JPS5852011B2 - Direct smelting method of zinc - Google Patents

Description

【発明の詳細な説明】 本発明は亜鉛鉱の高温反応炉内における還元剤との反応
による直接製錬法に係り、さらに亜鉛鉱から直接金属亜
鉛を回収する亜鉛の乾式製錬法を提供する。DETAILED DESCRIPTION OF THE INVENTION The present invention relates to a direct smelting method by reacting zinc ore with a reducing agent in a high-temperature reactor, and further provides a zinc pyro-smelting method for recovering metallic zinc directly from zinc ore. .

亜鉛の乾式製錬法としては従来レトルト法、竪型レトル
ト法、更に電熱蒸留法、１．Ｓ、Ｐ、法等の製錬法があ
る。The pyrometallurgical methods for zinc include the conventional retort method, vertical retort method, electrothermal distillation method, 1. There are smelting methods such as S, P, and others.

これらの乾式製錬法に共通の特色は焙焼工程、焼結工程
を経た後焼結鉱を還元炉において還元し亜鉛蒸気とし、
該亜鉛蒸気を液化する工程を原則としている点である。The common feature of these pyrometallurgical methods is that after the roasting and sintering processes, the sintered ore is reduced to zinc vapor in a reduction furnace.
The main point is that the process is based on liquefying the zinc vapor.

即ち、焙焼、焼結、還元−液化という夫々独立の工程か
ら成るものである。That is, it consists of independent steps of roasting, sintering, and reduction-liquefaction.

そのため各工程毎にエネルギーを新たに供給する必要が
あり、また夫夫の工程毎に排ガスを生ずるので、夫々に
エネルギーロスが生じまた排ガス処理をも夫々必要とす
る。Therefore, it is necessary to newly supply energy for each process, and since exhaust gas is generated in each process, energy loss occurs in each process, and exhaust gas treatment is also required in each process.

これらの従来法においては還元工程は外部からエネルギ
ーを供給しつつ、塊状焼結鉱と炭素等の還元剤との間に
おいてなされており反応速度に限度があり、大きな設備
と大エネルギーを要する。In these conventional methods, the reduction process is carried out between the lump sintered ore and a reducing agent such as carbon while supplying energy from the outside, so the reaction rate is limited and large equipment and large amounts of energy are required.

かくて全体として従来法のエネルギーコストの縮減には
限度がある。Thus, overall, there is a limit to the reduction in energy costs of conventional methods.

本発明は、これらの欠点を除去することを目的とし、亜
鉛鉱に含まれる亜鉛分を高温反応炉内で酸素により直接
還元蒸気化しかつ該亜鉛蒸気から亜鉛を回収する方法を
提供することを目的とする。The present invention aims to eliminate these drawbacks and provides a method for directly reducing and vaporizing the zinc content in zinc ore with oxygen in a high-temperature reactor and recovering zinc from the zinc vapor. shall be.

即ち、本発明は、高温反応炉内における鉱物と還元剤と
の反応による製錬法において、スラグダスト分離室の入
口に独立して前置した高温反応炉内に燃料、粉状の亜鉛
鉱及び燃料の完全燃焼に必要な理論酸素量以下の酸素又
は酸素富化ガスを噴射しその噴流中で燃料を燃焼しつ亜
鉛鉱を還元し、該高温反応炉内で生成した亜鉛蒸気と非
ガス状粒子を該スラグダスト分離室で分離することを特
徴とする亜鉛の直接製錬法である。That is, the present invention provides a smelting method using a reaction between a mineral and a reducing agent in a high-temperature reactor, in which fuel, powdered zinc ore, and fuel are placed in a high-temperature reactor independently installed at the entrance of a slag dust separation chamber. The zinc vapor and non-gaseous particles generated in the high-temperature reactor are This is a direct smelting method for zinc, which is characterized in that the slag and dust are separated in the slag dust separation chamber.

以下本発明について図面を参照しつつ詳述する。The present invention will be described in detail below with reference to the drawings.

但し図面は本発明の一実施態様を示すものに過ぎずこれ
に限定するものではない。However, the drawings merely show one embodiment of the present invention and are not intended to limit the invention.

