JPH0515768B2 - - Google Patents
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- JPH0515768B2 JPH0515768B2 JP25961085A JP25961085A JPH0515768B2 JP H0515768 B2 JPH0515768 B2 JP H0515768B2 JP 25961085 A JP25961085 A JP 25961085A JP 25961085 A JP25961085 A JP 25961085A JP H0515768 B2 JPH0515768 B2 JP H0515768B2
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Landscapes
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Description
〔産業上の利用分野〕
本発明は鉛の直接製錬法であつて、鉛の硫化物
精鉱を吹込み製錬法により酸素と共に溶融浴中に
吹込む鉛製錬法の改良に関するものである。 〔従来の技術〕 従来、鉛製錬法として一般的に用いられている
ものは、硫化鉛精鉱を焼結工程で酸化させて脱硫
し、酸化鉛を主体とする塊状物としてこれを溶鉱
炉において還元溶融して粗鉛を得る焼結−還元の
二工程を組合わせたプロセスであるが、この他、
QSL法やKIVCET法のように硫化鉛精鉱を一旦
強酸化溶錬して PbS＋３／202(g)＝PbO＋SO2(g) ……(1) の反応によつて生じる多量のPbOを吸収させた鉄
硅酸塩スラグを生成させる工程と、このスラグを
溶融還元して金属鉛を得る工程とを一つの炉内で
連続的に行なわせる強酸化溶融−溶融還元プロセ
ス、オートクンプフラツシユ製錬法のように弱酸
化溶錬によりPbO含量の少ない鉄硅酸塩スラグと
鉱硫黄含量の粗鉛を得た後、粗鉛の脱硫黄処理を
行なう弱酸化溶融−脱硫黄溶錬プロセスの現在ま
だ試行段階である二つの新しいプロセスを含めて
大別して三種類がある。 この他前記の新しいプロセスの応用として特開
昭59−226130号には銅製錬において行なわれてい
る連続製錬法のように硫化鉛鉱に上吹き製錬法を
適用することによつてフラツシユ法の欠点を除
き、粗鉛とスラグとを別炉に移してスラグの還元
を能率化する提案もある。 前記のプロセスのうち、焼結−還元の二段階プ
ロセスでは焼結工程で脱硫が進んだ満足すべき性
状の焼結塊を得るためには、原料精鉱を多量の繰
返し粉、溶剤、スラグなどで稀釈する必要があ
り、通常硫化鉛精鉱のPb品位が65〜75％もある
のに拘らず、焼結塊中のPb品位は40％程度に稀
釈されるという不合理な工程となつている。従つ
て、鉛精鉱中の脈石分の数倍ないし十数倍にも及
び溶剤やスラグが加わることにより、この結果溶
鉱炉での溶融還元ではかなり多量のエネルギーが
消費され、産出粗鉛と重量的に同程度、容量では
数倍にも及ぶ多量のスラグと膨大な量の排ガスを
生成するエネルギー多消費型であつて、且つ焼結
設備及び大型の排ガス処理設備など多くの付帯設
備が必要となる他、焼結工程や溶鉱炉炉頂からの
環境汚染の問題点もあつた。 一方試行段階のプロセスである強酸化溶融−溶
融還元プロセスでは焼結工程を必要としない為、
環境汚染の問題は少なく、付帯設備も少なくて済
み、また多量の溶剤、スラグ、繰返し粉が必要で
ないため精鉱溶剤段階でのエネルギー消費も少な
くて済む。然しながらこの強酸化溶融−溶融還元
プロセスではスラグ中のPb品位が30〜50％にも
