体炭素含有材料による還元段階にお
いて鉛と亜鉛の分離効率を増大し、酸化された戻りダス
トの中の鉛含有量を低下させ、これによって従来の方法
と比べて鉛抽出率を0.9〜1.1%増大させる。
いて鉛と亜鉛の分離効率を増大し、酸化された戻りダス
トの中の鉛含有量を低下させ、これによって従来の方法
と比べて鉛抽出率を0.9〜1.1%増大させる。
原料硫化物材料中の銅濃度が1重量%を越える場合、得
られる粗鉛の品質を改良するため、すなわちその中に含
有される銅含有量を低下させるため、装入物と酸化され
た戻りダストとの溶融は。
られる粗鉛の品質を改良するため、すなわちその中に含
有される銅含有量を低下させるため、装入物と酸化され
た戻りダストとの溶融は。
装入物中の金属と硫化物硫黄の完全酸化に必要な化学量
論的量以下の酸素含有ガス流量(酸素計算)で実施され
、粗鉛と鉛空乏した亜鉛含有スラグのほかに、銅富化さ
れたマットを形成する事が推奨される。
論的量以下の酸素含有ガス流量(酸素計算)で実施され
、粗鉛と鉛空乏した亜鉛含有スラグのほかに、銅富化さ
れたマットを形成する事が推奨される。
原料硫化物材料中の銅濃度が1体積%を超えない場合、
装入物と酸化された戻りダストとの溶融は、下記の式か
ら得られた酸素含有ガス流量で実施され。
装入物と酸化された戻りダストとの溶融は、下記の式か
ら得られた酸素含有ガス流量で実施され。
P=A−B−に、 (υ
ここに、Pは酸素として計算された酸素含有ガスの流量
、Nm3/t装入物。
、Nm3/t装入物。
A=1.542−3.299Ca−7,972Cb−4
,28°5Ci+28.851CaCb+14.657
CaCi+27.370CbCi−88、895CbC
iCa、 (2〕ここに、Ca+Cb+C:i=
1は、装入物中の酸性酸化物Ca(SiOxおよびA1
203)−塩基性酸化物Cb (CaOおよびMgO)
および鉄Ci (Feesとして計算)の濃度合計、こ
の濃度は重量部で示さ九。
,28°5Ci+28.851CaCb+14.657
CaCi+27.370CbCi−88、895CbC
iCa、 (2〕ここに、Ca+Cb+C:i=
1は、装入物中の酸性酸化物Ca(SiOxおよびA1
203)−塩基性酸化物Cb (CaOおよびMgO)
および鉄Ci (Feesとして計算)の濃度合計、こ
の濃度は重量部で示さ九。
Bは、装入物中の金属と硫化物硫黄の完全酸化に必要な
酸素含有ガスの化学量論的酸素流量、Nm ” / を
装入物。
酸素含有ガスの化学量論的酸素流量、Nm ” / を
装入物。
K=1+0.965/H,ここにHは溶融区域の高さ、
mとする事が望ましい。
mとする事が望ましい。
公知のように、ガス−融解物反応の特定の反応速度(さ
らに詳しくは反応速度定数)は1反応に参加しない成分
の組成を含めて融成物の組成に依存している6例えば、
下記の脱硫速度に対するスラグ形成成分(Cart M
gO* Alx 03p Sx O* + F e O
)の作用は。
らに詳しくは反応速度定数)は1反応に参加しない成分
の組成を含めて融成物の組成に依存している6例えば、
下記の脱硫速度に対するスラグ形成成分(Cart M
gO* Alx 03p Sx O* + F e O
)の作用は。
P b S + 1 、502−−一→pbo+so。
Z n S + 1 、50 雪−−→Z n O+
S Oa第1に、融成物中の硫化鉛と硫化亜鈴の溶解率
。
S Oa第1に、融成物中の硫化鉛と硫化亜鈴の溶解率
。
第2に不均質脱硫反応の速度定数の組織感性パラメータ
が、融成物中の前記スラグ形成成分濃度に対して依存す
る事によって説明される。すなわち脱硫反応の速度定数
は原料装入物の化学組成に対して完全に依存している。
が、融成物中の前記スラグ形成成分濃度に対して依存す
る事によって説明される。すなわち脱硫反応の速度定数
は原料装入物の化学組成に対して完全に依存している。
その上、脱硫度(溶融ガス中の硫黄の量と装入物中の硫
黄量との比率)が溶融区域中の装入物の滞留時間に依存
している。
黄量との比率)が溶融区域中の装入物の滞留時間に依存
している。
この滞留時間は公知の物理法則により溶融区域の高さに
関連している。従って所望の脱硫度を達成するために実
際に必要とされる酸素量は前記のスラグ形成成分の装入
物中の含有量と溶融区域の高さとに依存している。酸素
の実際必要量は、マットおよび余分量の酸化鉄(I I
I)を形成する事なく溶融工程の所望の結果を得る量
である。
関連している。従って所望の脱硫度を達成するために実
際に必要とされる酸素量は前記のスラグ形成成分の装入
物中の含有量と溶融区域の高さとに依存している。酸素
の実際必要量は、マットおよび余分量の酸化鉄(I I
I)を形成する事なく溶融工程の所望の結果を得る量
である。
前記の依存関係(式1)は理論的に計算する事はできな
い、出願人はこれを実験的に発見した。
い、出願人はこれを実験的に発見した。
式lによって決定される酸素含有ガスの流量での溶融工
程の実車により、所要の脱硫度、すなわち最大可能の放
熱度を生じ、溶融工程および還元工程の最良の条件を成
して、結局、鉛の抽出度をO,S〜0.9%増大させる
。
程の実車により、所要の脱硫度、すなわち最大可能の放
熱度を生じ、溶融工程および還元工程の最良の条件を成
して、結局、鉛の抽出度をO,S〜0.9%増大させる
。
原料硫化物材料中の銅濃度が1体積%を越える場合、装
入物と酸化された戻りダストとの溶融は。
入物と酸化された戻りダストとの溶融は。
装入物中の鉛、鉄および亜鉛の完全酸化に必要な酸素含
有ガスの化学量−的流量(酸素として計算)において、
また下記の式によって決定される装入物中の硫化物硫黄
1kgあたりの酸素含有ガス消費量(酸素として計算)
において実施され、C1 ここに、Qは装入物中の硫化物硫黄1トンあたり酸素含
有ガスの流量(酸素として計算)、Nm3nは0.65
〜1.30に等しい酸化物融成物中の硫化物硫黄と銅の
重量比。
有ガスの化学量−的流量(酸素として計算)において、
また下記の式によって決定される装入物中の硫化物硫黄
1kgあたりの酸素含有ガス消費量(酸素として計算)
において実施され、C1 ここに、Qは装入物中の硫化物硫黄1トンあたり酸素含
有ガスの流量(酸素として計算)、Nm3nは0.65
〜1.30に等しい酸化物融成物中の硫化物硫黄と銅の
重量比。
Cc、とC,は装入物中の銅と硫化物硫黄の濃度。
重量%、
また粗鉛の底層は連続的に330乃至900℃に冷却さ
れて、粗鉛と鉛空乏亜鉛含有スラグのほかに、飼富化マ
ットを形成する事が推奨される。
れて、粗鉛と鉛空乏亜鉛含有スラグのほかに、飼富化マ
ットを形成する事が推奨される。
粗銅の底層を溶融し前記の温度範囲まで冷却するための
このような酸素の流量により、最小限の飼および硫黄含
有量を有する粗鉛を調製する事ができる(銅と硫黄の大
部分はマットに移行する)。
このような酸素の流量により、最小限の飼および硫黄含
有量を有する粗鉛を調製する事ができる(銅と硫黄の大
部分はマットに移行する)。
酸化された融成物中の硫化物硫黄/銅比が0゜65以下
の場合、Il鉛からマットへの銅の抽出が不完全である
。もしこの比率が1.30を超えれば、粗鉛の中に余分
量の硫黄が現れ、これが硫化鉛を生じる。これは、粗鉛
がらの硫黄除去のために特殊の精製処理を必要とするの
で、望ましくない。
の場合、Il鉛からマットへの銅の抽出が不完全である
。もしこの比率が1.30を超えれば、粗鉛の中に余分
量の硫黄が現れ、これが硫化鉛を生じる。これは、粗鉛
がらの硫黄除去のために特殊の精製処理を必要とするの
で、望ましくない。
粗鉛の底層を前記の温度まで冷却する際に、粗鉛中の硫
化銅の溶解度が低下し、鉛が下方に移動するので船中の
銅含有量が低下し、マット滴がスラグ−粗鉛界面まで上
方に移動する。
化銅の溶解度が低下し、鉛が下方に移動するので船中の
銅含有量が低下し、マット滴がスラグ−粗鉛界面まで上
方に移動する。
粗鉛の底層の冷却に際して銅から精製される鉛と鉛から
除去される銅が反対方向に移動するので。
除去される銅が反対方向に移動するので。
マットの形成に伴って銅からの粗鉛の連続的精製が達成
される。
される。
もし鉛の底層が900℃以上の温度まで冷却されれば、
Sからの鉛の精製品質が急激に低下する。
Sからの鉛の精製品質が急激に低下する。
もし粗鉛の底層が330℃以下まで冷却されても。
銅からの船積製の品質が改良されない、なぜかならば、
これに伴って、溶融粗鉛の浴の高さが徐々に低下し、所
要のスラグ温度を保持するためのエネルギー消費量が増
大し、また銅から精製された鉛を除去する際に困難を生
じるからである。
これに伴って、溶融粗鉛の浴の高さが徐々に低下し、所
要のスラグ温度を保持するためのエネルギー消費量が増
大し、また銅から精製された鉛を除去する際に困難を生
じるからである。
前記から明らかなように、前記の式(3)によって決定
される酸素含有ガスの流量においてこの工程を実施すれ
ば、粗鉛の底層の冷却に際して。
される酸素含有ガスの流量においてこの工程を実施すれ
ば、粗鉛の底層の冷却に際して。
粗鉛の品質を改良し、結局法の精製工程中の鉛の損失を
低下させる。
低下させる。
装入物の最適脱硫度と、溶融段階での最大の放熱度と、
装入物の酸化および酸化された融成物の還元条件の改良
と、最大の鉛抽出度を達成するため、装入物は溶融のた
め酸化された戻りダストと共に、下記式によって決定さ
れる有効断面直径を有するバーナの中を通され。
装入物の酸化および酸化された融成物の還元条件の改良
と、最大の鉛抽出度を達成するため、装入物は溶融のた
め酸化された戻りダストと共に、下記式によって決定さ
れる有効断面直径を有するバーナの中を通され。
ここに、d、はバーナの有効断面直径1m、δは溶融ガ
ス中の硫黄量と装入物中の硫黄量との比として決定され
る脱硫度、 Mは装入物消費率、kg/s。
ス中の硫黄量と装入物中の硫黄量との比として決定され
る脱硫度、 Mは装入物消費率、kg/s。
ρは酸素含有ガスの密度、kg/m”。
Hは溶融区域の高さ、m。
τ =−0,0703+0. 3031 ・ δ−0
゜0157 ・ 6m−8,17・ 10弓・ δ ・
ce、。
゜0157 ・ 6m−8,17・ 10弓・ δ ・
ce、。
−3,64・ 10゛1・ Cm、。!+1.83
・ 104・ C21,。、+8.899 ・ 10
°4・ C5゜ +2゜768 ・ 10 −コ−c
’ c、、 、 S、 (5)ここに、
Cs 、 Cc−0,C1,。、はそれぞれ装入物中
の硫化物硫黄、酸化カルシウムおよび二酸化ケイ素の濃
度、を量%とする事が好ましい。
・ 104・ C21,。、+8.899 ・ 10
°4・ C5゜ +2゜768 ・ 10 −コ−c
’ c、、 、 S、 (5)ここに、
Cs 、 Cc−0,C1,。、はそれぞれ装入物中
の硫化物硫黄、酸化カルシウムおよび二酸化ケイ素の濃
度、を量%とする事が好ましい。
バーナの有効断面直径が式(4)によって計算された値
と相違すれば、下記の望ましくない現象が見られる。バ
ーナの断面直径が計算直径より小であれば(硫化物材料
の高流量)、溶融区域中の材料の滞留時間が短いので、
所望の脱硫度が達成されず、これはマット中の鉛の量を
増大し、粗金属中への鉛の抽出量を低下させ、従って鉛
の損失を増大させる。バーナの有効断面直径が計算値よ
り大であれば、溶融区域中の材料の滞留時間が所要時間
より長くなり(硫化物材料の流量が所要流量を超え)、
その結果、装入物の再酸化が生じ。
と相違すれば、下記の望ましくない現象が見られる。バ
ーナの断面直径が計算直径より小であれば(硫化物材料
の高流量)、溶融区域中の材料の滞留時間が短いので、
所望の脱硫度が達成されず、これはマット中の鉛の量を
増大し、粗金属中への鉛の抽出量を低下させ、従って鉛
の損失を増大させる。バーナの有効断面直径が計算値よ
り大であれば、溶融区域中の材料の滞留時間が所要時間
より長くなり(硫化物材料の流量が所要流量を超え)、
その結果、装入物の再酸化が生じ。
酸化鉛の還元条件が悪化し、従って亜鉛含有スラグによ
る鉛の損失が増大する。
る鉛の損失が増大する。
装入物を溶融のためにバーナを通して送る前に。
原料装入物のffi量の4.5〜13%を原料装入物の
粒径の1/4〜1/8の粒径まで粉砕し、粉砕された部
分を残余部分と混合する事が好ましい。
粒径の1/4〜1/8の粒径まで粉砕し、粉砕された部
分を残余部分と混合する事が好ましい。
硫化物鉱石および/または精鉱をその加熱条件のもとに
放熱によって酸化させる際に、粉砕後の不均質反応の速
度の増大は、装入物の原料部分と粉砕部分との粒径の比
から予想されるよりも50〜80%高い事を発見した。
放熱によって酸化させる際に、粉砕後の不均質反応の速
度の増大は、装入物の原料部分と粉砕部分との粒径の比
から予想されるよりも50〜80%高い事を発見した。
原料装入物の酸化速度に対する粉砕装入物の酸化速度の
顕著な増大により、粉砕された装入物部分は溶融区域の
上部において完全に酸化され、その酸化中に放出された
熱が装入物の大部分の粗大粒子の加熱と溶融に使用され
、その結果、硫化物材料の゛大粒子の酸化が激しくなり
、溶融区域の高温帯が拡張される。この高温帯の拡張が
その中の材料の滞留時間を2゜1〜3.6倍増大させ、
硫化物とガス相の酸素との反応速度、および高鉄分酸化
鉄と硫化物との反応速度を著しく増大させる。
顕著な増大により、粉砕された装入物部分は溶融区域の
上部において完全に酸化され、その酸化中に放出された
熱が装入物の大部分の粗大粒子の加熱と溶融に使用され
、その結果、硫化物材料の゛大粒子の酸化が激しくなり
、溶融区域の高温帯が拡張される。この高温帯の拡張が
その中の材料の滞留時間を2゜1〜3.6倍増大させ、
硫化物とガス相の酸素との反応速度、および高鉄分酸化
鉄と硫化物との反応速度を著しく増大させる。
装入物の高温での滞留時間を延長する結果、ガス相の酸
素、特に高鉄分酸化鉄に結合された酸素の使用度が増大
する。調製された酸化融成物中の高鉄分酸化鉄の含有量
の低下の結果、融成物の次の還元に際して、高鉄分酸化
鉄の還元のための固体炭素含有材料の消費量が低下する
。
素、特に高鉄分酸化鉄に結合された酸素の使用度が増大