ここに亜鉛鉱とは、酸化亜鉛鉱、酸化亜鉛を主成分とす
る硫化亜鉛鉱の焙焼鉱、炭酸亜鉛鉱を言う。Here, zinc ore refers to zinc oxide ore, roasted zinc sulfide ore containing zinc oxide as a main component, and zinc carbonate ore.

硫化亜鉛鉱１６を用いる場合、予め焙焼処理により硫黄
分を除去する必要がある。When using zinc sulfide ore 16, it is necessary to remove the sulfur content by roasting treatment in advance.

これは主として後述のコンデンサーにおける亜鉛と硫黄
及び硫黄酸化物との逆反応を防止するためである。This is mainly to prevent reverse reactions between zinc and sulfur and sulfur oxides in the capacitor, which will be described later.

但しこの焙焼された亜鉛鉱の硫黄分は３％以下が好まし
く、より好ましくは１％以下であり、これは公知の焙焼
処理により達成される。However, the sulfur content of this roasted zinc ore is preferably 3% or less, more preferably 1% or less, and this can be achieved by a known roasting treatment.

その他カドミウム及び砒素等の揮発成分の除去も焙焼の
際に同時に行われる。Other volatile components such as cadmium and arsenic are also removed during roasting.

上記焙焼は、公知の手段、好ましくは流動焙焼炉により
行い硫化亜鉛鉱中の硫黄分はＳＯ２として排ガスと共に
除去される。The above-mentioned roasting is performed by a known means, preferably a fluidized roasting furnace, and the sulfur content in the zinc sulfide ore is removed as SO2 together with the exhaust gas.

本発明の好ましい実施態様としては、この流動焙焼炉１
７は更に生成する焙焼鉱３を連続的に高温反応炉１へ供
給することである。In a preferred embodiment of the present invention, this fluidized roasting furnace 1
7 is to continuously supply the generated roasted ore 3 to the high temperature reactor 1.

但し一定の流量調整のための中間的一時的貯蔵タンク１
５を設けることが望ましい。However, an intermediate temporary storage tank 1 for constant flow rate adjustment
It is desirable to provide 5.

連続的処理により粗鉱の保有エネルギーを有効に次の高
温反応炉内の還元工程に利用することができる。Continuous processing allows the energy possessed by the crude ore to be effectively used for the next reduction process in the high-temperature reactor.

また焙焼炉排ガスの保有熱量は高温反応炉の燃料又は酸
素の予熱に用いることもできる。Further, the amount of heat retained in the torrefaction furnace exhaust gas can also be used for preheating fuel or oxygen in the high-temperature reactor.

高温反応炉は燃料４と酸素及び／又は酸素富化ガス２の
燃焼により高温に保たれるが、この炉内温度は還元揮発
した金属蒸気濃度と燃焼ガス組成によって制限を受け、
これらは供給送風空気の温度及び酸素濃度及び原料、燃
料の供給割合の制御により調節される。The high-temperature reactor is maintained at a high temperature by combustion of fuel 4 and oxygen and/or oxygen-enriched gas 2, but the temperature inside this furnace is limited by the concentration of reduced and volatilized metal vapor and the composition of combustion gas.
These are regulated by controlling the temperature and oxygen concentration of the supplied blast air and the supply ratio of raw materials and fuel.

例えばＺｎＯの還元製錬に於て、還元剤に炭素を用いた
場合、還元反応は式（４）、（Ｂ）の如く生ずる。For example, in the reductive smelting of ZnO, when carbon is used as a reducing agent, the reduction reaction occurs as shown in equations (4) and (B).

