JPH0324238A - 鉛製錬法 - 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】 （イ）技術分野 本発明は、硫化鉛精鉱や主成分がＰｂＳＯａやＰｂＯで
ある鉛滓等の鉛原料（以下、鉛精鉱という）から粗鉛を
得る連続鉛製錬法に関し、更に詳しくは脱硫炉中に粗鉛
を存在させる必要がなく、装入方法がランスを溶体に浸
漬させない上吹ランス方式であり、煙灰の発生暖が極め
て少ない鉛製錬技術に関するものである． （口）従来技術 鉛精鉱の標準的な製錬法は、焼結一溶鉱炉法であり、該
方法は鉛精鉱を．焙焼，焼結して硫化鉛（Ｐ　ｂ　Ｓ）
を酸化鉛（ＰｂＯ）に変える．次に、得られた焼結鉱（
ｐｂｏ）を炭剤とともに溶鉱炉に装入して還元させ粗鉛
な得る２つの工程から構或されている． しかしながら、該製錬法には焼結工程で発生するＳＯｌ
！ガス濃度が低いこと、焼結の繰返し焼鉱リが多いので
そのハンドリングが煩雑であること，また消費エネルギ
ーが大きいこと等の多くの欠点があり、その対策として
各種鉛製錬法が研究され提案されている． その１つとして，近年特に銅製錬に広く適用されて来た
自溶炉法が鉛精鉱の溶錬法として試みられている． しかし，該自溶炉法は高温反応の起こるシャフト部レン
ガの浸食が著るしいことに加え、気相反応であるため、
蒸気圧の高いＰｂＳを伴なう鉛精鉱の溶錬に際しては煙
灰の発生が膨大であり、従って副次的な処理が必要とな
り、低収率．高コスト化を招〈という大きな問題がある
．その例としては、Ｏｕｔｏ　　Ｋｕｍｐｕ法やＫｉｖ
ｃｓｔ法に代表される通りである． また，横型の単一炉を用い、その炉内の左右で反応条件
を区分けして、酸化と還元反応を別々に行なう鉛精鉱の
連続製錬法が提案され、該法はＱＳＬ法として知られて
いる． しかし、この方法は酸化と還元の全く逆向きの反応を単
一炉内で行なわせるといった困難さを伴なうため、極め
て高度な操炉技術が必要であり、そのため：９備が複雑
化してコストが著し〈高〈なるという欠点がある． 史に、最近ではインジェクション製錬法、即ち溶体中へ
原料を吹き込み溶錬する製錬技術が研究開発され、銅製
錬においては既に一部実用化されており、この方法を鉛
製錬分野へ適用する試みも既になされ、本出願人の出願
に係る特開昭６２−２２２０３２号「鉛製錬法」や特開
昭５９−２２６１３０号「鉛の連続直接製錬法」および
特開昭６３−１２８１３８号「電気炉鉛製錬法」等が提
案されている． まず、特開昭６２−２２２０３２号の鉛製錬法は非自燃
物の硫酸鉛（ＰｂＳＯ４）を主戊分とする鉛原料の製錬
法であって、該プロセスは硫酸鉛原料に熱補償用の微粉
炭等を加え、ランスを通して炉内溶体中に吹き込んで分
解脱硫反応を行なう脱硫炉と、該脱硫炉で生戊した酸化
鉛（Ｐ　ｂ　Ｏ）を含むスラッグを受けて微粉炭などで
吹込み還元反応を行なう還元炉から構威されている．そ
して、脱硫炉出のスラッグが連続的に還元炉に装入され
るように通常２炉は樋で連結されているのである． このプロセスの基本反応は硫酸鉛を分解する脱硫炉内で
の次の反応（１）　（２）式と還元炉内での反応（３）
式からなるが，脱硫炉での相鉛の生成も可能である． ’ｐｂｓｏ４＋ｃ＋ｐｂｏ＋ｓｏ，＋ｃｏ　　（１）Ｓ