する。調製された酸化融成物中の高鉄分酸化鉄の含有量
の低下の結果、融成物の次の還元に際して、高鉄分酸化
鉄の還元のための固体炭素含有材料の消費量が低下する
。
原料装入物の4.5重量%以下の量の粉砕部分を添加す
る際に1反応中に放出される熱量が、溶融区域の上部に
おいて装入物の強度の酸化を生じる温度を得るには不十
分となる。同様に、4以下の粉砕度の材料の添加は、装
入物の主たる粗大部分の酸化を開始するに必要な十分に
高い酸化率を・生じない。
る際に1反応中に放出される熱量が、溶融区域の上部に
おいて装入物の強度の酸化を生じる温度を得るには不十
分となる。同様に、4以下の粉砕度の材料の添加は、装
入物の主たる粗大部分の酸化を開始するに必要な十分に
高い酸化率を・生じない。
粉砕部分が原料装入物の13重量%以上添加さ九、*た
は硫化物材料の非常に高い粉砕度(8以上)で添加され
れば、酸化された戻りダストの量が急激に増大し、また
材料の追加的粉砕費用が大になる。
は硫化物材料の非常に高い粉砕度(8以上)で添加され
れば、酸化された戻りダストの量が急激に増大し、また
材料の追加的粉砕費用が大になる。
前述から明らかなように、装入物の一部の粉砕は酸素の
使用効率を増大させ、すなわち金属を硫化物の形から酸
化物の形に完全に転化させ、その結果、i1元段階にお
ける鉛抽出度が0.2〜0゜5%増大する。さらに、こ
のような技術は固体炭素含有材料の消費を削減する事が
できる。
使用効率を増大させ、すなわち金属を硫化物の形から酸
化物の形に完全に転化させ、その結果、i1元段階にお
ける鉛抽出度が0.2〜0゜5%増大する。さらに、こ
のような技術は固体炭素含有材料の消費を削減する事が
できる。
鉛空乏亜鉛含有スラグの沈殿中に形成された鉛含有亜鉛
蒸気を、−19,6〜+19.6Paの圧力のもとに酸
素含有ガスをもうて酸化し、銅を富化された粗大分散酸
化昇華物と酸化鉛を富化された微細分散酸化昇華物とを
形成し、前記の微細分散酸化昇華物を溶融のために供給
する事が好ましい。
蒸気を、−19,6〜+19.6Paの圧力のもとに酸
素含有ガスをもうて酸化し、銅を富化された粗大分散酸
化昇華物と酸化鉛を富化された微細分散酸化昇華物とを
形成し、前記の微細分散酸化昇華物を溶融のために供給
する事が好ましい。
亜鉛含有スラグの沈殿に際して、鉛と亜鉛が部分的に蒸
気状態に移行する。−1,9,6〜+19゜8Paの圧
における前記蒸気の酸化中に、得られた酸化昇華物にお
いて鉛と亜鉛の効果的な分離が生じ、!鉛は粗大分散昇
華物の中に集中し、鉛は。
気状態に移行する。−1,9,6〜+19゜8Paの圧
における前記蒸気の酸化中に、得られた酸化昇華物にお
いて鉛と亜鉛の効果的な分離が生じ、!鉛は粗大分散昇
華物の中に集中し、鉛は。
溶融工程に送スされる微細分散昇華物の中に集中する。
装入物中よりも微細分散昇華物中において鉛含有量が高
い事の結果、昇華物を溶融段階に戻して船の抽出率を増
大する事が好ましい。
い事の結果、昇華物を溶融段階に戻して船の抽出率を増
大する事が好ましい。
前記の範囲外の圧における鉛含有![鉛蒸気の酸化は、
粗大分数酸化昇華物を亜鉛によって富化する可能性と、
ll細分散昇華物を鉛によって富化する可能性とを除去
し、従って微細分散酸化昇華物を溶融工程中に戻り材料
として使用する事を不可能に成す。
粗大分数酸化昇華物を亜鉛によって富化する可能性と、
ll細分散昇華物を鉛によって富化する可能性とを除去
し、従って微細分散酸化昇華物を溶融工程中に戻り材料
として使用する事を不可能に成す。
従って、−19,6〜+19.6Paの圧における鉛含
有亜鉛蒸気の酸化中に、微細分散昇華物部分に鉛を富化
し、鉛抽出率を0.3〜0.4%増大する事ができる。
有亜鉛蒸気の酸化中に、微細分散昇華物部分に鉛を富化
し、鉛抽出率を0.3〜0.4%増大する事ができる。
〔発明の作用]
鉄および鉛化合物、二酸化ケイ素5酸化アルミニウム、
酸化カルシウ、ムおよび酸化マグネシウムのどの金属化
合物を含有する硫化鉛および硫化鉛−亜鉛鉱石および/
または精鉱を処理する本発明の方法は下記のように実施
される。
酸化カルシウ、ムおよび酸化マグネシウムのどの金属化
合物を含有する硫化鉛および硫化鉛−亜鉛鉱石および/
または精鉱を処理する本発明の方法は下記のように実施
される。
本発明の方法を実施するため、溶融プラントが使用され
る(「非鉄金属」、第8号、1977゜A、P、 スー
チz7.rKrvcRT−csプラントにおけるtIa
精鉱の酸素−電熱処理工程」、8−15頁)。
る(「非鉄金属」、第8号、1977゜A、P、 スー
チz7.rKrvcRT−csプラントにおけるtIa
精鉱の酸素−電熱処理工程」、8−15頁)。
硫化鉛または硫化鉛−亜鉛鉱石および/または精鉱と溶
剤とから成る装入物を1重量%以下の水分まで乾燥し、
a化された戻りダストと共に溶融のために溶融プラント
のバーナの中に通した。溶剤として1石灰または石灰石
と、鉄含有材料との混合物を使用し、混合物中の酸化カ
ルシウム/鋏体積比は0.43〜0.76とし、またこ
の混合前記の装入物と酸化された戻りダストとの混合物
の溶融は酸素含有ガスの垂直炎の中で実施される。
剤とから成る装入物を1重量%以下の水分まで乾燥し、
a化された戻りダストと共に溶融のために溶融プラント
のバーナの中に通した。溶剤として1石灰または石灰石
と、鉄含有材料との混合物を使用し、混合物中の酸化カ
ルシウム/鋏体積比は0.43〜0.76とし、またこ
の混合前記の装入物と酸化された戻りダストとの混合物
の溶融は酸素含有ガスの垂直炎の中で実施される。
酸素含有ガスとしては、市販の酸素または酸素富化され
た空気を使用する事ができる。
た空気を使用する事ができる。
原料硫化物材料中の銅の含有量が1重量%を越える場合
、装入物中の金属と硫化物硫黄の完全酸化に必要な化学
量論的量以下の酸素含有ガス(酸素計算)流量で溶融工
程を実施する事が好ましい(すなわち銅賞化マットを形
成するように溶融工程を実施する事が好ましい)、原料
硫化物材料中の銅含有量が1ffi量%以下の場合、装
入物中の金属と硫化物硫黄の完全酸化に必要な化学量論
酌量以上の酸素含有ガス(酸素計算)流量で、マットの
形成なしで溶融工程を実施する事が望ましい。
、装入物中の金属と硫化物硫黄の完全酸化に必要な化学
量論的量以下の酸素含有ガス(酸素計算)流量で溶融工
程を実施する事が好ましい(すなわち銅賞化マットを形
成するように溶融工程を実施する事が好ましい)、原料
硫化物材料中の銅含有量が1ffi量%以下の場合、装
入物中の金属と硫化物硫黄の完全酸化に必要な化学量論
酌量以上の酸素含有ガス(酸素計算)流量で、マットの
形成なしで溶融工程を実施する事が望ましい。
溶融後に得られる酸化融成物は、主として金属酸化物と
、a化された戻りダストと溶融ガスとの混合物を含有す
る。この混合物が溶融プラントのガス排出スタンドパイ
プを通して、酸化された戻りダストを溶融ガスから分離
する装置に送る0例えば電気フィルタの中に送る。酸化
された戻りダストが再び溶融のために溶融プラントに送
られる。
、a化された戻りダストと溶融ガスとの混合物を含有す
る。この混合物が溶融プラントのガス排出スタンドパイ
プを通して、酸化された戻りダストを溶融ガスから分離
する装置に送る0例えば電気フィルタの中に送る。酸化
された戻りダストが再び溶融のために溶融プラントに送
られる。
得られた酸化融成物を固体炭素含有層を通して濾過する
(例えばコークスまたは石炭層)、これに伴って、金属
酸化物が、主として酸化鉛が金属に還元される。その結
果、粗鉛と鉛空乏亜鉛含有スラグがえられ、またはこれ
らの生成物と銅賞化マットが得られる。前記の溶融生成
物が溶融プラントの電熱区域に入り、炉の底部は電熱区
域と溶融区域について共通である。電熱区域において。
(例えばコークスまたは石炭層)、これに伴って、金属
酸化物が、主として酸化鉛が金属に還元される。その結
果、粗鉛と鉛空乏亜鉛含有スラグがえられ、またはこれ
らの生成物と銅賞化マットが得られる。前記の溶融生成
物が溶融プラントの電熱区域に入り、炉の底部は電熱区
域と溶融区域について共通である。電熱区域において。
亜鉛含有スラグが沈殿され、下記の層が形成される。J
11鉛の下層および鉛空乏亜鉛含有スラグの上層、もし
銅富化マットが存在すれば、これは粗鉛とスラグとの間
に中間層を形成する。スラグの沈殿に際して、鉛含有亜
鉛蒸気が形成され、これが電熱区域のガスと共に、前記
蒸気の酸化装置(例えばアフタバーナ)に送られる。ま
た酸素含有ガス(例えば酸素富化空気)がこの装置に送
入される。その結果、@大および微細分散酸化昇華物が
得られ、これは殆ど等量の酸化鉛と酸化亜鉛を含有する
。粗大分散酸化昇華物は前記装置の中で。
11鉛の下層および鉛空乏亜鉛含有スラグの上層、もし
銅富化マットが存在すれば、これは粗鉛とスラグとの間
に中間層を形成する。スラグの沈殿に際して、鉛含有亜
鉛蒸気が形成され、これが電熱区域のガスと共に、前記
蒸気の酸化装置(例えばアフタバーナ)に送られる。ま
た酸素含有ガス(例えば酸素富化空気)がこの装置に送
入される。その結果、@大および微細分散酸化昇華物が
得られ、これは殆ど等量の酸化鉛と酸化亜鉛を含有する
。粗大分散酸化昇華物は前記装置の中で。
蒸気の酸化のために凝縮される。電界区域のガスとの混
合物中の微細分散酸化昇華物は分離のために例えばスリ
ーブ状フィルタの中に送られる。これらの粗大および微
細分散酸化昇華物はさらに亜鉛と鉛の抽出のために次の
処理工程に送られる。
合物中の微細分散酸化昇華物は分離のために例えばスリ
ーブ状フィルタの中に送られる。これらの粗大および微
細分散酸化昇華物はさらに亜鉛と鉛の抽出のために次の
処理工程に送られる。
前記の硫化物材料処理の結果として、溶融工程−から粗
鉛、tIa空乏亜鉛含有スラグ、銅賞化マット(必要な
場合)およびガスが得られる。粗鉛は飼その他の不純物
の精製のために送られ、鉛空乏亜鉛含有スラグは亜鉛抽
出のために送られ、銅富化マットは銅の製造のために送
られ、溶融工程から出たガスは硫酸の製造のために送ら
れる。
鉛、tIa空乏亜鉛含有スラグ、銅賞化マット(必要な
場合)およびガスが得られる。粗鉛は飼その他の不純物
の精製のために送られ、鉛空乏亜鉛含有スラグは亜鉛抽
出のために送られ、銅富化マットは銅の製造のために送
られ、溶融工程から出たガスは硫酸の製造のために送ら
れる。
原料硫化物材料中の銅含有量がlit量%以下の場合1
式(1)によって決定されるa!!含有ガスの流量で溶
融工程を実施する事が望ましい、そのため、酸素の化学
量論的流ffi (B)は原料中の鉛。
式(1)によって決定されるa!!含有ガスの流量で溶
融工程を実施する事が望ましい、そのため、酸素の化学
量論的流ffi (B)は原料中の鉛。
亜鉛、鉄、銅および硫化物硫黄の含有量から決定される
0次に装入物中のSiO宜、Alto3゜Ca Oe
M g OおよびFe (FaOとして計算)の含有量
から(含有量合計を1とする)1式(2)によってパラ
メータAを決定する。溶融区域の高さHが既知であるか
ら、パラメータKが求められる。値A、BおよびKを決
定した後に式(1)から、装入物トン当たりの酸素含有
ガス(酸素として計算)の所要流量を求め、その後この
流量で溶融を実施する。
0次に装入物中のSiO宜、Alto3゜Ca Oe
M g OおよびFe (FaOとして計算)の含有量
から(含有量合計を1とする)1式(2)によってパラ
メータAを決定する。溶融区域の高さHが既知であるか
ら、パラメータKが求められる。値A、BおよびKを決
定した後に式(1)から、装入物トン当たりの酸素含有
ガス(酸素として計算)の所要流量を求め、その後この
流量で溶融を実施する。
硫化物原料中の硫化物原料中の銅含有量が1重量%以上
の場合1式(3)によって決定された酸素含有ガスの流
量で溶融を実施し、同時に溶融プラントの炉底に近接す
る粗鉛の層を330〜900℃の温度まで冷却(例えば
空冷)する事が望ましい、前記の酸素含有ガス流量で硫
化物原料を処理し粗鉛の層を冷却する結果、粗鉛と鉛空
乏亜鉛含有スラグのほかに銅富化マットも得られる。
の場合1式(3)によって決定された酸素含有ガスの流
量で溶融を実施し、同時に溶融プラントの炉底に近接す
る粗鉛の層を330〜900℃の温度まで冷却(例えば
空冷)する事が望ましい、前記の酸素含有ガス流量で硫
化物原料を処理し粗鉛の層を冷却する結果、粗鉛と鉛空
乏亜鉛含有スラグのほかに銅富化マットも得られる。
溶融工程の最良条件を保証するため、バーナの有効断面
直径を式(4)によって決定する事が望ましい。
直径を式(4)によって決定する事が望ましい。
装入物を溶融のためにバーナに送る前に、原料装入物の
4.5〜13重量%の部分を原料の粒径の1/4〜1/
8の粒径まで粉砕し、粉砕された装入物部分を他の部分
と混合する事が好ましい。
4.5〜13重量%の部分を原料の粒径の1/4〜1/
8の粒径まで粉砕し、粉砕された装入物部分を他の部分
と混合する事が好ましい。
鉛空乏亜鉛含有スラグの沈殿に際して形成された鉛含有
亜鉛蒸気を例えばアフタバーナの中で。
亜鉛蒸気を例えばアフタバーナの中で。
−19,6〜+19.6Paの圧力のもとに酸素含有ガ
スから(市販の酸素または酸素富化空気)によって酸化
する事が望ましい、その結果、al化亜鉛を富化された
粗大分散酸化昇華物と、酸化鉛を富化された微細分散酸
化昇華物とが得られる。
スから(市販の酸素または酸素富化空気)によって酸化
する事が望ましい、その結果、al化亜鉛を富化された
粗大分散酸化昇華物と、酸化鉛を富化された微細分散酸
化昇華物とが得られる。
前記粗大分散酸化昇華物は蒸気を酸化する装置の中で凝
縮され、微細分散昇華物から分離されて。
縮され、微細分散昇華物から分離されて。
その後粗大分子11酸化昇華物は亜鉛の抽出のために使
用される。鉛を富化された微細分散酸化昇華物は溶融プ
ラントの中に溶融のために送られる。
用される。鉛を富化された微細分散酸化昇華物は溶融プ
ラントの中に溶融のために送られる。
[実施例]
以下本発明を実施例によって説明する。
実施例 1
51.121i量%の鉛と、9.11重量%の亜鉛と、
0.73重量%の銅と、3.61重量%の鉄と、16.