達し、粗鉛としての一次回収率が極めて低く、ス
ラグ中のPbOを還元回収するためかなり多量のエ
ネルギーを必要とするなどの問題点があつた。特
開昭59−226130号の方法においてもスラグ中の
Pb品位が50〜60％であり、且つセラグ組成も一
般的なFeO−SiO2−CaO系のものであつた。ま
た弱酸化溶融−脱硫化溶錬プロセスでは、蒸気圧
の高い硫化鉛が反応に関与するため鉛の揮発損失
が大で、煙灰の発生量も多く、粗煙の回収率が著
しく、低く、ボイラーなどのトラブルが多い等の
問題点があつた。 このように試行段階の二つのプロセスでは、一
つの酸化溶融工程だけで高い粗鉛回収率を狙つた
直接溶錬プロセスの実施は不可能であり、止むを
得ず強酸化溶融−溶融還元ないしは弱酸化溶融−
脱硫黄溶錬の二工程プロセスが必要であつた。 〔発明が解決しようとする問題点〕 この発明は前述の問題点を解消し、揮発損失、
スラグ損失が少なくエネルギー消費の少ない鉛の
直接製錬法を提供することを目的とする。 〔問題点を解消するための手段〕 この目的を達成するために本発明は硫化鉛精鉱
と、溶剤として硅酸鉱を使用することなく石灰系
溶剤と鉄系溶剤の一方又は両方をカルシウムフエ
ライトスラグを形成するのに十分な量と、純酸素
又は酸素富化空気とを、溶融鉛とカルシウムフエ
ライトスラグとが共存する溶融浴上からランスパ
イプを用いて溶融鉛浴中に十分浸入する圧力で吹
込み、硫化鉛を酸化して粗鉛を得るようにしたも
のである。 使用する硫化鉛精鉱としては、後述するカルシ
ウムフエライトスラグの特徴を生かすために精鉱
中の硅酸及びマグネシア含有量が低いものが望ま
しい。 スラグ組成として硅酸鉱を添加することなくカ
ルシウムフエライトスラグを選んだ理由は、最近
の発明者等の研究（Metallurgical Review of
MMIJ，vol1，No.１，1984，矢沢、坂垣）によれ
ば、カルシウムフエライトスラグ中の鉛の活量係
数が、鉄硅酸塩スラグのそれに比して約10倍高
く、その結果カルシウムフエライトスラグを用い
れば鉛のスラグ損失を低く抑えることができるこ
とが予想され、このことを確めるために40％の酸
素濃度のガスを用いてカルシウムフエライトスラ
グ（25％CaO−30％FeO−45％Fe2O3）と鉄硅酸
塩スラグ（25％SiO2−60％FeO−15％Fe2O3）を
用いて吹込みテストを行なつた結果、第１図に示
すように、スラグ中への鉛損失と生成粗鉛のＳ品
位との間には良好な相関関係が認められ、得よう
とする粗鉛のＳ品位、即ち酸素ポテンシヤルを決
めればスラグ中への鉛損失も決めることができ、
また同一Ｓ品位の粗鉛を得る場合、スラグ中への
鉛損失は鉄硅酸塩スラグに比しカルシウムフエラ
イトスラグの方が極めて低いことが明らかになつ
たからである。また、操業温度に近い1300℃にお
いて鉄硅酸塩スラグでの均一融体範囲が呈する最
高の酸素ポテンシヤルはPo2＝10-6atm程度であ
るのに対し、カルシウムフエライトスラグでは
Po2＝1atmまで均一融体範囲が広がつているため
（日本鉱業会誌97巻1120号473〜478頁FeO−
Fe2O3−CaO系の相平衡参照）、マグネタイトト
ラブルの心配なく、純酸素又は酸素富化空気の使
用が可能であるため、排ガス量を減少して鉛の揮
発損失を減少させることが期待できる。このため
反応用気体として酸素濃度の高い方が望ましい
が、反応用気体の酸素濃度が高く熱過剰になる時
には鉛スラツプやPbSO4を含有する二次原料など
の冷水を添加するなどして熱バランスをとること
ができる。 使用する溶剤としては、カルシウムフエライト