Ｏ，，＋ＣＯ−＋　　Ｓｏ，，＋ＣＯ，　　　　　（２
）ＰｂＯ＋局Ｃ　−　　Ｐ　ｂ　＋ｙ２ＣＯｐ　　　　
　（３）そして，このプロセスの長所としては ■）低廉な石炭を熱源として使用できるので、エネルギ
ーの低コスト化ができること． ■）脱硫と還元という２反応を別々の炉で行うので，冶
金反応的に合理的であること． ■）設備が簡素で操業が容易で生産性が良好であること
．および ■）排ガス中のＳＯ２を硫酸として回収できること等が
挙げられている． しかしながら、特開昭６２−２２２０３２号は硫酸鉛を
処理対象とするものであって、鉛精鉱（ＰｂＳ）の処理
ができるか否かについては何の記載もな〈，示唆する何
ものもないのである．次に、特開昭５９−２２６１３０
号の方法は，溶錬炉と電気炉である還元炉とから構成さ
れ，鉛精鉱をランスで溶錬炉の溶融鉛浴中に吹込み、生
成した溶融粗鉛とスラグを還元帯域に移すことにより，
スラグの還元を能率化せしめるプロセスであって、溶錬
炉には常に粗鉛が存在していることが必須の要件となっ
ている鉛製錬法である．即ち、粗鉛のＰｂＳに対する大
きな溶解能で溶錬反応が可能であることを要旨とし、鉛
精鉱を処理対象として開発された製錬法ではあるが、溶
錬炉で常に粗鉛を生戊せしめる必要があるため，当然に
ＰｂＳ活竜を相当に大きくしなければならないのでＰｂ
Ｓ形態での煙灰の発生が著しく，有価金属類の一次収率
の低下、ハンドリング等の操業面での生産性を低下させ
るなど多〈の問題がある． 次に、特開昭６３−１２８１３８号は主にｐｂＳＯ４か
らなる鉛滓と燃料，溶剤及び還元剤とを混合した混合粉
体を空気と共に電気炉内の高温溶体内に特定の吹込み圧
で吹き込むことにより、鉛さいを電気炉を用いて製錬す
る方法である．しかしながら、この方法は還元性雰囲気
でｐｂＳＯ４をｔ体とする鉛滓を直接高温溶体内に吹き
込むため、発生する煙灰量が増大し、その対策に重大な
問題がある．即ち、還元性雰囲気でｐｂとＳとが共存す
る場合には，優勢化学種がＰｂＳであり，非常に揮発し
易い形態となるため、大部分のＰｂ分はＰｂＳとなって
煙灰に移行すると推察され、しかも吹込みにより高温溶
体が撹拌されるので４煙灰の揮発が更に促進されるとい
う重大な問題が残されている． （ハ）発明の開示 本発明は，上記のような諸問題を解消することを目的と
してなされた硫化鉛精鉱や主威分がＰｂＳＯ＆やＰｂＯ
である鉛滓等の鉛原料（本文中、鉛精鉱という）から粗
鉛を得る連続製錬法であり、即ち酸化鉛を含有するスラ
グ溶体に鉛精鉱を酸素又は酸素富化空気と共にランスを
該溶体に浸漬させることなく吹込んで該鉛精鉱中の鉛分
を酸化物とした後，還元炉に装入し、該溶体中に還元剤
を吹込んで粗鉛を得る煙灰発生量の極めて少ない鉛製辣
法を提供するものである． 以下、本発明を詳細に説明する． 本発明は、鉛精鉱を酸素もしくは酸素富化空気と共に鉛
酸化物を含む溶融訪中に吹き込むことによって，脱硫反
応が瞬間的に終了するとの知見を得，開発された鉛製錬
技術であって、画期的な鉛製錬法である． 本発明の主要反応装置は、脱硫炉と還元炉とを直列した
２炉からなり、該脱硫炉への鉛精鉱の装入方法が溶融鶴
内への上吹き吹込み方法（ランスを溶融鏝に浸漬させる
ことなく吹込む）であって．従って該脱硫炉では強酸化