31重量%の硫化物硫黄と、4.48重量%の二酸化ケ
イ素と、1.49重量%の酸化カルシウムと、0.68
重量%の酸化アルミニウムと、0.39重量%の酸化マ
グネシウムとを含有する硫化鉛−亜鉛精鉱を処理する。
0.73重量%の銅と、3.61重量%の鉄と、16.
31重量%の硫化物硫黄と、4.48重量%の二酸化ケ
イ素と、1.49重量%の酸化カルシウムと、0.68
重量%の酸化アルミニウムと、0.39重量%の酸化マ
グネシウムとを含有する硫化鉛−亜鉛精鉱を処理する。
原料精鉱に対して溶剤を添加する事によって装入物を作
る。溶剤として、(石灰石酸化カルシウム56重量%)
と黄鉄鉱(鉄分42重量%)との混合物を使用し、その
酸化カルシウム/鉄量量比lt0.60である。前記の
溶剤をその酸化カルシウムと鉄分の合計量として計算し
て1M料精鉱の約51i量%添加される。
る。溶剤として、(石灰石酸化カルシウム56重量%)
と黄鉄鉱(鉄分42重量%)との混合物を使用し、その
酸化カルシウム/鉄量量比lt0.60である。前記の
溶剤をその酸化カルシウムと鉄分の合計量として計算し
て1M料精鉱の約51i量%添加される。
硫化物精鉱と溶剤とから成る装入物をfil量%の水分
まで乾燥し、酸化された戻りダストと共に。
まで乾燥し、酸化された戻りダストと共に。
溶融のために有効断面直径0.095mのバーナの中に
送入する。この装入物の流量は1トン/時とする。溶融
は、装入物トン当たり26ONm”の割合で、市販の酸
素(95%Os)の垂直炎の中で実施される。溶融プラ
ント中の溶融区域の高さ(I()は2.0mである。そ
の結果、主とし金属酸化物と、酸化された戻りダストお
よび溶融ガスの混合物を含む酸化された融成物が得られ
る。
送入する。この装入物の流量は1トン/時とする。溶融
は、装入物トン当たり26ONm”の割合で、市販の酸
素(95%Os)の垂直炎の中で実施される。溶融プラ
ント中の溶融区域の高さ(I()は2.0mである。そ
の結果、主とし金属酸化物と、酸化された戻りダストお
よび溶融ガスの混合物を含む酸化された融成物が得られ
る。
前記のダストを電気フィルタの中で溶融ガスから分離し
、ダストを溶融のために連続的に戻す、この戻されるダ
ストの量は装入物の16.4重量%である。ダスト中の
鉛含有量は61.7重j1%である。
、ダストを溶融のために連続的に戻す、この戻されるダ
ストの量は装入物の16.4重量%である。ダスト中の
鉛含有量は61.7重j1%である。
装入物トン当たり55にgの量のコークス層を通して前
記の酸化さ九た融成物を濾過する。金属酸化物、主とし
て酸化鉛が金属に還元される。
記の酸化さ九た融成物を濾過する。金属酸化物、主とし
て酸化鉛が金属に還元される。
前記の処理の後に、原料精鉱中の全鉛量の93゜前記の
溶融生成物が溶融プラントの電熱区域に流入し、そこで
亜鉛含有スラブが沈殿させられる。
溶融生成物が溶融プラントの電熱区域に流入し、そこで
亜鉛含有スラブが沈殿させられる。
スラグの沈殿に際して、鉛含有亜鉛蒸気が形成され、こ
の蒸気は電熱区域のガスと共に7フタパーナに送られて
酸化される。このアフタバーナに対して空気が供給゛さ
れる。その結果、45Ili量%の亜鉛と、35重量%
の鉛(原料精鉱の全鉛量の6.1%)を含有する酸化さ
れた粗大および微細分散酸化昇華物が得られる。
の蒸気は電熱区域のガスと共に7フタパーナに送られて
酸化される。このアフタバーナに対して空気が供給゛さ
れる。その結果、45Ili量%の亜鉛と、35重量%
の鉛(原料精鉱の全鉛量の6.1%)を含有する酸化さ
れた粗大および微細分散酸化昇華物が得られる。
′ 実施例 2
実施例1に記11め硫化物鉛−亜鉛精鉱を実施例1と同
様の手順で処理した。酸化カルシウム/鉄量量比が0.
60に等しい石灰石(a化カルシウム56重量%)と黄
鉄鉱シンダー(鉄分51重量%)との混合物から成る溶
剤を使用した。この溶剤をその酸化カルシウムと鉄分の
合計量にって計算して原料の22重量%の量を添加した
。溶融は。
様の手順で処理した。酸化カルシウム/鉄量量比が0.
60に等しい石灰石(a化カルシウム56重量%)と黄
鉄鉱シンダー(鉄分51重量%)との混合物から成る溶
剤を使用した。この溶剤をその酸化カルシウムと鉄分の
合計量にって計算して原料の22重量%の量を添加した
。溶融は。
装入物トン当たり301 N m ’の割合で送入され
るa17!富化空気(0270%)の垂直炎の中で実施
される。溶融のために連続的に戻されるダストの量は装
入物の14.1重量%である。ダスト中の鉛含有量は6
2.3重量%である。
るa17!富化空気(0270%)の垂直炎の中で実施
される。溶融のために連続的に戻されるダストの量は装
入物の14.1重量%である。ダスト中の鉛含有量は6
2.3重量%である。
i「記の処理の結果、原料精鉱の全鉛含有量の93.1
%を含有する粗鉛が得られた。さらに原料精鉱の全鉛含
有量の0.75%を含有する鉛空乏の6.05%)とを
含有する酸化された粗大および微細分散昇華物が形成さ
れる。
%を含有する粗鉛が得られた。さらに原料精鉱の全鉛含
有量の0.75%を含有する鉛空乏の6.05%)とを
含有する酸化された粗大および微細分散昇華物が形成さ
れる。
実施例 3
実施例1に記載の硫化物鉛−亜鉛精鉱を実施例1と同様
の手順で処理した。酸化カルシウム/鉄重量比が0.6
0に等しい石灰石(a化カルシウム70重量%)と黄鉄
鉱シンダー(鉄分42重量%)との混合物から成る溶剤
を使用した。この溶剤をその酸化カルシウムと鉄分の合
計量にって計算して原料の15重量%の量を添加した。
の手順で処理した。酸化カルシウム/鉄重量比が0.6
0に等しい石灰石(a化カルシウム70重量%)と黄鉄
鉱シンダー(鉄分42重量%)との混合物から成る溶剤
を使用した。この溶剤をその酸化カルシウムと鉄分の合
計量にって計算して原料の15重量%の量を添加した。
溶融は。
装入物トン当たり360 Nm”の割合で送入される酸
素富化空気(Oz95%)の垂直炎の中で実施される。
素富化空気(Oz95%)の垂直炎の中で実施される。
111融のために連続的に戻されるダストの量は装入物
の9.3重量%である。ダスト中の鉛含有量は62.7
重量%である。
の9.3重量%である。ダスト中の鉛含有量は62.7
重量%である。
前記の処理の結果1g料精鉱の全鉛含有量の93.2%
を含有する粗鉛が得られた。さらに原料精鉱の全鉛含有
量の0.81%を含有する鉛空乏の5.9%)とを含有
する酸化された粗大および微細分散昇華物が形成される
。
を含有する粗鉛が得られた。さらに原料精鉱の全鉛含有
量の0.81%を含有する鉛空乏の5.9%)とを含有
する酸化された粗大および微細分散昇華物が形成される
。
実施例 4
実施例1に記載の硫化鉛−亜鉛精鉱を実施例1と同様の
手順で処理する。溶剤中の酸化カルシウムと鉄の重量比
は0.43である。溶剤はその酸化カルシウムと鉄の合
計含有量について計算して原料精鉱の15Ii量%添加
される。溶融は、装入物トン当たり370 Nm”の流
量で送られる市販の酸素(85%02)の垂直炎の中で
実施される。
手順で処理する。溶剤中の酸化カルシウムと鉄の重量比
は0.43である。溶剤はその酸化カルシウムと鉄の合
計含有量について計算して原料精鉱の15Ii量%添加
される。溶融は、装入物トン当たり370 Nm”の流
量で送られる市販の酸素(85%02)の垂直炎の中で
実施される。
溶融のために連続的に戻される酸化された戻りダストの
量は装入物の量の36.4重量%である。
量は装入物の量の36.4重量%である。
ダスト中の鉛含有量は62.3重量%である。酸化され
た融成物を石炭層を通して濾過し、この石炭の量は装入
物トン当たり71.5Kgである。
た融成物を石炭層を通して濾過し、この石炭の量は装入
物トン当たり71.5Kgである。
前記の処理によって、yK料精鉱の全鉛含有量の93.
0%を含有する粗鉛と、[料精鉱の全鉛量の0.69%
を含有する鉛空乏亜鉛含有スラグとを生じた。さらに+
44.4重量%の亜鉛と35゜1重量%の鉛(原料精
鉱の鉛含有量の6.2%)を含有する酸化された粗大お
よび微細分散昇華物が得られた。
0%を含有する粗鉛と、[料精鉱の全鉛量の0.69%
を含有する鉛空乏亜鉛含有スラグとを生じた。さらに+
44.4重量%の亜鉛と35゜1重量%の鉛(原料精
鉱の鉛含有量の6.2%)を含有する酸化された粗大お
よび微細分散昇華物が得られた。
実施例 5
実施例1に記載の硫化鉛−亜鉛精鉱を実施例1と同様の
手順で処理する。溶剤中の酸化カルシウムと鉄の重量比
は0.76である。溶剤はその酸化カルシウムと鉄の合
計含有量について計算して原料精鉱の15重量%添加さ
れる。溶融は、装入物トン当たり352 Nm’の流量
で送られる市販の酸素(95%Ox)の垂直炎の中で実
施される。
手順で処理する。溶剤中の酸化カルシウムと鉄の重量比
は0.76である。溶剤はその酸化カルシウムと鉄の合
計含有量について計算して原料精鉱の15重量%添加さ
れる。溶融は、装入物トン当たり352 Nm’の流量
で送られる市販の酸素(95%Ox)の垂直炎の中で実
施される。
溶融のために連続的に戻される酸化された戻りダストの
量は装入物の量のLL、0ii量%である。
量は装入物の量のLL、0ii量%である。
ダスト中の鉛含有量は61.9Jii量%である。
前記の処理によって、原料精鉱の全鉛含有量の93.1
%を含有する粗鉛と1M料精鉱の全鉛量の0.72%を
含有する鉛空乏亜鉛含有スラグとを生じた。さらに、4
5.lii量%の亜鉛と35゜1重量%の鉛、(原料精
鉱の鉛含有量の6.1%)を含有する酸化された粗大お
よび微細分散昇華物が得ら九た。
%を含有する粗鉛と1M料精鉱の全鉛量の0.72%を
含有する鉛空乏亜鉛含有スラグとを生じた。さらに、4
5.lii量%の亜鉛と35゜1重量%の鉛、(原料精
鉱の鉛含有量の6.1%)を含有する酸化された粗大お
よび微細分散昇華物が得ら九た。
実施例 6(対照例)
実施例1に記載の硫化鉛−亜鉛精鉱を公知の方法(米国
特許第4519836号)によって、IIi似の溶融プ
ラントで類似の処理条件で処理した。
特許第4519836号)によって、IIi似の溶融プ
ラントで類似の処理条件で処理した。
溶剤として1石灰石(酸化カルシウム56重量%)と石
英砂(二酸化ケイ素93重量%)との混合物tt使用シ
f=、 装入物中(7)S i O2+A lx Ox
:Fe0重量比は0.8である。また装入物中のCa
O+ M g O: F a O重量比は0.51で
ある。
英砂(二酸化ケイ素93重量%)との混合物tt使用シ
f=、 装入物中(7)S i O2+A lx Ox
:Fe0重量比は0.8である。また装入物中のCa
O+ M g O: F a O重量比は0.51で
ある。
溶融は、装入物トン当たり220 Nm”の流量で送ら
れる市販のa素(Oa95%)の垂直炎の中で実施され
た。溶融のために連続的に戻される酸化された戻りダス
トの量は装入物の44.3重量%である。ダスト中の鉛
含有量は62.1重量%である。
れる市販のa素(Oa95%)の垂直炎の中で実施され
た。溶融のために連続的に戻される酸化された戻りダス
トの量は装入物の44.3重量%である。ダスト中の鉛
含有量は62.1重量%である。
前記の処理の後に、原料精鉱の全鉛量の92゜1%を含
有する粗鉛と、原料精鉱の鉛含有量の0゜95%を含有
する鉛空乏亜鉛含有スラグとが得られた。さらに、45
.1重量%の亜鉛と、34゜3重量%の鉛(d料精鉱の
鉛含有量の6.8%)とを含′有する酸化された粗大お
よび微細分散昇華物が得られた。
有する粗鉛と、原料精鉱の鉛含有量の0゜95%を含有
する鉛空乏亜鉛含有スラグとが得られた。さらに、45
.1重量%の亜鉛と、34゜3重量%の鉛(d料精鉱の
鉛含有量の6.8%)とを含′有する酸化された粗大お
よび微細分散昇華物が得られた。
前記の例から見られるように1本発明の方法(実施例1
〜5)による処理法は公知の方法(実施例6)と比較し
て、原料硫化物材料から粗鉛への鉛抽出率を0.9〜1
.1%増大させる。(原料精鉱中の鉛含有量について計
算)さらに、酸化された戻りダストによって溶融工程に
戻される鉛の量は原料精鉱中の鉛含有量について計算し
て4゜8〜21.7%(絶対)削減される。
〜5)による処理法は公知の方法(実施例6)と比較し
て、原料硫化物材料から粗鉛への鉛抽出率を0.9〜1
.1%増大させる。(原料精鉱中の鉛含有量について計
算)さらに、酸化された戻りダストによって溶融工程に
戻される鉛の量は原料精鉱中の鉛含有量について計算し
て4゜8〜21.7%(絶対)削減される。
実施例 7
52.31重量%の鉛と、8.6重量%の亜鉛と。
1.8重量%の銅と、3.82重量%の鉄と、15.9
7重量%の硫化物硫黄と、4.52重量%の二酸化ケイ
素と、1.28重量%の酸化カルシウムと、0.65重
量%の酸化アルミニウムと、0.26重量%の酸化マグ
ネシウムとを含有する硫化鉛−亜鉛精鉱を処理する。こ
の処理は実施例1と同様に実施される。溶剤中の酸化カ
ルシウムと鉄の重量比は0.60である。溶剤は、その
酸化カルシウムと鉄の合計含有量について計算して。
7重量%の硫化物硫黄と、4.52重量%の二酸化ケイ
素と、1.28重量%の酸化カルシウムと、0.65重
量%の酸化アルミニウムと、0.26重量%の酸化マグ
ネシウムとを含有する硫化鉛−亜鉛精鉱を処理する。こ
の処理は実施例1と同様に実施される。溶剤中の酸化カ
ルシウムと鉄の重量比は0.60である。溶剤は、その
酸化カルシウムと鉄の合計含有量について計算して。
原料精鉱の15重量%を添加される。溶融は市販の酸素
(0*95%)中の垂直炎の中で実施される。この酸素
は、装入物トンあたり242Nm”の流量で送入される
。溶融のために連続的に戻される酸化された戻りダスト
の量は装入物の9.4重量%である。戻りダスト中の鉛
含有量は61゜6重量%である。
(0*95%)中の垂直炎の中で実施される。この酸素
は、装入物トンあたり242Nm”の流量で送入される
。溶融のために連続的に戻される酸化された戻りダスト
の量は装入物の9.4重量%である。戻りダスト中の鉛
含有量は61゜6重量%である。
前記の処理の結果、2.01重量%の銅と原料精鉱中の
鉛量の93.0%を含有する粗鉛と、yX科料精鉱中鉛
量の0.81重量%を含有する鉛空乏皿鉛含有スラグと
、20.1重量%の銅および原料精鉱中の鉛量の4.3
%を含有するマットとが得られた。さらに、43.9重
量%の亜鉛と32.4重量%の鉛(M料精鉱中の重量の
1.8%)とを含有する酸化された粗大および微細分散
昇華物が得られた。
鉛量の93.0%を含有する粗鉛と、yX科料精鉱中鉛
量の0.81重量%を含有する鉛空乏皿鉛含有スラグと
、20.1重量%の銅および原料精鉱中の鉛量の4.3
%を含有するマットとが得られた。さらに、43.9重
量%の亜鉛と32.4重量%の鉛(M料精鉱中の重量の
1.8%)とを含有する酸化された粗大および微細分散
昇華物が得られた。
実施例 8
51.12重量%の鉛と、9.11重量量%の亜鉛と、
0.73重量%の銅と、3.61重量%の鉄と、16.