Ｚｎ０（ｓ）＋ Ｃｏ（ｇ）＋Ｚｎ （ｇ）＋ ＣＯ２
（Ａ）ＺｎＯ（ｓ）＋ Ｃ（ｓ）→Ｚｎ（ｇ）＋ＣＯ
（Ｂ）生成ガス中の亜鉛蒸気分圧が０．３気圧の場合は
、この反応における反応温度とＣＯ２／ＣＯ濃度比は第
１表に示す関係があり、目的金属である亜鉛を金属状態
で回収するためには第１表に示す温度より高目とするか
、ＣＯ２／ＣＯ比を低目とする必要がある。Zn0 (s) + Co (g) + Zn (g) + CO2
(A) ZnO (s) + C (s) → Zn (g) + CO
(B) When the zinc vapor partial pressure in the generated gas is 0.3 atm, the reaction temperature and CO2/CO concentration ratio in this reaction have the relationship shown in Table 1, and the target metal, zinc, is in a metallic state. In order to recover it, it is necessary to either set the temperature higher than that shown in Table 1 or lower the CO2/CO ratio.

第１表 反応温度 ＣＯ２／ＣＯ比 １３００℃ ３，０ １２００℃ １．５ １１００℃ ０．５ 還元反応は、その他水素によっても生じ、この場合は温
度とＨ２０／Ｈ２比によって反応が制御される。Table 1 Reaction temperature CO2/CO ratio 1300°C 3.0 1200°C 1.5 1100°C 0.5 The reduction reaction also occurs with hydrogen, and in this case the reaction is controlled by the temperature and the H20/H2 ratio.

これらの反応の有無、割合は用いる燃料及び供給酸素量
、温度その他の条件に基き複雑に変動する。The presence or absence of these reactions and their ratio vary in a complex manner based on the fuel used, the amount of oxygen supplied, temperature, and other conditions.

その他上記反応の中間段階の反応も当然に生ずる。Other reactions at intermediate stages of the above reactions also naturally occur.

本発明に用いる燃料は液体、気体又は固体燃料であり好
ましくは重油、天然ガス、炭化水素系ガス又は水素ガス
等である。The fuel used in the present invention is a liquid, gas, or solid fuel, and is preferably heavy oil, natural gas, hydrocarbon gas, hydrogen gas, or the like.

上記の燃料は本発明において２つの役割を同時に果たす
。The above-mentioned fuels play two roles simultaneously in the present invention.

即ち、第１に酸素と反応して燃焼し反応系（高温反応炉
）の温度維持のためのエネルギーを供給する。That is, first, it reacts with oxygen and burns, supplying energy for maintaining the temperature of the reaction system (high-temperature reactor).

第２にその際供給酸素量は完全燃焼に必要な理論酸素量
以下であり、上記高温条件下において燃料は不完全酸化
及び高温分解により還元剤として作用するＣＯ，Ｃ１又
はＨ２等の高温還元性物質を生ずる。Second, the amount of oxygen supplied is less than the theoretical amount required for complete combustion, and under the above-mentioned high-temperature conditions, the fuel has high-temperature reducing properties such as CO, C1, or H2, which act as reducing agents through incomplete oxidation and high-temperature decomposition. produce matter.

この過程は高温炉の火陥内で主として生ずるが、炉内へ
同時に供給される亜鉛鉱、例えば焙焼粗鉱を還元し、亜
鉛は蒸気化して高温ガスと共に次の工程に導かれる。This process, which mainly occurs in the fire pit of a high temperature furnace, reduces zinc ore, such as roasted coarse ore, which is simultaneously fed into the furnace, and the zinc is vaporized and led to the next step along with the hot gas.

炉内に供給される酸素は純酸素又は例えば酸素富化空気
の如き酸素富化ガスとして供給することが、還元反応を
効果的に遂行するために望ましく、また全生成ガス量を
縮減し、装置の縮少化及び排ガス量の減少のためにも好
ましい。It is desirable that the oxygen supplied into the furnace be pure oxygen or an oxygen-enriched gas such as oxygen-enriched air in order to effectively carry out the reduction reaction, reduce the total amount of gas produced, and It is also preferable for reducing the amount of gas and the amount of exhaust gas.

この酸素又は酸素富化ガスは予熱することが好ましくそ
の熱源として焙焼排ガス又は高温反応炉排ガスの保有熱
を利用することができる。This oxygen or oxygen-enriched gas is preferably preheated, and the heat retained in the torrefaction exhaust gas or high-temperature reactor exhaust gas can be used as the heat source.