性雰囲気で反応が進行するため、煙灰の発生率を著し〈
低く抑えることができるのである． また、脱硫炉で生成する溶体は鉛酸化物（ＰｂＯ主体）
を含有する鎚のみであり，これを連続的に還元炉に還元
剤と共に装入供給して鉛分を粗鉛に還元生成させるので
ある．これが，本発明の特徴である． 吹込み方式による溶錬は，装入する鉛精鉱が溶体内にも
ぐって分散されるため，熱伝導が極めて良く、短時間で
反応に必要な高温状態となるので、反応が著しく加速さ
れる． 従ってＰｂＳは瞬間的に酸化されて溶融鋳に吸収される
．そのために、蒸発し易いＰｂＳ形態で存在する時間が
著し〈短縮されるので、蒸発が抑制され、煙灰発生率を
低く抑えることができるのである． また、ＰｂＳをＰｂＯまで完全に酸化させるため，粗鉛
を生成させる場合のような反応上の制限がな〈、酸素ポ
テンシャル（ＰＯ２）を任意に太き〈取れるので、酸化
速度を加速できることもＰｂＳの形態比率の低下に効果
的である．さらに、鉛精鉱が溶体内に吹き込まれて溶融
鋳と充分に固液接触するので．ｆｌａｓｈ法の場合と異
なり，メカニカルなキャリーオーバーも減少するのであ
る． 鉛精鉱は脱硫炉における脱硫反応で硫＃原料となる排ガ
スや煙灰となる以外は鉛酸化物を含有する鎚に変わるが
，脱硫反応を継続させるために鋳の持つべき条件として
は、鐸中のＰｂ品位が４０％以上であるならば１０５０
℃以上の温度が保持できれば充分に吹込み溶錬が継続可
能である．Ｆｅ，Ｓｉ０２　，ＢａＯおよびＣａＯ等の
造鐸成分に関しては、後続の還元炉で生成する鋳が適当
な組成ＷＡＨに収まるような含有比が確保されさえすれ
ばよいのである． 次に、ランスの吹込み速度は１２０鵬／ｓｅｃ以Ｌあれ
ば充分であるが、好ましくは１４０−１６０ｒａ／ｓｅ
ｃが適当である．吹込み速度が早すぎると，エネルギー
面で不利なこと、炉底レンガの損傷をＶめること、溶体
がジャンビングして炉から飛散し、排ガス処理系統の機
器に付着固化して各種トラブルの原因となること等の問
題があり好ましくない． 逆に、遅過ぎる場合には、装入物が溶融鋳中へ侵入でき
なくなり、溶錬反応が起きずに炉外ヘキャリーオーバー
してしまう． また、吹込用ランスは通常単なるステンレスパイプであ
り、吹込み用の酸素または酸素富化空気で内壁から自己
冷却して炉内の熱アタックから保護していることから，
ランス内での風速が低下すれば当然のことながら冷却効
果が低下し、ランスが熱損傷しやすくなる． また，吹込み用ランスの位置は，吹込みを停止した状態
即ち静止湯而から９０ｃ園又はこれより少なく，上方に
ランスの先端が位置するのが好まし１，Ｘ． 吹込み！ｆＸ料等の水分と粒度は、鉛精鉱で水分１％以
下．粒径２■■φ以下、粉状炭素質性物質で水分１％以
下、粒径２７５メッシュ以下が適当である． 次に．′：ｊＩＪ２工程の還元炉での還元剤の吹込み条
件は上記の脱硫炉の場合に準ずるが、吹込みの固体／ガ
ス比率が小さいので、ランス吹込み速度は若干速めで、
ランスの先端位置は低目の方が良い． また、脱硫炉からの排ガスはＳＯｚ濃度が高＜．ＳＯｓ
／５０２比が小さいので，！＆酸工場での硫酸製造に適
している． 本発明法は上記の通りであり、次のような利点がある． ａ）脱硫炉において粗鉛を生成させる必要がないので、
低品位の鉛精鉱及び低品位鉛滓類等に適用することがで