31重量%の硫化物硫黄と、4.48重量%の二酸化ケ
イ素と、1.49重量%の酸化カルシウムと、0.68
重量%、の酸化アルミニウムと、、0.39重量%の酸
化マグネシウムとを含有する硫化鉛−亜鉛精鉱を処理す
る。
0.73重量%の銅と、3.61重量%の鉄と、16.
31重量%の硫化物硫黄と、4.48重量%の二酸化ケ
イ素と、1.49重量%の酸化カルシウムと、0.68
重量%、の酸化アルミニウムと、、0.39重量%の酸
化マグネシウムとを含有する硫化鉛−亜鉛精鉱を処理す
る。
前記の精鉱に対して溶剤を添加する事によって。
装入物を調製する。溶剤として石灰石(酸化カルシウム
56重量%)と黄鉄鉱(鉄分4211量%)との混合物
を使用し、この混合物において酸化カルシウムと鉄の重
量比は0.60とする。溶剤はその酸化カルシウムと鉄
の合計について計算して原料精鉱の5を量%添加される
。このようにして調製された装入物は、47.68重量
%の鉛と。
56重量%)と黄鉄鉱(鉄分4211量%)との混合物
を使用し、この混合物において酸化カルシウムと鉄の重
量比は0.60とする。溶剤はその酸化カルシウムと鉄
の合計について計算して原料精鉱の5を量%添加される
。このようにして調製された装入物は、47.68重量
%の鉛と。
8.39重量%の亜鉛と、0.67重量%の銅と。
6.21重量%の鉄と、18.32重量%の硫化物硫黄
と、4.13重量%の二酸化ケイ素と、3゜09重量%
の酸化カルシウムと、0.63重量%の酸化アルミニウ
ムと、0.36重量%の酸化マグネシウムとを含有する
。
と、4.13重量%の二酸化ケイ素と、3゜09重量%
の酸化カルシウムと、0.63重量%の酸化アルミニウ
ムと、0.36重量%の酸化マグネシウムとを含有する
。
前記の硫化物精鉱と溶剤から成る装入物を1重量%の水
分まで乾燥し、酸化さ九た戻すダストと共に、溶融プラ
ントの有効断面直径0.095mのバーナを通して送入
した。装入物の流量は1トン/時である。溶融は1式(
1)から決定さ九た量の市販の酸素(95重量%02)
の垂直炎の中で実施された。実測値: Ci g 0
、492 、 Ca=0.294.Cb=0.214.
A=0.823、に=1.483 (溶融プラントの溶
融区域の高さHは2.0m)、B=IJ11.従って酸
素につ、いて計算された酸素含有ガスの流量(P)は2
21Nm3/装入物トンであり、あるいは酸素含有ガス
中の酸素を考慮に入れれば、233Nm”/装入物トン
である。
分まで乾燥し、酸化さ九た戻すダストと共に、溶融プラ
ントの有効断面直径0.095mのバーナを通して送入
した。装入物の流量は1トン/時である。溶融は1式(
1)から決定さ九た量の市販の酸素(95重量%02)
の垂直炎の中で実施された。実測値: Ci g 0
、492 、 Ca=0.294.Cb=0.214.
A=0.823、に=1.483 (溶融プラントの溶
融区域の高さHは2.0m)、B=IJ11.従って酸
素につ、いて計算された酸素含有ガスの流量(P)は2
21Nm3/装入物トンであり、あるいは酸素含有ガス
中の酸素を考慮に入れれば、233Nm”/装入物トン
である。
その結果、主として金属酸化物と、酸化された戻りダス
トと溶融ガスとの混合物とを含有する酸化された融成物
が待られた。ダストは電気フィルタによって溶融ガスか
ら分離され、連続的に溶融のために戻された。溶融のた
めに連続的に戻される戻りダストの量は装入物の15.
6重量%である。ダスト中の鉛含有量は62.2重量%
である。
トと溶融ガスとの混合物とを含有する酸化された融成物
が待られた。ダストは電気フィルタによって溶融ガスか
ら分離され、連続的に溶融のために戻された。溶融のた
めに連続的に戻される戻りダストの量は装入物の15.
6重量%である。ダスト中の鉛含有量は62.2重量%
である。
酸化された融成物は、装入物トンあたり50kgのコー
クス層を通して濾過された。金属酸化物、主として貌化
鉛が金属に還元された。
クス層を通して濾過された。金属酸化物、主として貌化
鉛が金属に還元された。
前記の処理の結果、原料精鉱の鉛含有量の93゜8重量
%を含有する粗鉛と1M料精鉱の鉛含有量の0.43重
量%を含有する鉛空乏亜鉛含有スラグとが得られた。
%を含有する粗鉛と1M料精鉱の鉛含有量の0.43重
量%を含有する鉛空乏亜鉛含有スラグとが得られた。
溶融生成物は溶融プラントの電熱区域の中に流入し、そ
こで亜鉛含有スラグが沈殿させられた。
こで亜鉛含有スラグが沈殿させられた。
沈殿工程中に鉛含有亜鉛蒸気が発生し、この蒸気がその
酸化のために電熱区域のガスと共にアフタバーナに送ら
れた。この装置に空気が供給された。
酸化のために電熱区域のガスと共にアフタバーナに送ら
れた。この装置に空気が供給された。
その結果、45.3重量%の亜鉛と35.1重量%の鉛
(原料精鉱の鉛含有量の5.6%)を含有する酸化され
た粗大および微細分散昇華物が得られた。
(原料精鉱の鉛含有量の5.6%)を含有する酸化され
た粗大および微細分散昇華物が得られた。
実施例 9
67.43重量%の鉛と、2.71重量%の亜鉛と、0
.48重量%の銅と、2.84重量%の鉄と、15.3
3重量%の硫化物硫黄と、4.6重量%の二酸化ケイ素
と、1.45重量%の酸化カルシウムと、0.07重量
%の酸化マグネシウムと、0.01重量%の酸化アルミ
ニウムとを含有する硫化鉛−亜鉛精鉱を実施例8の手順
で処理した。このようにしてamされた装入物は62゜
10重量%の鉛と、2.50重量%の亜鉛と、0゜44
1!量%の飼と、5.5重量%の鉄と、17゜42il
量%の硫化物硫黄と、4.24重量%の二酸化ケイ素と
、3.06重量%の酸化カルシウム、0.06重量%の
酸化マグネシウムと、0.01重量%の酸化アルミニウ
ムとを含有する。溶融は。
.48重量%の銅と、2.84重量%の鉄と、15.3
3重量%の硫化物硫黄と、4.6重量%の二酸化ケイ素
と、1.45重量%の酸化カルシウムと、0.07重量
%の酸化マグネシウムと、0.01重量%の酸化アルミ
ニウムとを含有する硫化鉛−亜鉛精鉱を実施例8の手順
で処理した。このようにしてamされた装入物は62゜
10重量%の鉛と、2.50重量%の亜鉛と、0゜44
1!量%の飼と、5.5重量%の鉄と、17゜42il
量%の硫化物硫黄と、4.24重量%の二酸化ケイ素と
、3.06重量%の酸化カルシウム、0.06重量%の
酸化マグネシウムと、0.01重量%の酸化アルミニウ
ムとを含有する。溶融は。
式(1)から決定された量の市販の酸素(80重量%0
2)の垂直炎の中で実施された。実測値二〇i=0.4
9.Ca=0.294.Cb=0゜216、A=0.8
24.に=1.483 (溶融プラントの溶融区域の高
さHは2.On)、B=164、従って酸素について計
算された酸素含有ガスの流量(P)は20ONm”/装
入物トンであり、あるいは酸素含有ガス中の酸素を考慮
に入れれば、25ONm”/装入物トンである。溶融の
ために連続的に戻される戻りダストの量は装入物の15
.7重量%である。ダスト中の鉛含有量は62.4重量
%である。
2)の垂直炎の中で実施された。実測値二〇i=0.4
9.Ca=0.294.Cb=0゜216、A=0.8
24.に=1.483 (溶融プラントの溶融区域の高
さHは2.On)、B=164、従って酸素について計
算された酸素含有ガスの流量(P)は20ONm”/装
入物トンであり、あるいは酸素含有ガス中の酸素を考慮
に入れれば、25ONm”/装入物トンである。溶融の
ために連続的に戻される戻りダストの量は装入物の15
.7重量%である。ダスト中の鉛含有量は62.4重量
%である。
酸化された融成物は、装入物トンあたり86kgのコー
クス層を通して濾過された。
クス層を通して濾過された。
前記の処理の結果、原料精鉱の鉛含有量の93゜9重量
%を含有する粗鉛と1M料精鉱の鉛含有量の0.41重
量%を含有する鉛空乏亜鉛含有スラグとが得られた。さ
らに、44.2重量%の亜鉛と33.6重量%の鉛(原
料精鉱の鉛含有量の5゜6%)とを含有する酸化された
粗大および微細分散昇華物が得られた。
%を含有する粗鉛と1M料精鉱の鉛含有量の0.41重
量%を含有する鉛空乏亜鉛含有スラグとが得られた。さ
らに、44.2重量%の亜鉛と33.6重量%の鉛(原
料精鉱の鉛含有量の5゜6%)とを含有する酸化された
粗大および微細分散昇華物が得られた。
硫化鉛含有材料の本発明による処理法を実施する実施例
1〜5,8.9から明らかなように、実施例8と9の方
法は実施例1〜5の方法と比較して、原料硫化物材料か
ら粗鉛への鉛抽出率を原料精鉱の鉛量の0.5〜0.9
重量%増大する。そのほか、固体炭素含有還元剤の消費
率が9.1重量%減少し、酸素含有ガスの消費率が10
.4重量%減少している。
1〜5,8.9から明らかなように、実施例8と9の方
法は実施例1〜5の方法と比較して、原料硫化物材料か
ら粗鉛への鉛抽出率を原料精鉱の鉛量の0.5〜0.9
重量%増大する。そのほか、固体炭素含有還元剤の消費
率が9.1重量%減少し、酸素含有ガスの消費率が10
.4重量%減少している。
実施例 10
40.39重量%の鉛と、8.24重量%の亜鉛と、1
.99重量%の銅と、6.24重量%の鉄と、17.9
6重量%の硫化物硫黄と、6.15重量%の二酸化ケイ
素と、2.28重量%の酸化カルシウムと、2.76重
量%の酸化アルミニウムと、2.05重量%の酸化マグ
ネシウムとを含有する硫化鉛−亜鉛精鉱と硫化鉛鉱石と
の混合物を処理する。
.99重量%の銅と、6.24重量%の鉄と、17.9
6重量%の硫化物硫黄と、6.15重量%の二酸化ケイ
素と、2.28重量%の酸化カルシウムと、2.76重
量%の酸化アルミニウムと、2.05重量%の酸化マグ
ネシウムとを含有する硫化鉛−亜鉛精鉱と硫化鉛鉱石と
の混合物を処理する。
この混合物に対して溶剤を添加する事によって装入物を
調製する。溶剤として石灰石(酸化カルシウム56重量
%)と黄鉄鉱(鉄分42重量%)との混合物を使用し、
この混合物において酸化カルシウムと鉄の重量比は0.
60とする。溶剤はその酸化カルシウムと鉄の合計につ
いて計算して原料精鉱の5重量%添加される。このよう
にして調製された装入物は、37.2重量%の鉛と、7
゜59重量%の亜鉛と、1.83重量%の飼と、8゜6
3重量%の鉄と、19.84重量%の硫化物硫黄と、5
.66重量%の二酸化ケイ素と、3.82重量%の酸化
カルシウムと、2.54重量%の酸化アルミニウムと、
1.89重+1%の酸化マグネシウムとを含有する。
調製する。溶剤として石灰石(酸化カルシウム56重量
%)と黄鉄鉱(鉄分42重量%)との混合物を使用し、
この混合物において酸化カルシウムと鉄の重量比は0.