かくて焼結鉱の保有熱と共に高温反応炉の所要供給熱は
減少する。Thus, the required heat supply of the high-temperature reactor decreases along with the retained heat of the sintered ore.

高温反応炉１の生成ガスは全体として還元性に保持され
かつ亜鉛とＣＯ２ガス及びＨ２Ｏとの逆反応を防止する
温度条件下に維持されつつ、高温反応炉１からスラグダ
スト分離室５に導びかれる。The gas produced in the high-temperature reactor 1 is led from the high-temperature reactor 1 to the slag dust separation chamber 5 while being maintained under temperature conditions that maintain reducing properties as a whole and prevent reverse reactions between zinc, CO2 gas, and H2O. .

高温反応炉１内の反応の際、原鉱３中に含まれる脈石分
、鉄分等は、スラグとして高温反応炉生成ガス中に含ま
れるので、これらは、ガスを高温に維持しつつ、スラグ
ダスト分離室５に導かれる。During the reaction in the high-temperature reactor 1, gangue, iron, etc. contained in the raw ore 3 are included as slag in the gas produced by the high-temperature reactor. It is led to the separation chamber 5.

本発明に適する装置としてはサイクロン式除塵装置があ
り、その他重力沈降式、衝突式旋回式等を用いることも
できる。As an apparatus suitable for the present invention, there is a cyclone type dust removal apparatus, and other types such as a gravity settling type, a collision type and a rotation type can also be used.

このスラグダスト分離工程を通じて生成ガスは高温に保
持されるが、例えばＣＯ２と亜鉛蒸気との間の式（Ｃ）
の如き逆反応 Ｚｎ（ｇ）＋Ｃ０２−＋ＺｎＯ＋ＣＯ（Ｃ）による金属
亜鉛の酸化が防止される。Through this slag dust separation process, the produced gas is kept at a high temperature, but for example, the equation (C) between CO2 and zinc vapor
Oxidation of metallic zinc due to the reverse reaction Zn(g)+C02-+ZnO+CO(C) is prevented.

このようにして亜鉛を蒸気状態に維持しスラグダスト分
離した生成ガスは次にコンデンサー６に導かれ亜鉛の融
点（４１９，６℃）以上６００℃以下の温度域に急冷さ
れる。The produced gas, in which zinc is maintained in a vapor state and slag dust is separated, is then led to a condenser 6 and rapidly cooled to a temperature range above the melting point of zinc (419.6°C) and below 600°C.

この急冷によりＣＯ２及びＨ２Ｏによる亜鉛の酸化反応
を抑止しつつ亜鉛蒸気は凝縮液として回収される。This rapid cooling suppresses the oxidation reaction of zinc by CO2 and H2O, and the zinc vapor is recovered as a condensate.

このための方法は公知の鉛又は亜鉛の熔融液を上記温度
に保ち、生成ガスと接触させることにより行われる。A known method for this is carried out by maintaining a lead or zinc melt at the above-mentioned temperature and bringing it into contact with the product gas.

この気液接触は熔融した亜鉛又は鉛のスプレーか、又は
より好ましくは溶融浴Ｔ上にガスを通じて溶融浴を強制
的に飛散させる（スプラッシュ装置９）ことによって行
うことができる。This gas-liquid contact can be effected by spraying molten zinc or lead or, more preferably, by forcing the molten bath T to be splashed through a gas (splash device 9).

この際亜鉛の冷却回収が効果的に行われる。At this time, zinc is effectively cooled and recovered.

亜鉛を捕集した鉛は、コンデンサー６より冷却槽８に導
かれ、冷却によって亜鉛の鉛への溶解度の温度による差
と比重差を利用して亜鉛は鉛浴から析出回収される。The lead that has captured zinc is led from the condenser 6 to the cooling tank 8, and upon cooling, the zinc is precipitated and recovered from the lead bath using the difference in solubility of zinc to lead due to temperature and the difference in specific gravity.