きる． ｂ）熱量不足の場合は、粉状の炭素性物質を鉛原刺中へ
添加配合すればよい． Ｃ）また，脱硫反応における過酸化状態をコントロール
するための脱酸剤にも、同様に粉状の炭素性物質を使用
できる．これは、脱硫反応が過酸化状態になると排ガス
中のＳＯＳ　／３０２比がＬ昇して悪影響を及ぼすから
である． ７ＪＳｌ図は本発明法による設備概念図を示すもので、
ｌは脱硫炉，２は還元炉，３は両炉１．２を連結する脱
硫炉出鋳用樋である．鉛精鉱と脱酸剤及び粉状の炭素性
物質としての微粉炭は，酸素富化空気と共にランスパイ
プ４を経て炉内に吹き込まれる． ５は還元剤や微粉炭及び空気、又は酸素富化空気を吹き
込むためのランスパイプであり，６は含ＳＯ２ガス排出
孔，７は還元炉ガス排出孔である．なお、丘記した第ｌ
工程の粉状炭素性物質に代えて液体燃料や気体燃料とし
てもよく，更に第１工程の脱酸剤や第２工程の還元剤は
粉状炭素性物質でもよいし液体燃料や気体燃料でもよい
．以下，本発明を実施例により説明する．（二）実施例 実施例１ 実証炉として、第１図に示すような装置を用いて硫化鉛
精鉱処理試験を行なった．脱硫炉および萌元炉の操業条
件は下記の通りとした．脱硫炉（第１工程） 原料吹込み量：１．８〜３．５ｔ／Ｈ ｌｇＩ素富化空気量＝８００〜１２００Ｎ嘗３　／Ｈ酸
素濃度＝４９〜７４％ ランス吹込速度：　１　２　０　〜１　６　０Ｎｓ／ｓ
ｅｅ微粉炭：原料重量に対して０〜５ｗｔ％ランス位置
：静止湯面上８０ｃｍ（ランス先ｇ）黛元炉（第２工程
） 微粉炭：１２０〜２　５　０　Ｋｇ／Ｈ空気量：９００
〜１　１　５　０Ｎｍ３／Ｈランス吹込速度：　ｌ　８
　０〜２　５　０ＮＥ／ｓｅｅランス位置：静止湯面上
３０〜６０ｃｍまた，供試硫化鉛精鉱の化学成分品位は
第１表の通りである． （以下余白） 原料はあらかじめ水分１％以下まで乾燥させ、２■目ス
クリーンで篩分けしておいた．微粉炭は７　４　０　０
　Ｋｃａｌ／Ｋｇの発熱量を有する石炭を−２７５メッ
シュに微砕したものを使用し、造鎚用の赤鉱はＦｅ：　
４５％，ＳＩＯ，：１８％のものを供試した． 調整された硫化鉛精鉱１００％に対して造鏝剤としての
赤鉱な２０％添加混合し、これに微粉炭をＯ〜５％の比
率で添加混合し．ｌｉ合鉱の水分は１％以下に調整した
． また，両炉にはあらかじめ銅製錬工程から産出された水
枠鋳を各３ｔづつを装入し，Ａｆｆｉ油バーナーを用い
て両炉天井部のマンホールから加熱し、錫を溶体化した
． 脱硫炉に硫化鉛精鉱を吹込む前に計算量の粗鉛を炉内に
装入し、酸素富化空気のみで炉内吹き込みを行なってＰ
ｂ：５２％，Ｆｅ：１２％，ＳｔＯ，：７％のスタート
用鉛酸化物含有鋳を３５ｃ量厚みに形威させた． ランスパイプは該パイプ内のガス速度が１２０〜３　０
　０　ｍｌｓｅｃを保持できるように適当な内径のステ
ンレスパイプを用い，ランス先端が静止湯面から８０ｃ
■に維持できるようにした．次に，上記調合硫化鉛原料
を酸素富化空気と共に上記諸条件で脱硫炉に装入し、３
週間連続吹込み溶錬を行なった．その運転効率は９０％
以上であった． 一方、磁元炉は上記脱硫炉から連続的に溶融鐸を受け入
れ，上記条件で還元操業を行なって，バッチ抽出を行な
った．その抽出頻度は鋳で６〜７回／日，粗鉛で３〜４