60とする。溶剤はその酸化カルシウムと鉄の合計につ
いて計算して原料精鉱の5重量%添加される。このよう
にして調製された装入物は、37.2重量%の鉛と、7
゜59重量%の亜鉛と、1.83重量%の飼と、8゜6
3重量%の鉄と、19.84重量%の硫化物硫黄と、5
.66重量%の二酸化ケイ素と、3.82重量%の酸化
カルシウムと、2.54重量%の酸化アルミニウムと、
1.89重+1%の酸化マグネシウムとを含有する。
前記の硫化物精鉱と溶剤から成る装入物を1重量%の水
分まで乾燥し、酸化された戻りダストと共に、溶融プラ
ントの有効断面直径0.06mのバーナを通して送入し
た。装入物の流量は1トン/時である。溶融は市販のM
#(95%0り)中の垂直炎の中で実施される。装入物
中の鉛、鉄。
分まで乾燥し、酸化された戻りダストと共に、溶融プラ
ントの有効断面直径0.06mのバーナを通して送入し
た。装入物の流量は1トン/時である。溶融は市販のM
#(95%0り)中の垂直炎の中で実施される。装入物
中の鉛、鉄。
および亜鉛の完全酸化に必要な酸素量について計算して
、50.4Nm” /装入物トンの酸素含有ガス化学量
論的流量で実施された。装入物中の硫化硫黄1トンあた
りの酸素について計算された酸素含有ガスの流量(Q)
は1式(3)から計算され、この式においてn=1.3
0である。Qは0゜616 Nm”となった、装入物1
トン中の硫化物硫黄の量(198,4kg)に対する酸
素含有ガスの流量(酸素として計算)は122.2Nm
’である。装入物1トンあたり、酸素として計算された
酸素含有ガスの全流量は172.6Nm”であり、酸素
含有ガス中の酸素濃度を考慮すれば182Nm’である
。溶融プラント中の溶融区域の高さ(H)は2.0mで
ある。
、50.4Nm” /装入物トンの酸素含有ガス化学量
論的流量で実施された。装入物中の硫化硫黄1トンあた
りの酸素について計算された酸素含有ガスの流量(Q)
は1式(3)から計算され、この式においてn=1.3
0である。Qは0゜616 Nm”となった、装入物1
トン中の硫化物硫黄の量(198,4kg)に対する酸
素含有ガスの流量(酸素として計算)は122.2Nm
’である。装入物1トンあたり、酸素として計算された
酸素含有ガスの全流量は172.6Nm”であり、酸素
含有ガス中の酸素濃度を考慮すれば182Nm’である
。溶融プラント中の溶融区域の高さ(H)は2.0mで
ある。
その結果、主として金属酸化物と、酸化された戻りダス
トと溶融ガスとの混合物とを含有する酸化された融成物
が得られた。ダストが電気フィルタによって溶融ガスか
ら分離され、連続的に溶融のために戻された。溶融のた
めに連続的に戻される戻りダストの量は装入物の16−
、.5重量%である。ダスト中の鉛含有量は62.5重
量%である。
トと溶融ガスとの混合物とを含有する酸化された融成物
が得られた。ダストが電気フィルタによって溶融ガスか
ら分離され、連続的に溶融のために戻された。溶融のた
めに連続的に戻される戻りダストの量は装入物の16−
、.5重量%である。ダスト中の鉛含有量は62.5重
量%である。
酸化された融成物は、装入物トンあたり352kgのコ
ークス層を通して濾過された。金属酸化物。
ークス層を通して濾過された。金属酸化物。
主として酸化鉛が金属に還元された。
前記の処理の後、0.55!!l量%の飼と原料硫化物
材料(精鉱と鉱石の混合物)中の鉛含有量の93、lf
i量%を含有する粗鉛と、H料精鉱の鉛含有量の0.6
6111量%を含有する鉛空乏亜鉛含有スラグと、25
.4g量%の鋼および原料硫化物材料中の鉛量の3.5
重量%を含有するマットとが得られた。
材料(精鉱と鉱石の混合物)中の鉛含有量の93、lf
i量%を含有する粗鉛と、H料精鉱の鉛含有量の0.6
6111量%を含有する鉛空乏亜鉛含有スラグと、25
.4g量%の鋼および原料硫化物材料中の鉛量の3.5
重量%を含有するマットとが得られた。
溶融生成物は溶融プラントの電熱区域の中に流入し、そ
こで鉛空乏亜鉛含有スラグが沈殿させられた。炉底に隣
接する粗鉛層を空気によって連続的に650℃に冷却し
た。沈殿工程中に鉛含有亜鉛蒸気が発生し、この蒸気が
その酸化のために電熱区域のガスと共にアフタバーナに
送られた。この装置に空気が供給された。その結果、4
5.5重量%の亜鉛と35.0重量%の鉛(M料精鉱の
鉛含有量の2.6%)を含有する酸化された粗大および
微細分散昇華物が得られた。
こで鉛空乏亜鉛含有スラグが沈殿させられた。炉底に隣
接する粗鉛層を空気によって連続的に650℃に冷却し
た。沈殿工程中に鉛含有亜鉛蒸気が発生し、この蒸気が
その酸化のために電熱区域のガスと共にアフタバーナに
送られた。この装置に空気が供給された。その結果、4
5.5重量%の亜鉛と35.0重量%の鉛(M料精鉱の
鉛含有量の2.6%)を含有する酸化された粗大および
微細分散昇華物が得られた。
実施例 11
46.04重量%の鉛と、10.04重量%の亜鉛と、
2.20重量%の飼と、6.16重量%の鉄と、20.
24重量%の硫化物硫黄と、6゜62重量%の二酸化ケ
イ素と、2.18重量%の酸化カルシウムと、2.39
重量%の酸化アルミニウムと、2.18重量%の酸化マ
グネシウムとを含有する硫化鉛−亜鉛鉱石と硫化鉛精鉱
との混合物を実施例10の手順によって処理する。調製
された装入物は、42.4重量%の鉛と、9.25重量
%の亜鉛と、2.03重量%の飼と、8゜56重量%の
鉄と、21.94重量%の硫化物硫黄と、6.1重量%
の二酸化ケイ素と、3.73重量%の酸化カルシウムと
、2.2重量%の酸化アルミニウムと、2.01重量%
の酸化マグネシウムとを含有する。溶融は市販の酸素(
95%02)中の垂直炎の中で、装入物中の鉛、鉄、お
よび亜鉛の完全酸化に必要な酸素量について計算して、
55.8%m’/装入物トンの化学量論的流量の酸素含
有ガスで実施された。装入物中の硫化硫黄1kgあたり
の酸素について計算された酸素含有ガスの流量(Q)は
9式(3)から計算され、この式においてn−1,03
である。Qは0.632Nm3となった。装入物1トン
中の硫化物硫黄の量(219,4kg)に対する酸素含
有ガスの流量(酸素として計算)は138.7%m’で
ある。装入物1トンあたり、酸素として計算された酸素
含有ガスの全流量は194.5%m”であり、酸素含有
ガス中の酸素濃度を考慮すれば204Nm3である。溶
融のために連続的に戻された酸化された戻りダストの量
は装入物の量の16.5重量%である。戻りダスト中の
鉛含有量は62.0重量%である。
2.20重量%の飼と、6.16重量%の鉄と、20.
24重量%の硫化物硫黄と、6゜62重量%の二酸化ケ
イ素と、2.18重量%の酸化カルシウムと、2.39
重量%の酸化アルミニウムと、2.18重量%の酸化マ
グネシウムとを含有する硫化鉛−亜鉛鉱石と硫化鉛精鉱
との混合物を実施例10の手順によって処理する。調製
された装入物は、42.4重量%の鉛と、9.25重量
%の亜鉛と、2.03重量%の飼と、8゜56重量%の
鉄と、21.94重量%の硫化物硫黄と、6.1重量%
の二酸化ケイ素と、3.73重量%の酸化カルシウムと
、2.2重量%の酸化アルミニウムと、2.01重量%
の酸化マグネシウムとを含有する。溶融は市販の酸素(
95%02)中の垂直炎の中で、装入物中の鉛、鉄、お
よび亜鉛の完全酸化に必要な酸素量について計算して、
55.8%m’/装入物トンの化学量論的流量の酸素含
有ガスで実施された。装入物中の硫化硫黄1kgあたり
の酸素について計算された酸素含有ガスの流量(Q)は
9式(3)から計算され、この式においてn−1,03
である。Qは0.632Nm3となった。装入物1トン
中の硫化物硫黄の量(219,4kg)に対する酸素含
有ガスの流量(酸素として計算)は138.7%m’で
ある。装入物1トンあたり、酸素として計算された酸素
含有ガスの全流量は194.5%m”であり、酸素含有
ガス中の酸素濃度を考慮すれば204Nm3である。溶
融のために連続的に戻された酸化された戻りダストの量
は装入物の量の16.5重量%である。戻りダスト中の
鉛含有量は62.0重量%である。
前記の処理の後、0.88重量%の銅と原料硫化物材料
(精鉱と鉱石の混合物)中の鉛含有量の93.0重量%
を含有する粗鉛と、原料精鉱の鉛含有量の0.68重量
%を含有する鉛空乏亜鉛含有スラグと+ 26.8重量
%の銅および原料硫化物材料中の鉛量の3.4重量%を
含有するマットとが得られた。
(精鉱と鉱石の混合物)中の鉛含有量の93.0重量%
を含有する粗鉛と、原料精鉱の鉛含有量の0.68重量
%を含有する鉛空乏亜鉛含有スラグと+ 26.8重量
%の銅および原料硫化物材料中の鉛量の3.4重量%を
含有するマットとが得られた。
溶融プラントの炉底に隣接する粗鉛層を空気によって連
続的に900℃に冷却した。
続的に900℃に冷却した。
前記の生成物のほか、44.1重量%の亜鉛と35.6
ffi量%の鉛(原料硫化物材料の鉛含有量の2.8%
)を含有する酸化された粗大および微細分散昇華物が得
られた。
ffi量%の鉛(原料硫化物材料の鉛含有量の2.8%
)を含有する酸化された粗大および微細分散昇華物が得
られた。
実施例 12
46.04重量%の鉛と、10.04重量%の亜鉛と、
2.20重量%の飼と、6.16重量%の鉄と、20.
24重量%の硫化物硫黄と、6゜62重量%の二酸化ケ
イ素と、2.18重量%の酸化カルシウムと、2.39
重量%の酸化アルミニウムと、2.18重量%の酸化マ
グネシウムとを含有する硫化鉛−亜鉛鉱石と硫化鉛精鉱
との混合物を実施例10の手順によって処理する。調製
された装入物は、42.41!量%の鉛と、9.25重
量%の亜鉛と、2.03重量%の銅と、8゜56重量%
の鉄と、21.94重量%の硫化物硫黄と、6.1重量
%の二酸化ケイ素と、3.73重量%の酸化カルシウム
と、2.2重量%の酸化アルミニウムと、2.01重量
%の酸化マグネシウムとを含有する。溶融は市販の酸素
(95%02)中の垂直炎の中で、装入物中の鉛、鉄、
および亜鉛の完全酸化に必要な酸素量について計算して
、55.8%m’ /装入物トンの酸素を含有す素含有
ガスの流量(Q)は1式(3)から計算され、この式に
おいてn==1.05である。Qは0゜632 Nm3
となった。装入物1トン中の硫化物硫黄の量(219,
4kg)に対する酸素含有ガスの流量(酸素として計算
)は138.7%m”である、装入物1トンあたり、酸
素として計算された酸素含有ガスの全流量は194.5
%m’であり、酸素含有ガス中の酸素濃度を考慮すれば
204 N m ”である、溶融のために連続的に戻さ
れた酸化された戻りダストの量は装入物の量の16゜4
重量%である。戻りダスト中の鉛含有量は62゜1重量
%である。
2.20重量%の飼と、6.16重量%の鉄と、20.
24重量%の硫化物硫黄と、6゜62重量%の二酸化ケ
イ素と、2.18重量%の酸化カルシウムと、2.39
重量%の酸化アルミニウムと、2.18重量%の酸化マ
グネシウムとを含有する硫化鉛−亜鉛鉱石と硫化鉛精鉱
との混合物を実施例10の手順によって処理する。調製
された装入物は、42.41!量%の鉛と、9.25重
量%の亜鉛と、2.03重量%の銅と、8゜56重量%
の鉄と、21.94重量%の硫化物硫黄と、6.1重量
%の二酸化ケイ素と、3.73重量%の酸化カルシウム
と、2.2重量%の酸化アルミニウムと、2.01重量
%の酸化マグネシウムとを含有する。溶融は市販の酸素
(95%02)中の垂直炎の中で、装入物中の鉛、鉄、
および亜鉛の完全酸化に必要な酸素量について計算して
、55.8%m’ /装入物トンの酸素を含有す素含有
ガスの流量(Q)は1式(3)から計算され、この式に
おいてn==1.05である。Qは0゜632 Nm3
となった。装入物1トン中の硫化物硫黄の量(219,
4kg)に対する酸素含有ガスの流量(酸素として計算
)は138.7%m”である、装入物1トンあたり、酸
素として計算された酸素含有ガスの全流量は194.5
%m’であり、酸素含有ガス中の酸素濃度を考慮すれば
204 N m ”である、溶融のために連続的に戻さ
れた酸化された戻りダストの量は装入物の量の16゜4
重量%である。戻りダスト中の鉛含有量は62゜1重量
%である。
前記の処理により、0.56重量%の銅と原料硫化物材
料(精鉱と鉱石の混合物)中の鉛含有量の93.2重量
%を含有する粗鉛と、原料精鉱の鉛含有量の0.731
1量%を含有する鉛空乏亜鉛含有スラグと、25.9重
量%の銅および原料硫化物材料中の鉛量の3.55重量
%を含有するマットとが得られた。
料(精鉱と鉱石の混合物)中の鉛含有量の93.2重量
%を含有する粗鉛と、原料精鉱の鉛含有量の0.731
1量%を含有する鉛空乏亜鉛含有スラグと、25.9重
量%の銅および原料硫化物材料中の鉛量の3.55重量
%を含有するマットとが得られた。
溶融プラントの炉底に隣接する粗鉛層を空気によって連
続的に650℃に冷却した。
続的に650℃に冷却した。
前記の生成物のほか、44.9重量%の亜鉛と35.1
重量%の鉛(硫化物材料の鉛含有量の2゜4%)を含有
する酸化された粗大および微細分散昇華物が得られた。
重量%の鉛(硫化物材料の鉛含有量の2゜4%)を含有
する酸化された粗大および微細分散昇華物が得られた。
実施例 13
46.04重量%の鉛と、10.04重量%の亜鉛と、
2.20重量%の銅と、6.16重量%の鉄と+ 20
.24重量%の硫化物硫黄と、6゜62ffl量%の二
酸化ケイ素と、2.18重量%の酸化カルシウムと、2
.39重量%の酸化アルミニウムと、2.18ii量%
の酸化マグネシウムとを含有する硫化鉛−亜鉛鉱石と硫
化鉛精鉱との混合物を実施例1Oの手順によって処理す
る。調製された装入物は、42.4重量%の鉛と、9.
25重量%の亜鉛と、2.03重量%の飼と、8゜56
重量%の鉄と、21.94重量%の硫化物硫黄と、6.
1重量%の二酸化ケイ素と、3.73重量%の酸化カル
シウムと、2.2重量%の酸化アルミニウムと、2.0
1重量%の酸化マグネシウムとを含有する。溶融は酸素
富化空気(70%02)中の垂直炎の中で、装入物中の
鉛、鉄、および亜鉛の完全酸化に必要な酸素量について
計算して、55.8Nm” /装入物トンの酸素を含有
するガス化学量論的流量で実施された。装入物中の硫化
硫黄1kgあたりの酸素について計算された酸素含有ガ
スの流量(Q)は1式(3)から計算され、この式にお
いてn==0.65である。Qは0.658Nm”とな
った、装入物1トン中の硫゛化物硫黄の量(219,4
kg)に対する酸素含有ガスの流量(酸素として計算)
は144.3Nm3である。装入物1トンあたり、酸素
として計算された酸素含有ガスの全流量は200.1N
m”であり、酸素含有ガス中の酸素濃度を考慮すれば2
86Nm”である、溶融のために連続的に戻さ九た酸化
された戻りダストの量は装入物の量の17.2重量%で
ある。戻りダスト中の鉛含有量は61.7重量%である
。
2.20重量%の銅と、6.16重量%の鉄と+ 20
.24重量%の硫化物硫黄と、6゜62ffl量%の二
酸化ケイ素と、2.18重量%の酸化カルシウムと、2
.39重量%の酸化アルミニウムと、2.18ii量%
の酸化マグネシウムとを含有する硫化鉛−亜鉛鉱石と硫
化鉛精鉱との混合物を実施例1Oの手順によって処理す
る。調製された装入物は、42.4重量%の鉛と、9.