スラグを形成するように、即ち従来のスラグでは
不可欠成分と考えられていたシリカ分は副次的
で、溶剤としては添加せず鉛精鉱中に含有するも
ののみが不可避的に混入するのみで酸化鉄と酸化
カルシウムを主成分とし、CaOは15〜35重量％、
通常20％前後含有するように、一般には石灰系溶
剤を添加すれば良く、精鉱中に含有するスラグ成
分の含有量によつては必要に応じて鉄系溶剤を加
えれば良い。 鉛精鉱の吹込み方法については精鉱ができるだ
け溶融鉛浴中に浸入するように強い圧力で吹込む
ことが望ましい。内径50mm、深さ180mmのタンマ
ンルツボを用いた小規模試験で鉛浴を500ｇと、
その上にスラグ層を約１〜８cmとスラグ層の厚さ
を変化させ、酸素はスラグ層上３cmの高さから直
径0.5mmのランスを用い、また窒素及び精鉱はス
ラグ層上６cm上から直径３mmのランスを用い、精
鉱量38〜39ｇ／分の割合で酸素濃度40％及び60％
となるように酸素2.68／min、窒素は4.02／
min及び1.79／minを供給し1200〜1300℃に保
持して試験を行なつた結果の鉛の揮発損失とスラ
グ層厚との関係を第２図に示す。この結果から鉛
の揮発損失を低減させPbS＋O2＝Pb＋So2の直接
溶錬反応を成功させるためには鉛精鉱を素早く出
来る限りスラグ層を押し分けて、粗鉛浴中に浸入
させるような吹込み方式が有効であることを示し
ている。これはスラグに比して溶融粗鉛が吹込ま
れるPbSに対して大きな溶解度をもつためで、
PbSは粗鉛中に速かに溶解し、一旦蒸気圧の低い
低Ｓ粗鉛を形成した後、酸素と反応すると考えら
れ、従つてその間の鉛の揮発損失は低く抑えるこ
とができると考えられる。一方、スラグ中に侵入
したPbSは直接溶錬反応が行なわれる間高い蒸気
圧を呈するPbS単体として存在する可能性が高い
ため、鉛の揮発損失が大きくなるものと考えられ
る。吹込みは精鉱と酸素及び窒素のような不活性
気体とを水冷ランスパイプを用いて同時に吹込む
ことが好ましい。 本発明の方法に従つて操業をするとＳを２％な
いしそれ以下を含む粗鉛と、５％程度のPbを含
有するカルシウムフエライトスラグが得られる。
このスラグ中の鉛はその殆んどがPbOとして存在
しており、必要に応じて別炉に移し、電気炉によ
る鉛の還元回収、あるいは炭材吹込みによる鉛回
収などの所謂スラグクリーニング操作により、容
易にスラグからの脱鉛ができる。脱鉛したスラグ
はセメント原料等に使用することができる。Ｓを
含有した粗鉛は冷却したPbSを析出するなど公知
の方法によつて精製することができる。 〔実施例〕 第１表に組成を示す溶融スラグ120ｇ（スラグ
層厚0.5cm）、溶融粗鉛500ｇをアルミナ製B7ルツ
ボに入れて1200℃に保持し、同じく第１表に組成
を示す硫化鉛精鉱と、溶融スラグと同組成のスラ
グ粉を重量比５：３で混合した原料を95ｇ／分の
割合で内径３mmのランスパイプから1.29／分の
N2ガスと共に、またO2ガスは5.17／分の割合
で内径１mmのランスパイプを用いて吹込んだ。
精鉱を吹込み製錬法により酸素と共に溶融浴中に
吹込む鉛製錬法の改良に関するものである。 〔従来の技術〕 従来、鉛製錬法として一般的に用いられている
ものは、硫化鉛精鉱を焼結工程で酸化させて脱硫
し、酸化鉛を主体とする塊状物としてこれを溶鉱
炉において還元溶融して粗鉛を得る焼結−還元の
二工程を組合わせたプロセスであるが、この他、
QSL法やKIVCET法のように硫化鉛精鉱を一旦
強酸化溶錬して PbS＋３／202(g)＝PbO＋SO2(g) ……(1) の反応によつて生じる多量のPbOを吸収させた鉄