回７日であった．試験操業中の脱硫炉での溶体温度は１
０３０〜１１５０℃で推移したが、鋳のｐｂ品位が５０
％以七であれば，錫温度は１０５０℃で充分であること
が分った． 一方，還元炉では鶴の残留ｐｂ品位を２％以下に下げる
と、１１００℃以上の温度に保持しなければ錫抽出が容
易でなかった．粗鉛温度は９００〜１１００℃であった
． 脱硫炉からの鋳は還元炉へ連続的に流れ、鋳流量が２　
ｔ／Ｉ｛以上の場合は、途中での冷却固化の現象は認め
られなかったが、それ以下では冷却固化現象が認められ
たので，プロパンガスバーナーを脱硫炉出口と還元炉受
口に備え付けて樋及び流出鋳の保温を行なうと共に，樋
上面をフード力バーで覆い、熱放散を防止した． ３週間にわたる実証炉試験の結果（脱硫炉系のみ）を第
２表に示す． （以下余白） 第２表の結果から分かるように、煙灰発生率は平均で１
１％であり、他のインジェクション方式による鉛精鉱処
理プロセス（例えば前記特開昭５９−２２６１３０号で
は１５〜２０％）よりもはるかに低い． また，排ガス中のＳＯｚも高濃度であることに加えて、
ＳＯｓ／５０２比で約０．０１とＳＯ３まで酸化される
のは極＜ｍａｔであり、微粉炭が脱酸剤としても有効に
作用していることは明らかである． Ｓ全体での排ガス中への移行率は９４％と非常に高く，
かつ煙灰のＳ品位も約４％と低いことから，硫化鉛精鉱
中のＰｂＳがほとんど瞬間的に反応してＰｂＯに変わる
ため、ＰｂＳ形態で蒸発する機会が極めて少なかったこ
とが分かる．更に、本実証炉試験の原料比［吹込固体重
量（Ｋｇ）／吹込ガス重１　（Ｋｇ）　］は平均して２
．９であった． 次に，本試験において、吹込み速度は変えずに原料比の
みを変化させて脱硫炉における酸素効率等に及ぼす影響
について試験した．その結果を第３表に示す． 第 ３ 表 （以下余白） 第３表の結果から、原料比Ａ　（１．８）．　Ｂ（２．
１）Ｃ　（２．３　）の場合、酸素効率はＡ：９２％，
Ｂ：９５％、Ｃ：９６％であることが分かる．上記の実
施例１に示した実証炉試験で、ランス吹込速度について
みるに、脱硫炉では１２０〜ｌ６　０　Ｎｙｇ／　ｓｅ
ａ　，還元炉で１　８　０　〜２　５　０Ｎ＊／ｓｅｃ
と大きく異なっているが、これは吹込み時の固体重量／
気体重量比（重量比率）が小さいほど溶体への侵入深さ
が浅くなるために，還元炉では脱硫炉の場合に比べて大
きくしなければならないからである． また、脱硫炉の湯丈（溶体深さ）は静止時で約３０ｃ鵬
厚であるが、吹込み時にはフォーミングによって約６０
ｃｍ厚であった． 一方，還元炉の場合はバッチ抽出を行なうために変動す
るが、静ＩＥ時で３０〜６０ｃｍ厚であった． 実施例２ 低品位硫化鉛精鉱につき実施例１と同様に試験を行なっ
た．実証炉としては第１図に示すような装置を用いた．
脱硫炉ならびに還元炉の操業条件は下記の通りとした． 脱硫炉 原料吹込量：　２．５ｔ／｝Ｉ　（鉛精鉱２．２ｔ／Ｈ
十繰返し煙灰Ｑ．３ｔ／｝Ｉ） 吹込み空気ｉｔ：　７　７　０ＮＭａ　／Ｈ吹込み酸素
量：３３０Ｎ）ｌ”／Ｈ（純度９１％）ランス吹込み速
度：　１　４　７　Ｎｍｌｓｅｃランス位置：静出湯面
上８０ｃ厘（ランス先端）酸素効率：９０％以上 還元炉 微粉次吹込み量：　２　４　０Ｋｇ／Ｈ吹込み空気量：