25重量%の亜鉛と、2.03重量%の飼と、8゜56
重量%の鉄と、21.94重量%の硫化物硫黄と、6.
1重量%の二酸化ケイ素と、3.73重量%の酸化カル
シウムと、2.2重量%の酸化アルミニウムと、2.0
1重量%の酸化マグネシウムとを含有する。溶融は酸素
富化空気(70%02)中の垂直炎の中で、装入物中の
鉛、鉄、および亜鉛の完全酸化に必要な酸素量について
計算して、55.8Nm” /装入物トンの酸素を含有
するガス化学量論的流量で実施された。装入物中の硫化
硫黄1kgあたりの酸素について計算された酸素含有ガ
スの流量(Q)は1式(3)から計算され、この式にお
いてn==0.65である。Qは0.658Nm”とな
った、装入物1トン中の硫゛化物硫黄の量(219,4
kg)に対する酸素含有ガスの流量(酸素として計算)
は144.3Nm3である。装入物1トンあたり、酸素
として計算された酸素含有ガスの全流量は200.1N
m”であり、酸素含有ガス中の酸素濃度を考慮すれば2
86Nm”である、溶融のために連続的に戻さ九た酸化
された戻りダストの量は装入物の量の17.2重量%で
ある。戻りダスト中の鉛含有量は61.7重量%である
。
前記の処理により、0.62重量%の飼と原料硫化物材
料(精鉱と鉱石の混合物)中の鉛含有量の93.1重量
%を含有する粗鉛と、原料硫化物材料の鉛含有量の0.
75重量%を含有する鉛空乏亜鉛含有スラグと、25.
5重量%の飼および原料硫化物材料中の鉛量の3.72
重量%を含有するマットとが得られた。
料(精鉱と鉱石の混合物)中の鉛含有量の93.1重量
%を含有する粗鉛と、原料硫化物材料の鉛含有量の0.
75重量%を含有する鉛空乏亜鉛含有スラグと、25.
5重量%の飼および原料硫化物材料中の鉛量の3.72
重量%を含有するマットとが得られた。
溶融プラントの炉底に隣接する粗鉛層を空気によって連
続的に650℃に冷却した。
続的に650℃に冷却した。
前記の生成物のほか、45.0重量%の亜鉛と35.0
重量%の鉛(硫化物材料の鉛含有量の2゜3%)を含有
する酸化された粗大および微細分散昇華物が得ら九た。
重量%の鉛(硫化物材料の鉛含有量の2゜3%)を含有
する酸化された粗大および微細分散昇華物が得ら九た。
実施例 14
46.04重量%の鉛と、10.04重量%の亜鉛と、
2.20重量%の飼と、6.16重量%の鉄と、20.
24重量%の硫化物硫黄と、6゜62重量%の二酸化ケ
イ素と、2.18重量%の酸化カルシウムと、2.39
重量%の酸化アルミニウムと、2.18重量%の酸化マ
グネシウムとを含有する硫化鉛−亜鉛鉱石と硫化鉛精鉱
との混合物を実施例1Oの手順によって処理する。調製
された装入物は、42.4重量%の鉛と、9.25重量
%の亜鉛と、2.03重量%の銅と、8゜56重量%の
鉄と、21.94重量%の硫化物硫黄と、6.1重量%
の二酸化ケイ素と、3.73重量%の酸化カルシウムと
、2.2重量%の酸化アルミニウムと、2.01重量%
の酸化マグネシウムとを含有する。溶融は市販の酸素(
95%01M)中の垂直炎の中で、装入物中の鉛、鉄、
および亜鉛の完全酸化に必要な酸素量について計算して
、55.8Nm” /装入物トンの酸素を含有するガス
化学量論的流量で実施さ九た。装入物中の硫化硫黄1k
gあたりの酸素について計算された酸素含有ガスの流量
(Q)は1式(3)から計算され、この式においてn=
1.05である。Qは0゜632Nm”となった、装入
物1トン中の硫化物硫黄の量(219,4kg)に対す
る酸素含有ガスの流量(酸素として計算)は138 、
7 Nm”である、装入物1トンあたり、酸素として計
算された酸素含有ガスの全流量は194.5Nm3であ
り、酸素含有ガス中の酸素濃度を考慮すれば204Nm
”である、溶融のために連続的に戻された酸化された戻
りダストの量は装入物の量の15゜5重量%である。戻
りダスト中の鉛含有量は61゜9重量%である。
2.20重量%の飼と、6.16重量%の鉄と、20.
24重量%の硫化物硫黄と、6゜62重量%の二酸化ケ
イ素と、2.18重量%の酸化カルシウムと、2.39
重量%の酸化アルミニウムと、2.18重量%の酸化マ
グネシウムとを含有する硫化鉛−亜鉛鉱石と硫化鉛精鉱
との混合物を実施例1Oの手順によって処理する。調製
された装入物は、42.4重量%の鉛と、9.25重量
%の亜鉛と、2.03重量%の銅と、8゜56重量%の
鉄と、21.94重量%の硫化物硫黄と、6.1重量%
の二酸化ケイ素と、3.73重量%の酸化カルシウムと
、2.2重量%の酸化アルミニウムと、2.01重量%
の酸化マグネシウムとを含有する。溶融は市販の酸素(
95%01M)中の垂直炎の中で、装入物中の鉛、鉄、
および亜鉛の完全酸化に必要な酸素量について計算して
、55.8Nm” /装入物トンの酸素を含有するガス
化学量論的流量で実施さ九た。装入物中の硫化硫黄1k
gあたりの酸素について計算された酸素含有ガスの流量
(Q)は1式(3)から計算され、この式においてn=
1.05である。Qは0゜632Nm”となった、装入
物1トン中の硫化物硫黄の量(219,4kg)に対す
る酸素含有ガスの流量(酸素として計算)は138 、
7 Nm”である、装入物1トンあたり、酸素として計
算された酸素含有ガスの全流量は194.5Nm3であ
り、酸素含有ガス中の酸素濃度を考慮すれば204Nm
”である、溶融のために連続的に戻された酸化された戻
りダストの量は装入物の量の15゜5重量%である。戻
りダスト中の鉛含有量は61゜9重量%である。
前記の処理により、0.33重量%の銅と原料硫化物材
料(精鉱と鉱石の混合物)中の鉛含有量の93.3重量
%を含有する粗鉛と1M料硫化物材料の鉛含有量の0.
70重量%を含有する鉛空乏鉦鉛含有スラグと、24.
1重量%の銅および原料硫化物材料中の鉛量の3.88
重量%を含有するマットとが得られた。
料(精鉱と鉱石の混合物)中の鉛含有量の93.3重量
%を含有する粗鉛と1M料硫化物材料の鉛含有量の0.
70重量%を含有する鉛空乏鉦鉛含有スラグと、24.
1重量%の銅および原料硫化物材料中の鉛量の3.88
重量%を含有するマットとが得られた。
溶融プラントの炉底に隣接する粗鉛層を空気によって連
続的に330℃に冷却した。
続的に330℃に冷却した。
前記の生成物のほか、44.7重量%の亜鉛と35.1
重量%の鉛(硫化物材料の鉛含有量の2゜0%)を含有
する酸化された粗大および微細分散昇華物が得られた。
重量%の鉛(硫化物材料の鉛含有量の2゜0%)を含有
する酸化された粗大および微細分散昇華物が得られた。
硫化物鉛含有材料を処理する本発明の方法を実施した実
施例7,10〜14から明らかなように。
施例7,10〜14から明らかなように。
実施例10〜14による実施態様は実施例7と比較して
鉛とマットの品質を著しく改良している。
鉛とマットの品質を著しく改良している。
この場合には、粗鉛の銅のtfI製段階は不必要である
。
。
実施例 15
実施例1に記載の硫化鉛−亜鉛精鉱を実施例1の手順に
よって処理した。調製された装入物は。
よって処理した。調製された装入物は。
47.08重量%の鉛と、8.39重社%の亜鉛と、0
.67重量%の飼と、6.21重量%の鉄と、18.3
2重量%の硫化物硫黄と、4.13重量%の二酸化ケイ
素と、3.09ffi量%の酸化カルシウムと、0.6
3重量%の酸化アルミニウムと、0.36重量%の酸化
マグネシウムとを含有する。装入物を溶融のため、酸化
された戻りダストと共に、溶融プラントの式(4)によ
って決定される有効断面直径(d、)を有するバーナを
通した。この式において、市販酸素の密度(ρ)は1.
42kg/m3.装入物の流量(M)は0゜278kg
/ s 、脱硫度(δ)は1.0.パラメータ(τ)は
0.2176sである(τは式(5)から計算された)
、バーナの有効断面直径(d、)はQ、QB9mである
。溶融のために連続的に戻される酸化された戻りダスト
の量は装入物の16゜4重量%である。ダスト中の鉛含
有量は59.18重量%である。
.67重量%の飼と、6.21重量%の鉄と、18.3
2重量%の硫化物硫黄と、4.13重量%の二酸化ケイ
素と、3.09ffi量%の酸化カルシウムと、0.6
3重量%の酸化アルミニウムと、0.36重量%の酸化
マグネシウムとを含有する。装入物を溶融のため、酸化
された戻りダストと共に、溶融プラントの式(4)によ
って決定される有効断面直径(d、)を有するバーナを
通した。この式において、市販酸素の密度(ρ)は1.
42kg/m3.装入物の流量(M)は0゜278kg
/ s 、脱硫度(δ)は1.0.パラメータ(τ)は
0.2176sである(τは式(5)から計算された)
、バーナの有効断面直径(d、)はQ、QB9mである
。溶融のために連続的に戻される酸化された戻りダスト
の量は装入物の16゜4重量%である。ダスト中の鉛含
有量は59.18重量%である。
前記の処理の結果、原料精鉱中の鉛量の93゜4重量%
を含有する粗鉛と、原料精鉱中の鉛量の0.41重量%
を含有する鉛空乏亜鉛含有スラグとが得られた。さらに
46゜1重量%の亜鉛と33.4重量%の鉛(原料精鉱
の鉛量の6.1%)とを含有する酸化された粗大および
微細分散昇華物が得られた。
を含有する粗鉛と、原料精鉱中の鉛量の0.41重量%
を含有する鉛空乏亜鉛含有スラグとが得られた。さらに
46゜1重量%の亜鉛と33.4重量%の鉛(原料精鉱
の鉛量の6.1%)とを含有する酸化された粗大および
微細分散昇華物が得られた。
実施例 16
実施例8に記載の硫化鉛−亜鉛精鉱を実施例8の手順に
よって処理した。調製された装入物は。
よって処理した。調製された装入物は。
溶融のため、酸化された戻りダストと共に、溶融プラン
トの式(4)によって決定される有効断面直径(d、)
を有するバーナを通した。この式において、市販酸素の
密!(p)は1.42kg/m3、装入物の流量(M)
は0.278kg/m、m硫度(δ)は1.0、パラメ
ータ(τ)は0.2176sである(τは式(5)から
計算された)。
トの式(4)によって決定される有効断面直径(d、)
を有するバーナを通した。この式において、市販酸素の
密!(p)は1.42kg/m3、装入物の流量(M)
は0.278kg/m、m硫度(δ)は1.0、パラメ
ータ(τ)は0.2176sである(τは式(5)から
計算された)。
バーナの有効断面直径(d、)は0.089mである、
溶融のために連続的に戻される酸化された戻りダストの
量は装入物の15.1重量%である。
溶融のために連続的に戻される酸化された戻りダストの
量は装入物の15.1重量%である。
ダスト中の鉛含有量は60.87重量%である。
前記の処理の結果、原料精鉱中の鉛量の94゜0重量%
を含有する粗鉛ど、原料精鉱中の鉛量の0.44重ff
i%を含有する鉛空乏亜鉛含有スラグとが得られた。さ
らに45.3i量%の亜鉛と34.1重量%の鉛(原料
精鉱の鉛量の5.5%)とを含有する酸化された粗大お
よび微細分散昇華物が得られた。
を含有する粗鉛ど、原料精鉱中の鉛量の0.44重ff
i%を含有する鉛空乏亜鉛含有スラグとが得られた。さ
らに45.3i量%の亜鉛と34.1重量%の鉛(原料
精鉱の鉛量の5.5%)とを含有する酸化された粗大お
よび微細分散昇華物が得られた。
実施例 17
実施例10に記載の硫化物鉱石と硫化鉛−亜鉛精鉱との
混合物を実施例10の手順によって処理した。調製され
た装入物は、溶融のため、酸化された戻りダストと共に
、溶融プラントの式(4)によって決定される有効断面
直径(d、)を有するバーナを通した。この式において
、市販酸素の密度(p)は1.42kg/m”、装入物
の流量(M)は0.278kg/s、脱硫度(δ)は0
.5゜パラメータ(τ)はO,IOIgである(では式
(5)から゛計算された)、バーナの有効断面直径(d
、)は0.043mである。溶融のために連続的に戻さ
れる酸化された戻りダストの量は装入物の16.4重量
%である。ダスト中の鉛含有量は62.6重量%である
。
混合物を実施例10の手順によって処理した。調製され
た装入物は、溶融のため、酸化された戻りダストと共に
、溶融プラントの式(4)によって決定される有効断面
直径(d、)を有するバーナを通した。この式において
、市販酸素の密度(p)は1.42kg/m”、装入物
の流量(M)は0.278kg/s、脱硫度(δ)は0
.5゜パラメータ(τ)はO,IOIgである(では式
(5)から゛計算された)、バーナの有効断面直径(d
、)は0.043mである。溶融のために連続的に戻さ
れる酸化された戻りダストの量は装入物の16.4重量
%である。ダスト中の鉛含有量は62.6重量%である
。
前記の処理の結果、o、s重量%の飼および原料硫化物
材料(鉱石と精鉱の混合物)中の鉛量の93.3重量%
を含有する粗鉛と、原料硫化物の鉛量の0.61重量%
を含有する鉛空乏亜鉛含有スラグと、26.6重量%の