亜鉛を析出分離した鉛は必要に応じ冷却してコンデンサ
ーの溶融浴７へ循環される。The lead from which zinc has been precipitated and separated is cooled as necessary and circulated to the molten bath 7 of the condenser.

コンデンサー６を出るガスはＣＯを含むためアフターバ
ーニングの後、通常の熱交換機１３を用い反応炉に送風
される空気と熱交換されエネルギーコスト低減に資する
ことができる。Since the gas exiting the condenser 6 contains CO, after afterburning, it exchanges heat with the air blown into the reactor using an ordinary heat exchanger 13, contributing to energy cost reduction.

熱交換後の排ガスは排ガス処理した後放出する。The exhaust gas after heat exchange is treated and then released.

本発明に用いる高温反応炉１は水平又は竪型でよく特に
一定の型、燃焼方向に制限されない。The high-temperature reactor 1 used in the present invention may be horizontal or vertical and is not particularly limited to a certain shape or combustion direction.

亜鉛鉱の炉内への噴射は粉状で公知の方法において酸素
若しくは酸素富化ガス、又は空気により行うことができ
る。The zinc ore can be injected into the furnace in powder form in a known manner with oxygen or an oxygen-enriched gas, or with air.

この噴射装置は必要に応じ冷却することもでき、高温反
応炉１及びスラグダスト分離室５は耐熱耐食性材料によ
り形成する。This injection device can also be cooled if necessary, and the high temperature reactor 1 and the slag dust separation chamber 5 are made of heat-resistant and corrosion-resistant materials.

本発明においては全プロセスは連続的かつ密閉工程とし
て行うことができ、このことはまた大気からの酸素混入
を防止するために必要でもある。In the present invention the entire process can be carried out as a continuous and closed process, which is also necessary to prevent oxygen contamination from the atmosphere.

前記スラグダスト分離室５に捕集されたスラグダスト１
０は、例えば水砕スラグ１１として排出する。Slag dust 1 collected in the slag dust separation chamber 5
0 is discharged as granulated slag 11, for example.

以上詳述の如く本発明は、亜鉛鉱を直接製錬する方法を
提供するものであり、その利点は特にプロセスの簡素化
とエネルギーコストの低減化にあることは明瞭である。As described in detail above, the present invention provides a method for directly smelting zinc ore, and it is clear that the advantages thereof are particularly the simplification of the process and the reduction of energy costs.

その特徴及び利点を列記すると以下の通りである。Its features and advantages are listed below.

ｌ）粗鉱の使用により、焼結塊等と比較すると反応が迅
速で設備がコンパクトとなり熱損失が少なくなる。l) By using crude ore, the reaction is faster and the equipment becomes more compact and heat loss is reduced compared to sintered lumps.

２）生成ガス量自体が酸素又は酸素富化ガスの使用によ
り少なくできる。2) The amount of produced gas itself can be reduced by using oxygen or oxygen-enriched gas.

３）ｌ）及び２）により、エネルギーコストは大きく低
減する。3) l) and 2) greatly reduce energy costs.

４）硫化亜鉛鉱を出発原料としたとき、 （イ） １）により焼結工程は省略される（口）焙焼工
程を高温反応炉に直結できる（／→ （Ｃ］）の結果焙
焼鉱の保有熱は反応時に有効に利用される に）全体として硫化鉱から金属亜鉛が連続−貫製錬可能
である。4) When zinc sulfide ore is used as a starting material, the sintering process is omitted due to (a) 1). The roasting process can be directly connected to the high-temperature reactor (/→ (C)), resulting in roasted ore. (The retained heat of the sulfide ore is effectively utilized during the reaction.) Overall, metallic zinc can be continuously smelted from sulfide ore.

５）密閉装置により安全かつ能率的に製錬可能。5) Smelting can be done safely and efficiently using a closed device.