１０００ＮＭ”／Ｈ ランス吹込み速度：　２　４　０　ｍｌｓｅｃランス位
置：静東場面上４０ｃｍ（ランス先端）供試した低品位
硫化鉛精鉱の化学成分品位は第４表の通りである． （以下余白） 鉛精鉱はあらかじめ水分０．５％以下まで乾燥させ、２
■目スクリーンで篩分けし、微粉炭は実施例１と同様の
ものを使用した． また、その他の諸条件は実施例１と同様であるが，脱硫
炉では熱補償用の微粉炭を使用しなくとも２　．　５　
ｔ／｝Ｉ装入で熱バランスが保持され，自己燃焼熱のみ
で反応は充分進行した． この試験操業において、生成した鋳の温度は約１０７０
℃であり、常時脱硫炉からオーバーフローして鋳流量が
２．０ｔ／｝Ｉと少ないものの，脱硫炉の出口部と逝元
炉の入口部を実施例ｌの場合と同様にプロパンガスバー
ナーで加温することにより，連続的に還元炉に流し込む
ことができた．還元炉の操業も上記条件で実施例ｌと同
様に連続的な還元反応操業を行なった． その結果，脱硫炉での煙灰発生率はｌ２％であり、また
生成した溶体は鉛酸化物（ＰｂＯ）を含む鋳のみであっ
た． 一方、還元炉では粗鉛と鐸の２種類の溶体が生成するが
、原料中のＣｕ，Ａｓ，Ｓｂ等はほとんど粗船中に吸収
されていた． 還元炉での鋳温度は１１５０±１０℃であり，排ガス組
威はＣＯ：３〜７．５％、Ｇｏ２：１４．５〜２２．０
％であった． 粗鉛の品位は約８Ｂ．０％であり、取鍋でドロッシング
した結果、高品位の精製鉛とドロスとに分離することが
できた． ドロッシングは４２０〜４６０℃で撹拌して行ったが，
得られたドロスの粒度は−３７メッシュが約８５％であ
った． （ホ）発明の効果 以上のように、本発明法は通常の高品位硫化鉛粕鉱は勿
論のこと，低品位硫化鉛精鉱や主成分がＰｂＳＯ４やＰ
ｂＯである鉛滓等の鉛原料から低コストで効率よ〈粗鉛
を採収することができ、Ｓ分は第１工程の脱硫炉から高
濃度のＳＯｔガスとして回収して硫酸原料とすることが
できる．特に、脱硫炉において硫化鉛Ｍ鉱を溶融鋳中に
吹き込んで脱硫溶錬し，粗鉛を生成させる必要がないか
ら，煙灰の発生率を著しく低下させることができるので
ある．

【図面の簡単な説明】

第１図は本発明法を実施する設備の一例を示す概念図で
ある． 符号説明 １一脱硫炉　２一還元炉　３一脱硫炉出錫用樋４，５−
ランスパイプ　６一含ＳＯ２ガス排出孔７一還元炉ガス
排出孔 特　許　出　願　人　同和鉱業株式会社６ 第１図 手続補正書（自釦 Ｆ威元年　７月／ソ日

Claims (2)

【特許請求の範囲】
1. （１）スラグ溶体中に鉛精鉱を酸素又は酸素富化空気と
   共に吹込んで該硫化鉛精鉱中の鉛分を酸化物とする第１
   工程と、該第１工程で得られた溶体を還元炉に装入し、
   該溶体中に還元剤を吹込んで粗鉛を得る第２工程とから
   なることを特徴とする鉛製錬法。
2. （２）鉛酸化物を含有するスラグ溶体中に鉛精鉱を脱酸
   剤、粉状炭素性物質ならびに酸素又は酸素富化空気と共
   に上吹ランスにより連続的に吹込み、該鉛精鉱中の鉛分
   を酸化物とすると共に生成ガスを硫酸原料ガスとする第
   １工程と、該第１工程で得られた溶体を連続的に還元炉
   に装入し、該溶体中に還元剤を上吹ランスにより吹込ん
   で粗鉛を得る第２工程とからなることを特徴とする鉛製
   錬法。