銅および原料硫化物材料中の鉛量の3.1重量%を含有
するマットとが得られた。さらに45.5重量%の亜鉛
と35゜1重量%の鉛(M料硫化物材料の鉛量の2.9
%)とを含有する酸化された粗大および微細分散昇華物
が得られた。
材料(鉱石と精鉱の混合物)中の鉛量の93.3重量%
を含有する粗鉛と、原料硫化物の鉛量の0.61重量%
を含有する鉛空乏亜鉛含有スラグと、26.6重量%の
銅および原料硫化物材料中の鉛量の3.1重量%を含有
するマットとが得られた。さらに45.5重量%の亜鉛
と35゜1重量%の鉛(M料硫化物材料の鉛量の2.9
%)とを含有する酸化された粗大および微細分散昇華物
が得られた。
実施例 18’
実施例1に記載の硫化鉛−亜鉛精鉱を実施例1の手順で
処理した。装入物を溶融のためにバーナを通す前に、原
料装入物の8.8重量%の部分を原料装入物の粒径の1
/4の粒径に粉砕し、この粉砕部分を残余部分と混合し
て溶融工程に送った。
処理した。装入物を溶融のためにバーナを通す前に、原
料装入物の8.8重量%の部分を原料装入物の粒径の1
/4の粒径に粉砕し、この粉砕部分を残余部分と混合し
て溶融工程に送った。
溶融のために連続的の戻された酸化された戻りダストの
量は装入物の13.3重量%である。ダスト中の鉛含有
量は62.3重量%である。
量は装入物の13.3重量%である。ダスト中の鉛含有
量は62.3重量%である。
酸化された融成物を、装入物トンあたり48k。
の量のコークス層を通して濾過した。
前記の処理の結果、原料精鉱の鉛量の93.5重量%を
含有する粗鉛と1M料精鉱の鉛量の0゜7ffi量%を
含有する鉛空乏亜鉛含有スラグとが得られた。さらに、
45.6重量%の亜鉛と34゜7重量%の鉛(原料精鉱
の鉛量の5.8%)とを含有する酸化された粗大および
微細分散昇華物が得られた。
含有する粗鉛と1M料精鉱の鉛量の0゜7ffi量%を
含有する鉛空乏亜鉛含有スラグとが得られた。さらに、
45.6重量%の亜鉛と34゜7重量%の鉛(原料精鉱
の鉛量の5.8%)とを含有する酸化された粗大および
微細分散昇華物が得られた。
実施例 19
実施例1に記載の硫化鉛−亜鉛精鉱を実施例1の手順で
処理した。装入物を溶融のためにバーナを通す前に1M
料装入物の8.8重量%の部分を原料装入物の粒径の1
/8の粒径に粉砕し、この粉砕部分を残余部分と混合し
て溶融工程に送った。
処理した。装入物を溶融のためにバーナを通す前に1M
料装入物の8.8重量%の部分を原料装入物の粒径の1
/8の粒径に粉砕し、この粉砕部分を残余部分と混合し
て溶融工程に送った。
溶融のために連続的の戻された酸化された戻りダストの
量は装入物の15.3重量%である。ダスト中の鉛含有
量は59.9重量%である。
量は装入物の15.3重量%である。ダスト中の鉛含有
量は59.9重量%である。
酸化された融成物を、装入物トンあたり49kgの量の
コークス層を通して濾過した。
コークス層を通して濾過した。
前記の処理の結果、yi料精鉱の鉛量の98.6重量%
を含有する粗鉛と、原料精鉱の鉛量の0゜7重量%を含
有する鉛空乏亜鉛含有スラグとが得られた。さらに、4
5.5重量%の亜鉛と34゜8重量%の鉛(原料精鉱の
鉛量の5.6%)とを含有する酸化された粗大および微
細分散昇華物が得られた。
を含有する粗鉛と、原料精鉱の鉛量の0゜7重量%を含
有する鉛空乏亜鉛含有スラグとが得られた。さらに、4
5.5重量%の亜鉛と34゜8重量%の鉛(原料精鉱の
鉛量の5.6%)とを含有する酸化された粗大および微
細分散昇華物が得られた。
実施例 20
実施例8に記載の硫化鉛−亜鉛精鉱を実施例8の手順で
処理した。装入物を溶融のためにバーナを通す前に、原
料装入物の8.8重量%の部分を原料装入物の粒径の1
/6の粒径に粉砕し、この粉砕部分を残余部分と混合し
て溶融工程に送った。
処理した。装入物を溶融のためにバーナを通す前に、原
料装入物の8.8重量%の部分を原料装入物の粒径の1
/6の粒径に粉砕し、この粉砕部分を残余部分と混合し
て溶融工程に送った。
溶融のために連続的の戻された酸化された戻りダストの
量は装入物の16.0重量%である。ダスト中の鉛含有
量は61.3重量%である。
量は装入物の16.0重量%である。ダスト中の鉛含有
量は61.3重量%である。
酸化された融成物を、装入物トンあたり43kgの量の
コークス層を通して濾過した。
コークス層を通して濾過した。
前記の処理の結果、原料精鉱の鉛量の94.1重量%を
含有する粗鉛と、原料精鉱の鉛量の0゜44重量%を含
有する鉛空乏亜鉛含有スラグとが得られた。さらに、4
5.5重量%の亜鉛と34゜3重量%の鉛(M料精鉱の
鉛量の5.4%)とを含有する酸化された粗大および微
細分散昇華物が得られた。
含有する粗鉛と、原料精鉱の鉛量の0゜44重量%を含
有する鉛空乏亜鉛含有スラグとが得られた。さらに、4
5.5重量%の亜鉛と34゜3重量%の鉛(M料精鉱の
鉛量の5.4%)とを含有する酸化された粗大および微
細分散昇華物が得られた。
実施例 21
実施例8に記載の硫化鉛−亜鉛精鉱を実施例8の手順で
処理した。装入物を溶融のためにバーナを通す前に、原
料装入物の13重量%の部分を原料装入物の粒径の1/
6の粒径に粉砕し、この粉砕部分を残余部分と混合して
溶融工程に送った。
処理した。装入物を溶融のためにバーナを通す前に、原
料装入物の13重量%の部分を原料装入物の粒径の1/
6の粒径に粉砕し、この粉砕部分を残余部分と混合して
溶融工程に送った。
溶融のために連続的の戻された酸化された戻りダストの
量は装入物の16.3重量%である。ダスト中の鉛含有
量は61.0重量%である。
量は装入物の16.3重量%である。ダスト中の鉛含有
量は61.0重量%である。
酸化された融成物を、装入物トンあたり44kgの量の
コークス層を通して濾過した。
コークス層を通して濾過した。
前記の処理の結果、原料精鉱の鉛量の94.1重量%を
含有する粗鉛と1M料精鉱の鉛量の0゜46重量%を含
有する鉛空乏亜鉛含有スラグとが得られた。さらに、4
5.5重量%の亜鉛と34゜5重量%の鉛(原料精鉱の
鉛量の5.4%)とを含有する酸化された粗大および微
細分散昇華物が得られた。
含有する粗鉛と1M料精鉱の鉛量の0゜46重量%を含
有する鉛空乏亜鉛含有スラグとが得られた。さらに、4
5.5重量%の亜鉛と34゜5重量%の鉛(原料精鉱の
鉛量の5.4%)とを含有する酸化された粗大および微
細分散昇華物が得られた。
実施例 22
実施例10に記載の硫化鉛鉱石と硫化鉛−亜鉛精鉱の混
合物を実施例10の手順で処理した。装入物を溶融のた
めにバーナを通す前に、原料装入物の4.5重量%の部
分を原料装入物の粒径の1/6の粒径に粉砕し、この粉
砕部分を残余部分と混合して溶融工程に送った。溶融の
ために連続的に戻された酸化された戻りダストの量は装
入物の16.6重量%である。ダスト中の鉛含有量は6
2.2重量%である。
合物を実施例10の手順で処理した。装入物を溶融のた
めにバーナを通す前に、原料装入物の4.5重量%の部
分を原料装入物の粒径の1/6の粒径に粉砕し、この粉
砕部分を残余部分と混合して溶融工程に送った。溶融の
ために連続的に戻された酸化された戻りダストの量は装
入物の16.6重量%である。ダスト中の鉛含有量は6
2.2重量%である。
酸化された融成物を、装入物トンあたり48k。
の量のコークス層を通して濾過した。
前記の処理の結果、0.56重重景の銅と原料硫化物材
料(鉱石と精鉱の混合物)の鉛量の93゜4重量%とを
含有する粗鉛と、原料精鉱の鉛量の0.6重量%を含有
する鉛空乏亜鉛含有スラグとが得られた。また、原料硫
化物材料中の鉛の3゜2重量%を含有するマットが得ら
れた。さらに。
料(鉱石と精鉱の混合物)の鉛量の93゜4重量%とを
含有する粗鉛と、原料精鉱の鉛量の0.6重量%を含有
する鉛空乏亜鉛含有スラグとが得られた。また、原料硫
化物材料中の鉛の3゜2重量%を含有するマットが得ら
れた。さらに。
45.3重量%の亜鉛と34.4重電%の鉛(原料精鉱
の鉛量の2.7%)とを含有する酸化され8.10.1
8〜22から、実施例18〜22によれば、実施例1,
8.10と比較して、原料硫化物材料から粗鉛への鉛抽
出率を0.2〜0.5%増大する事が明らかである(原
料硫化物材料中の鉛量について計算)、さらに、固体炭
素含有還元剤の消費率が8〜14重量%低下する。
の鉛量の2.7%)とを含有する酸化され8.10.1
8〜22から、実施例18〜22によれば、実施例1,
8.10と比較して、原料硫化物材料から粗鉛への鉛抽
出率を0.2〜0.5%増大する事が明らかである(原
料硫化物材料中の鉛量について計算)、さらに、固体炭
素含有還元剤の消費率が8〜14重量%低下する。
実施例 23
実施例1に記載の硫化鉛−亜鉛精鉱を実施例1の手順で
処理した。溶融のために連続的に戻された酸化された戻
りダストの量は装入物の16.4重量%である。ダスト
中の鉛含有量は61.7重量%である。
処理した。溶融のために連続的に戻された酸化された戻
りダストの量は装入物の16.4重量%である。ダスト
中の鉛含有量は61.7重量%である。
前記の処理の結果、原料精鉱の鉛量の93.2重量%を
含有する粗鉛と、原料精鉱の鉛量の0゜59重量%を含
有する鉛空乏亜鉛含有スラグとが得られた。
含有する粗鉛と、原料精鉱の鉛量の0゜59重量%を含
有する鉛空乏亜鉛含有スラグとが得られた。
亜鉛含有スラグの沈殿に際して形成された鉛含有亜鉛蒸
気の酸化のための7フタバーナ中の圧は−19,6Pa
である。
気の酸化のための7フタバーナ中の圧は−19,6Pa
である。
その結果、48.2重量%の亜鉛と8.13Ilj量%
の鉛(原料精鉱の鉛量の1.2%)とを含有する酸化さ
れた粗大分散昇華物が得られた。この粗大分散昇華物を
アフタバーナ中において沈殿させた。さらに、61.2
重量%の鉛と10.75重量%の亜鉛([料精鉱中の鉛
の4.9%)とを含有する酸化された微細分散昇華物が
得られた。
の鉛(原料精鉱の鉛量の1.2%)とを含有する酸化さ
れた粗大分散昇華物が得られた。この粗大分散昇華物を
アフタバーナ中において沈殿させた。さらに、61.2
重量%の鉛と10.75重量%の亜鉛([料精鉱中の鉛
の4.9%)とを含有する酸化された微細分散昇華物が
得られた。
この微細分散昇華物はスリーブ状フィルタ上で分離され
、溶融のために溶融プラント中に送入された。
、溶融のために溶融プラント中に送入された。
実施例 24
実施例8に記載の硫化鉛−亜鉛精鉱を実施例8の手順で
処理した。溶融のために連続的に戻された酸化された戻
りダストの量は装入物の15.6重量%である。ダスト
中の鉛含有量は62.2重量%である。前記の処理の結
果、原料精鉱の鉛量の93.9重量%を含有する粗鉛と
、原料精鉱の鉛量の0.38重量%を含有する鉛空乏亜
鉛含有スラグとが得られた。
処理した。溶融のために連続的に戻された酸化された戻
りダストの量は装入物の15.6重量%である。ダスト
中の鉛含有量は62.2重量%である。前記の処理の結
果、原料精鉱の鉛量の93.9重量%を含有する粗鉛と
、原料精鉱の鉛量の0.38重量%を含有する鉛空乏亜
鉛含有スラグとが得られた。
亜鉛含有スラグの沈殿に際して形成された鉛含有亜鉛蒸
気の酸化のための7フタバーナ中の圧は−0,1Paで
ある。
気の酸化のための7フタバーナ中の圧は−0,1Paで
ある。
その結果、34.3重量%の亜鉛と8.0重量%の鉛(
[料精鉱の鉛量の1.2%)とを含有する酸化された粗
大分散昇華物が得られた。この粗大分散昇華物を7フタ
バーナ中において凝縮させた。さらに、61.1重量%
の鉛を含有する酸化された微細分散昇華物が得られた。
[料精鉱の鉛量の1.2%)とを含有する酸化された粗
大分散昇華物が得られた。この粗大分散昇華物を7フタ
バーナ中において凝縮させた。さらに、61.1重量%
の鉛を含有する酸化された微細分散昇華物が得られた。
この微細分散昇華物はスリーブ状フィルタ上で分離され
、溶融のために溶融プラント中に送入された。
、溶融のために溶融プラント中に送入された。
実施例 25
実施例10に記載の硫化鉛鉱石と硫化鉛−亜鉛精鉱との
4合物を実施例10の手順で処理した。
4合物を実施例10の手順で処理した。
溶融のために連続的に戻された酸化された戻りダストの
量は装入物の16.5重量%である。ダスト中の鉛含有
量は62.5重量%である。
量は装入物の16.5重量%である。ダスト中の鉛含有
量は62.5重量%である。
前記の処理の結果、0.55重量%の飼と原料硫化物材
料(精鉱と鉱石の混合物)の鉛量の93゜3重量%を含
有する粗鉛と1M科料精鉱中鉛量の0.46%を含有す
る鉛空乏亜鉛含有スラグと。
料(精鉱と鉱石の混合物)の鉛量の93゜3重量%を含
有する粗鉛と1M科料精鉱中鉛量の0.46%を含有す
る鉛空乏亜鉛含有スラグと。
25.4重量%の飼および原料硫化物材料の鉛量の3.