硅酸塩スラグを生成させる工程と、このスラグを
溶融還元して金属鉛を得る工程とを一つの炉内で
連続的に行なわせる強酸化溶融−溶融還元プロセ
ス、オートクンプフラツシユ製錬法のように弱酸
化溶錬によりPbO含量の少ない鉄硅酸塩スラグと
鉱硫黄含量の粗鉛を得た後、粗鉛の脱硫黄処理を
行なう弱酸化溶融−脱硫黄溶錬プロセスの現在ま
だ試行段階である二つの新しいプロセスを含めて
大別して三種類がある。 この他前記の新しいプロセスの応用として特開
昭59−226130号には銅製錬において行なわれてい
る連続製錬法のように硫化鉛鉱に上吹き製錬法を
適用することによつてフラツシユ法の欠点を除
き、粗鉛とスラグとを別炉に移してスラグの還元
を能率化する提案もある。 前記のプロセスのうち、焼結−還元の二段階プ
ロセスでは焼結工程で脱硫が進んだ満足すべき性
状の焼結塊を得るためには、原料精鉱を多量の繰
返し粉、溶剤、スラグなどで稀釈する必要があ
り、通常硫化鉛精鉱のPb品位が65〜75％もある
のに拘らず、焼結塊中のPb品位は40％程度に稀
釈されるという不合理な工程となつている。従つ
て、鉛精鉱中の脈石分の数倍ないし十数倍にも及
び溶剤やスラグが加わることにより、この結果溶
鉱炉での溶融還元ではかなり多量のエネルギーが
消費され、産出粗鉛と重量的に同程度、容量では
数倍にも及ぶ多量のスラグと膨大な量の排ガスを
生成するエネルギー多消費型であつて、且つ焼結
設備及び大型の排ガス処理設備など多くの付帯設
備が必要となる他、焼結工程や溶鉱炉炉頂からの
環境汚染の問題点もあつた。 一方試行段階のプロセスである強酸化溶融−溶
融還元プロセスでは焼結工程を必要としない為、
環境汚染の問題は少なく、付帯設備も少なくて済
み、また多量の溶剤、スラグ、繰返し粉が必要で
ないため精鉱溶剤段階でのエネルギー消費も少な
くて済む。然しながらこの強酸化溶融−溶融還元
プロセスではスラグ中のPb品位が30〜50％にも
達し、粗鉛としての一次回収率が極めて低く、ス
ラグ中のPbOを還元回収するためかなり多量のエ
ネルギーを必要とするなどの問題点があつた。特
開昭59−226130号の方法においてもスラグ中の
Pb品位が50〜60％であり、且つセラグ組成も一
般的なFeO−SiO2−CaO系のものであつた。ま
た弱酸化溶融−脱硫化溶錬プロセスでは、蒸気圧
の高い硫化鉛が反応に関与するため鉛の揮発損失
が大で、煙灰の発生量も多く、粗煙の回収率が著
しく、低く、ボイラーなどのトラブルが多い等の
問題点があつた。 このように試行段階の二つのプロセスでは、一
つの酸化溶融工程だけで高い粗鉛回収率を狙つた
直接溶錬プロセスの実施は不可能であり、止むを
得ず強酸化溶融−溶融還元ないしは弱酸化溶融−
脱硫黄溶錬の二工程プロセスが必要であつた。 〔発明が解決しようとする問題点〕 この発明は前述の問題点を解消し、揮発損失、
スラグ損失が少なくエネルギー消費の少ない鉛の
直接製錬法を提供することを目的とする。 〔問題点を解消するための手段〕 この目的を達成するために本発明は硫化鉛精鉱
と、溶剤として硅酸鉱を使用することなく石灰系
溶剤と鉄系溶剤の一方又は両方をカルシウムフエ
ライトスラグを形成するのに十分な量と、純酸素
又は酸素富化空気とを、溶融鉛とカルシウムフエ
ライトスラグとが共存する溶融浴上からランスパ
イプを用いて溶融鉛浴中に十分浸入する圧力で吹
込み、硫化鉛を酸化して粗鉛を得るようにしたも
のである。 使用する硫化鉛精鉱としては、後述するカルシ
ウムフエライトスラグの特徴を生かすために精鉱
中の硅酸及びマグネシア含有量が低いものが望ま
しい。 スラグ組成として硅酸鉱を添加することなくカ
