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

Abstract

(57)【要約】本公報は電子出願前の出願データであるた
め要約のデータは記録されません。

Description

【発明の詳細な説明】 ［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。

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
。

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。

［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。

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）。

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。

［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。

［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。

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。

、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。

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。

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。

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。

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。

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。

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。

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。

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。

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。

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
。

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。

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。

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。

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。

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
。

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。

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。

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。

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）。

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。

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。

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。

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。

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。

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。

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。

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。

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。

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。

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、。

−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。

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。

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。

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。

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。

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。

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
。

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。

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。

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。

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。

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。

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。

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。

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。

〔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。

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）。

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。

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。

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。

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。

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。

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。

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。

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。

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。

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。

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。

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。

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。

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。

−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。

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。

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。

［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。

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。

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。

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。

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。

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。

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。

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。

′　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。

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。

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。

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。

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。

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。

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
。

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。

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。

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。

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。

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。

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。

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。

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。

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。

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。

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。

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。

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。

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。

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。

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。

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。

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
。

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。

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。

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。

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。

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。

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、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。

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。

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。

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。

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。

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。

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。

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。

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。

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。

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。

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。

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。

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。

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。

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。

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。

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。

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。

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。

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。

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。

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
。

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。

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。

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。

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。

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。

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。

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。

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。

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。

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。

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。

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。

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。

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）。

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。

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。

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
。

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。

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。

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。

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。

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。

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。

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。

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。

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。

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。

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。

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。

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。

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。

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。

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。

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。

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。

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。

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。

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。

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。

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。

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。

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。

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。

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。

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。

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。

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。

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。

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。

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。

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。

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。

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。

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。

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。

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。

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。

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。

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。

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
。

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。

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。

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。

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。

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。

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．。

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。

［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。

〔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

Claims (1)

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。