5!It量%を含有するマットとが得ら九た。
5!It量%を含有するマットとが得ら九た。
亜鉛含有スラグの沈殿に際して形成された鉛含有亜鉛蒸
気の酸化のためのアフタバーナ中の圧は+19.6Pa
である。
気の酸化のためのアフタバーナ中の圧は+19.6Pa
である。
その結果、56.5重量%の亜鉛と9.8重量%の鉛(
原料硫化物材料の鉛量の0.5%)とを含有する酸化さ
れた粗大分散昇華物が得られた。
原料硫化物材料の鉛量の0.5%)とを含有する酸化さ
れた粗大分散昇華物が得られた。
この粗大分散昇華物を7フタバーナ中において凝縮させ
た。さらに、59.3重量%の鉛と12゜ll量%の亜
鉛(M料硫化物材料中の鉛量の2゜1%)を含有する酸
化された微細分散昇華物が得られた。この微細分散昇華
物はスリーブ状フィルタ上で分離され、溶融のために溶
融プラント中に8.10.23〜25から明らかなよう
に、実施例23〜25の実施態様は、実施例1,8.1
0の実施態様と比較して、鉛を含有する酸化された微細
分散昇華物の富化を促進する。これにより。
た。さらに、59.3重量%の鉛と12゜ll量%の亜
鉛(M料硫化物材料中の鉛量の2゜1%)を含有する酸
化された微細分散昇華物が得られた。この微細分散昇華
物はスリーブ状フィルタ上で分離され、溶融のために溶
融プラント中に8.10.23〜25から明らかなよう
に、実施例23〜25の実施態様は、実施例1,8.1
0の実施態様と比較して、鉛を含有する酸化された微細
分散昇華物の富化を促進する。これにより。
前記の昇華物を溶融プラントの中に溶融のために送入し
、原料硫化物材料から粗鉛への鉛抽出率を原料中の鉛量
の0.1〜0.2%増大させる事ができる。
、原料硫化物材料から粗鉛への鉛抽出率を原料中の鉛量
の0.1〜0.2%増大させる事ができる。
実施例 26
実施例8に記載の硫化鉛−亜鉛精鉱を実施例8の手順で
処理した。装入物を溶融のためにバーナに送入する前に
、原料装入物の8.8重量%の部分を装入物の粒径の1
/6の粒径に粉砕した。つぎに粉砕された部分を残余部
分と混合し、酸化された戻りダストと共に溶融プラント
のバーナに送入した。バーナの有効断面直径(d、)は
式(4)によって決定され、この式において、市販酸素
の密度(p)は1 、42kg/m3.装入物の流量(
M)は0.278kg/g、脱硫底(δ)は1.o。
処理した。装入物を溶融のためにバーナに送入する前に
、原料装入物の8.8重量%の部分を装入物の粒径の1
/6の粒径に粉砕した。つぎに粉砕された部分を残余部
分と混合し、酸化された戻りダストと共に溶融プラント
のバーナに送入した。バーナの有効断面直径(d、)は
式(4)によって決定され、この式において、市販酸素
の密度(p)は1 、42kg/m3.装入物の流量(
M)は0.278kg/g、脱硫底(δ)は1.o。
パラメータτは式(5)によって決定された。バーナの
有効断面直径(d、)は0.089mである。溶融のた
めに連続的に戻された酸化された戻すダストの量は装入
物の15.6重量%である。
有効断面直径(d、)は0.089mである。溶融のた
めに連続的に戻された酸化された戻すダストの量は装入
物の15.6重量%である。
ダスト中の鉛含有量は62.2重量%である。
前記の処理の結果、JI料精鉱の鉛量の94.4重量%
を含有する粗鉛と、原料精鉱の鉛量の0゜38重量%を
含有する鉛空乏亜鉛含有スラグとが得られた。
を含有する粗鉛と、原料精鉱の鉛量の0゜38重量%を
含有する鉛空乏亜鉛含有スラグとが得られた。
亜鉛含有人ラグの沈殿に際して形成さ九た鉛含有亜鉛蒸
気の酸化のための7フタバーナ中の圧は−O,LP’a
である。
気の酸化のための7フタバーナ中の圧は−O,LP’a
である。
その結果、8.0重量%の鉛と35.6重量%の亜鉛(
原料精鉱の鉛量の1.2%)とを含有する酸化された粗
大分散昇華物が得られた。この粗大分散昇華物をアフタ
バーナ中において凝縮させた。さらに、61.1重量%
の鉛と28.9重量%の亜鉛(M料硫化物材料中の一鉛
量の4.0%)を含有する酸化さ九た微細分散昇華物が
得られた。
原料精鉱の鉛量の1.2%)とを含有する酸化された粗
大分散昇華物が得られた。この粗大分散昇華物をアフタ
バーナ中において凝縮させた。さらに、61.1重量%
の鉛と28.9重量%の亜鉛(M料硫化物材料中の一鉛
量の4.0%)を含有する酸化さ九た微細分散昇華物が
得られた。
この微細分散昇華物はスリーブ状フィルタ上で分離され
、溶融のために溶融プラント中に送入され8と26から
明らかなように、実施例26の実施。
、溶融のために溶融プラント中に送入され8と26から
明らかなように、実施例26の実施。
態様は実施例8の実施態様と比較して、原料硫化物材料
から粗鉛への鉛抽出率を材料の鉛量の0゜6%増大する
。
から粗鉛への鉛抽出率を材料の鉛量の0゜6%増大する
。
実施例 27
実施例10に記載の硫化鉛鉱石と硫化鉛−亜鉛精鉱の混
合物を実施例10の手順で処理した。装入物を溶融のた
めにバーナに送入する前に、原料装入物の4.5重量%
の部分を装入物の粒径の1/6の粒径に粉砕した。つぎ
に粉砕された部分を残余部分と混合し、酸化された戻り
ダストと共に溶融プラントのバーナに送入した。バーナ
の有効断面直径(d、)は式(4)によって決定され、
この式において、市販酸素の密度(p)は1.42kg
/ m ” 、装入物の流量(M)は0.278kg/
S、脱硫底(δ)は0.5.パラメータτは式(5)に
よって決定され、O,molgである。バーナの有効断
面直径(d、)は0.043mである。溶融のために連
続的に戻された酸化された戻りダストの量は装入物の1
6.5重量%である。
合物を実施例10の手順で処理した。装入物を溶融のた
めにバーナに送入する前に、原料装入物の4.5重量%
の部分を装入物の粒径の1/6の粒径に粉砕した。つぎ
に粉砕された部分を残余部分と混合し、酸化された戻り
ダストと共に溶融プラントのバーナに送入した。バーナ
の有効断面直径(d、)は式(4)によって決定され、
この式において、市販酸素の密度(p)は1.42kg
/ m ” 、装入物の流量(M)は0.278kg/
S、脱硫底(δ)は0.5.パラメータτは式(5)に
よって決定され、O,molgである。バーナの有効断
面直径(d、)は0.043mである。溶融のために連
続的に戻された酸化された戻りダストの量は装入物の1
6.5重量%である。
ダスト中の鉛含有量は62.5重量%である。
前記の処理の結果、0.45重量%の銅および原料硫化
物材料(精鉱と鉱石の混合物)の鉛量の93.8重量%
を含有する粗鉛と1M料精鉱の鉛量の0.45重量%を
含有する鉛空乏亜鉛含有スラグと、原料硫化物材料の鉛
量の3.1%を含有するマットとが得られた。
物材料(精鉱と鉱石の混合物)の鉛量の93.8重量%
を含有する粗鉛と1M料精鉱の鉛量の0.45重量%を
含有する鉛空乏亜鉛含有スラグと、原料硫化物材料の鉛
量の3.1%を含有するマットとが得られた。
亜鉛含有スラグの沈殿に際して形成された鉛含有亜鉛蒸
気の酸化のための7フタバーナ中の圧は+19.6Pa
である。
気の酸化のための7フタバーナ中の圧は+19.6Pa
である。
その結果、9.8重量%の鉛と56.5重量%の亜鉛(
M料精鉱の鉛量の0.5%)とを含有する酸化された粗
大分散昇華物が得られた。この粗大分散昇華物を7フタ
バーナ中において凝縮させた。さらに、59.3重量%
の鉛と12.1重量%の亜鉛(原料硫化物材料中の鉛量
の2.1%)を含有する酸化された微細分散昇華物が得
られた。
M料精鉱の鉛量の0.5%)とを含有する酸化された粗
大分散昇華物が得られた。この粗大分散昇華物を7フタ
バーナ中において凝縮させた。さらに、59.3重量%
の鉛と12.1重量%の亜鉛(原料硫化物材料中の鉛量
の2.1%)を含有する酸化された微細分散昇華物が得
られた。
この微細分散昇華物はスリーブ状フィルタ上で分離され
、溶融のために溶融プラント中に送入された。
、溶融のために溶融プラント中に送入された。
硫化鉛含有材料の本発明による処理の実施例10と27
から明らかなように、実施例27の実施態様は実施例1
0の実施態様と比較して1M料硫化物材料から粗鉛への
鉛抽出率を材料の鉛量の0.。
から明らかなように、実施例27の実施態様は実施例1
0の実施態様と比較して1M料硫化物材料から粗鉛への
鉛抽出率を材料の鉛量の0.。
7%増大する。
[発明の効果コ
このようにして、硫化鉛と硫化鉛−亜鉛鉱石および/ま
たは精鉱の本発明による処理法は、前記硫化物材料から
鉛を効率的に抽出する事ができ、すなわち公知の方法と
比較して粗鉛への抽出率を硫化物原料中の鉛量の0.9
〜2.3%増大する事が可能である。さらに本発明は、
前記の硫化物材料から、硫酸の製造に適した高硫黄含有
量(30〜50重量%)の溶融ガスの中に硫黄を抽出し
、亜鉛を鉛空乏亜鉛含有スラグの中にまた酸化された粗
大分散昇華物の中に転送し、銅分(硫化物原料中の銅含
有量が1%を超える場合)を条件的マットの中に転送す
る事が可能である。
たは精鉱の本発明による処理法は、前記硫化物材料から
鉛を効率的に抽出する事ができ、すなわち公知の方法と
比較して粗鉛への抽出率を硫化物原料中の鉛量の0.9
〜2.3%増大する事が可能である。さらに本発明は、
前記の硫化物材料から、硫酸の製造に適した高硫黄含有
量(30〜50重量%)の溶融ガスの中に硫黄を抽出し
、亜鉛を鉛空乏亜鉛含有スラグの中にまた酸化された粗
大分散昇華物の中に転送し、銅分(硫化物原料中の銅含
有量が1%を超える場合)を条件的マットの中に転送す
る事が可能である。
[相]発明者 エレナ、ピョートロフ ソビ:す
、セマシコ m:: 0発 明 者 ツヤチェスラフ、ピョ ンビ:−ト
ロウイツチ、クラ タハ。
、セマシコ m:: 0発 明 者 ツヤチェスラフ、ピョ ンビ:−ト
ロウイツチ、クラ タハ。
〔ト連邦つストー力メノコルスク、プロスペクト、しf
、3/1、カーベー、1
、3/1、カーベー、1
Claims (1)
- 【特許請求の範囲】 1、硫化物材料と溶剤とから成る装入物を酸化された戻
りダストと共に溶融するためバーナの中に送入する段階
と、前記の装入物を酸化された戻りダストと共に酸素含
有ガス中の垂直炎中で溶融し、主として金属酸化物およ
び酸化された戻りダストと溶融ガスとの混合物を含有す
る酸化された融成物を形成する段階と、前記の酸化され
た戻りダストを溶融ガスから分離しダストを溶融のため
に戻す段階と、金属酸化物、特に酸化鉛を固体炭素含有
物質層を通して濾過する事によって金属に還元し、粗鉛
と鉛空乏化された亜鉛含有スラグとを形成する段階と、
前記スラグを沈殿させて鉛を含有する亜鉛蒸気を形成す
る段階と、前記の鉛含有亜鉛蒸気を酸素含有ガスによっ
て酸化して昇華物を形成する段階とを含む鉄および銅の
化合物、二酸化ケイ素、酸化アルミニウム、酸化カルシ
ウムおよび酸化マグネシウムなどの金属化合物を含有す
る硫化鉛または硫化鉛−亜鉛鉱石および/または精鉱の
処理法において、溶剤として、石灰石または石灰と鉄含
有材料との混合物を使用し、混合物中の酸化カルシウム
/鉄重量比を、0.43乃至0.76の範囲とし、前記
混合物がその混合物中の酸化カルシウムと鉄との合計量
として、原料鉱石および/または精鉱の5乃至22重量
%の量使用されることを特徴とする方法。 2、装入物と酸化された戻りダストとの溶融は、装入物
中の金属と硫化物硫黄の完全酸化に必要な化学量論的量
以下の酸素含有ガス流量(酸素計算)で実施され、粗鉛
と鉛空乏した亜鉛含有スラグのほかに、銅富化されたマ
ットを形成する事を特徴とする請求項1に記載の方法。 3、装入物と酸化された戻りダストとの溶融は、下記の
式から得られた酸素含有ガス流量で実施される請求項1
に記載の方法。 P:A・B・K、 ここに、Pは酸素として計算された酸素含有ガスの流量
、Nm^3/t装入物、 A=1.542−3.299Ca−7.972Cb−4
.285Ci+28.851CaCb+14.657C
aCi+27.370CbCi−88.895CbCi
Ca、 ここに、Ca+Cb+Ci=1は、装入物中の酸性酸化
物Ca(SiO_2およびAl_2O_3)、塩基性酸
化物Cb(CaOおよびMgO)および鉄Ci(FeO
として計算)の濃度合計、この濃度は重量部で示され、 Bは、装入物中の金属と硫化物硫黄の完全酸化に必要な
酸素含有ガスの化学量論的酸素流量、Nm^3/t装入
物、 K=1+0.965/H、ここにHは溶融区域の高さ、
m。 4、装入物と酸化された戻りダストとの溶融は、装入物
中の鉛、鉄および亜鉛の完全酸化に必要な酸素含有ガス
の化学量論的流量(酸素として計算)において、また下
記の式によって決定される装入物中の硫化物硫黄1トン
あたり酸素含有ガス消費量(酸素として計算)において
実施され、Q=0.70・(1−nC_C_■/C_S
)ここに、Qは装入物中の硫化物硫黄1トンあたり酸素
含有ガスの流量(酸素として計算)、Nm^3nは0.
65乃至1.30に等しい酸化物融成物中の硫化物硫黄
と銅の重量比。 C_C_■とC_Sは装入物中の銅と硫化物硫黄の濃度
、重量%、 また粗鉛の底層は連続的に330乃至900℃に冷却さ
れて、粗鉛と鉛空乏亜鉛含有スラグのほかに、銅富化マ
ットを形成する事を特徴とする請求項1に記載の方法。 5、装入物は酸化された戻りダストと共に溶融のため、
下記式によって決定される有効断面直径を有するバーナ
の中を通される請求項1〜4に記載の方法。 ▲数式、化学式、表等があります▼ ここに、d_■はバーナの有効断面直径、m、δは溶融
ガス中の硫黄量と装入物中の硫黄量との比として決定さ
れる脱硫度。 Mは装入物消費率、kg/s、 pは酸素含有ガスの密度、kg/m^3、 Hは溶融区域の高さ、m、 τ=−0.0703+0.3031・δ−0.0157
・δ^2−8.17・10^−^■・δ・C_C_■_
■−3.64・10^−^3・C_S_i_O_2+1
.83・10^−^5・C^2_S_i_O_2+8.
899・10^−^4・C_C_■_■+2.768・
10^−^3・C^2_C_■_■、s、ここに、C_
S、C_C_a_O、C_S_i_O_2はそれぞれ装
入物中の硫化物硫黄、酸化カルシウムおよび二酸化ケイ
素の濃度、重量%。 6、装入物をバーナに送る前に、原料装入物の4.5乃
至13重量%の部分を原料装入物の粒径の1/4乃至1
/8の粒径に粉砕し、その後に、装入物の粉砕部分を装
入物の残余部分と混合する事を特徴とする請求項1乃至
5に記載の方法。 7、酸素含有ガスによる鉛含有亜鉛蒸気の酸化は、−1
9.6乃至+19.6Paの圧で実施され、酸化亜鉛を
富化された粗大分散昇華物と、酸化鉛を富化された微細
分散昇華物とを形成し、前記の微細分散昇華物を溶融の
ために送入する事を特徴とする請求項1乃至5に記載の
方法。
Applications Claiming Priority (2)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
SU4225983 | 1987-04-07 | ||
SU874225983A SU1544829A1 (ru) | 1987-04-07 | 1987-04-07 | Способ переработки мелкозернистых свинцовых и свинцово-цинковых медьсодержащих сульфидных концентратов |
Publications (2)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
JPS64234A JPS64234A (en) | 1989-01-05 |
JPH01234A true JPH01234A (ja) | 1989-01-05 |
Family
ID=
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