ルシウムフエライトスラグを選んだ理由は、最近
の発明者等の研究（Metallurgical Review of
MMIJ，vol1，No.１，1984，矢沢、坂垣）によれ
ば、カルシウムフエライトスラグ中の鉛の活量係
数が、鉄硅酸塩スラグのそれに比して約10倍高
く、その結果カルシウムフエライトスラグを用い
れば鉛のスラグ損失を低く抑えることができるこ
とが予想され、このことを確めるために40％の酸
素濃度のガスを用いてカルシウムフエライトスラ
グ（25％CaO−30％FeO−45％Fe2O3）と鉄硅酸
塩スラグ（25％SiO2−60％FeO−15％Fe2O3）を
用いて吹込みテストを行なつた結果、第１図に示
すように、スラグ中への鉛損失と生成粗鉛のＳ品
位との間には良好な相関関係が認められ、得よう
とする粗鉛のＳ品位、即ち酸素ポテンシヤルを決
めればスラグ中への鉛損失も決めることができ、
また同一Ｓ品位の粗鉛を得る場合、スラグ中への
鉛損失は鉄硅酸塩スラグに比しカルシウムフエラ
イトスラグの方が極めて低いことが明らかになつ
たからである。また、操業温度に近い1300℃にお
いて鉄硅酸塩スラグでの均一融体範囲が呈する最
高の酸素ポテンシヤルはPo2＝10-6atm程度であ
るのに対し、カルシウムフエライトスラグでは
Po2＝1atmまで均一融体範囲が広がつているため
（日本鉱業会誌97巻1120号473〜478頁FeO−
Fe2O3−CaO系の相平衡参照）、マグネタイトト
ラブルの心配なく、純酸素又は酸素富化空気の使
用が可能であるため、排ガス量を減少して鉛の揮
発損失を減少させることが期待できる。このため
反応用気体として酸素濃度の高い方が望ましい
が、反応用気体の酸素濃度が高く熱過剰になる時
には鉛スラツプやPbSO4を含有する二次原料など
の冷水を添加するなどして熱バランスをとること
ができる。 使用する溶剤としては、カルシウムフエライト
スラグを形成するように、即ち従来のスラグでは
不可欠成分と考えられていたシリカ分は副次的
で、溶剤としては添加せず鉛精鉱中に含有するも
ののみが不可避的に混入するのみで酸化鉄と酸化
カルシウムを主成分とし、CaOは15〜35重量％、
通常20％前後含有するように、一般には石灰系溶
剤を添加すれば良く、精鉱中に含有するスラグ成
分の含有量によつては必要に応じて鉄系溶剤を加
えれば良い。 鉛精鉱の吹込み方法については精鉱ができるだ
け溶融鉛浴中に浸入するように強い圧力で吹込む
ことが望ましい。内径50mm、深さ180mmのタンマ
ンルツボを用いた小規模試験で鉛浴を500ｇと、
その上にスラグ層を約１〜８cmとスラグ層の厚さ
を変化させ、酸素はスラグ層上３cmの高さから直
径0.5mmのランスを用い、また窒素及び精鉱はス
ラグ層上６cm上から直径３mmのランスを用い、精
鉱量38〜39ｇ／分の割合で酸素濃度40％及び60％
となるように酸素2.68／min、窒素は4.02／
min及び1.79／minを供給し1200〜1300℃に保
持して試験を行なつた結果の鉛の揮発損失とスラ
グ層厚との関係を第２図に示す。この結果から鉛
の揮発損失を低減させPbS＋O2＝Pb＋So2の直接
溶錬反応を成功させるためには鉛精鉱を素早く出
来る限りスラグ層を押し分けて、粗鉛浴中に浸入
させるような吹込み方式が有効であることを示し
ている。これはスラグに比して溶融粗鉛が吹込ま
れるPbSに対して大きな溶解度をもつためで、
PbSは粗鉛中に速かに溶解し、一旦蒸気圧の低い
低Ｓ粗鉛を形成した後、酸素と反応すると考えら
れ、従つてその間の鉛の揮発損失は低く抑えるこ
とができると考えられる。一方、スラグ中に侵入