実施例 第１図に大略示すフローチャートに従った装置を用い、
流動焙焼炉１７から生成した焼鉱（Ｚｎ品位６０ｗｔ％
、 Ｓ ＜ ２ ｗ １％、Ｐｂ約２．５ｗｔ％）を６
００’Ｃ，６ｔ／ｈｒにて、粉コークス３．３ｔ／ｈｒ
、 ０２４４Ｎｔｒｔ／分 Ｎ２４．４Ｎｍ’／分の
混合ガスと共に高温反応炉１へ噴出装入し、焼鉱を燃焼
させつつ還元反応させてガス化した（高温反応炉１内の
温度１３００℃）。Example Using an apparatus according to the flowchart roughly shown in FIG.
Burnt ore produced from fluidized roasting furnace 17 (Zn grade 60 wt%
, S < 2 w 1%, Pb approximately 2.5 wt%) to 6
At 00'C, 6t/hr, coke powder 3.3t/hr
, 0244 Ntrt/min and N24.4 Nm'/min of mixed gas were jetted into the high-temperature reactor 1, and the burnt ore was burnt and subjected to a reduction reaction to be gasified (temperature in the high-temperature reactor 1: 1300° C.).

生成ガスは、高温反応炉の出口側に後置したサイクロン
型のスラグダスト分離室５中（１２５０°Ｃ）にてスラ
グダストを分離した後、コンデンサー６に導さ亜鉛及び
鉛を凝縮して蒸留Ｚｎ（Ｚｎ９８ｗｔ％、Ｐｂ約１ｗｔ
％）３．４ ｔ／ｈｒを回収した。After separating the slag dust from the generated gas in a cyclone-type slag dust separation chamber 5 (1250°C) installed at the outlet side of the high-temperature reactor, the generated gas is led to a condenser 6 where zinc and lead are condensed and distilled Zn ( Zn98wt%, Pb approximately 1wt
%) 3.4 t/hr was recovered.

スラグダスト分離室５下部からは残渣（成分：Ｓ ｔ０
２． Ｆｅ２Ｏ３，Ａ ｔ２０３等）２ｔ／ｈｒを回収
した。Residue (component: S t0
2. Fe2O3, At203, etc.) 2t/hr was recovered.

【図面の簡単な説明】[Brief explanation of the drawing]

第１図は本発明の一実施例を示す工程図である。 １・・・・・・高温反応炉、２・・・・・・酸素又は酸
素富化空気、３・・・・・・亜鉛鉱粉末、４・・・・・
・燃料、５・・・・・・スラグダスト分離室、６・・・
・・・コンデンサー、１２・・・・・・アフターバーニ
ング装置、１４・・・・・・排ガス処理装置、１６・・
・・・・硫化亜鉛鉱粉末、１７・・・・・・焙焼炉。FIG. 1 is a process diagram showing an embodiment of the present invention. 1... High temperature reactor, 2... Oxygen or oxygen enriched air, 3... Zinc ore powder, 4...
・Fuel, 5...Slag dust separation chamber, 6...
... Condenser, 12 ... Afterburning device, 14 ... Exhaust gas treatment device, 16 ...
... Zinc sulfide ore powder, 17 ... Roasting furnace.

Claims (1)

【特許請求の範囲】[Claims] １ 高温反応炉内における鉱物と還元剤との反応による
製錬法において、スラグダスト分離室の入口に独立して
前置した高温反応炉内に燃料、粉状の亜鉛鉱及び燃料の
完全燃焼に必要な理論酸素量以下の酸素又は酸素富化ガ
スを噴射しその噴流中で燃料を燃焼しつつ亜鉛鉱を還元
し、該高温反応炉内で生成した亜鉛蒸気と非ガス状粒子
を該スラグダスト分離室で分離することを特徴とする亜
鉛の直接製錬法。1. In a smelting method based on the reaction between minerals and a reducing agent in a high-temperature reactor, the fuel, powdered zinc ore, and fuel necessary for complete combustion are placed in the high-temperature reactor independently located at the entrance of the slag dust separation chamber. Oxygen or oxygen-enriched gas in an amount less than the theoretical oxygen amount is injected, and the zinc ore is reduced while burning the fuel in the jet, and the zinc vapor and non-gaseous particles generated in the high temperature reactor are transferred to the slag dust separation chamber. A direct smelting method for zinc, which is characterized by separation of zinc.