したPbSは直接溶錬反応が行なわれる間高い蒸気
圧を呈するPbS単体として存在する可能性が高い
ため、鉛の揮発損失が大きくなるものと考えられ
る。吹込みは精鉱と酸素及び窒素のような不活性
気体とを水冷ランスパイプを用いて同時に吹込む
ことが好ましい。 本発明の方法に従つて操業をするとＳを２％な
いしそれ以下を含む粗鉛と、５％程度のPbを含
有するカルシウムフエライトスラグが得られる。
このスラグ中の鉛はその殆んどがPbOとして存在
しており、必要に応じて別炉に移し、電気炉によ
る鉛の還元回収、あるいは炭材吹込みによる鉛回
収などの所謂スラグクリーニング操作により、容
易にスラグからの脱鉛ができる。脱鉛したスラグ
はセメント原料等に使用することができる。Ｓを
含有した粗鉛は冷却したPbSを析出するなど公知
の方法によつて精製することができる。 〔実施例〕 第１表に組成を示す溶融スラグ120ｇ（スラグ
層厚0.5cm）、溶融粗鉛500ｇをアルミナ製B7ルツ
ボに入れて1200℃に保持し、同じく第１表に組成
を示す硫化鉛精鉱と、溶融スラグと同組成のスラ
グ粉を重量比５：３で混合した原料を95ｇ／分の
割合で内径３mmのランスパイプから1.29／分の
N2ガスと共に、またO2ガスは5.17／分の割合
で内径１mmのランスパイプを用いて吹込んだ。
【表】
吹込みを30分継続し、10分間セツトリングした
後、得た生成スラグと生成粗鉛の組成を第２表に
示す。
後、得た生成スラグと生成粗鉛の組成を第２表に
示す。
【表】
鉛のダスト損失は装入鉛量の10.7％で、酸素効
率はほぼ100％に近いと推定された。また酸素濃
度は80％という高濃度であつても、吹込み中にス
ラグ表面が過酸化状態となつて吹込困難となる所
謂マグネタイトトラブルの現象は起こらなかつ
た。 この実施例の結果と文献によるQSL法の酸化
帯における結果及びオートクンプ法の結果の比較
を第３表に示す。
率はほぼ100％に近いと推定された。また酸素濃
度は80％という高濃度であつても、吹込み中にス
ラグ表面が過酸化状態となつて吹込困難となる所
謂マグネタイトトラブルの現象は起こらなかつ
た。 この実施例の結果と文献によるQSL法の酸化
帯における結果及びオートクンプ法の結果の比較
を第３表に示す。
【表】
本発明によれば、鉄硅酸塩スラグの代りにカル
シウムフエライトスラグを用いて鉛の硫化物精鉱
の吹込み溶錬を行なうため、鉛のスラグ損失を低
く抑えることができ、且つ高濃度酸素の使用が可
能であるため排ガス量を減少することができ、所
要エネルギーの値の低い鉛の直接精錬を行なうこ
とができ、また硫化鉛精鉱を粗鉛中に吹込むこ
と、並びに前記した排ガス量の減少から鉛の揮発
損失を減らすことができる。更にはカルシウムフ
エライトスラグは塩基性であるため酸性酸化物を
形成するAs、Sbなどの有害不純物を粗鉛からス
ラグへの効果的除去が期待でき、又粗鉛はPbSの
吸収能が高いために、この直接精錬系に供給され
る精鉱と酸素の比の変動に対してバツフアー役割
を果し、断定した直接溶錬反応が期待される。
シウムフエライトスラグを用いて鉛の硫化物精鉱
の吹込み溶錬を行なうため、鉛のスラグ損失を低
く抑えることができ、且つ高濃度酸素の使用が可
能であるため排ガス量を減少することができ、所
要エネルギーの値の低い鉛の直接精錬を行なうこ
とができ、また硫化鉛精鉱を粗鉛中に吹込むこ
と、並びに前記した排ガス量の減少から鉛の揮発
損失を減らすことができる。更にはカルシウムフ
エライトスラグは塩基性であるため酸性酸化物を
形成するAs、Sbなどの有害不純物を粗鉛からス
ラグへの効果的除去が期待でき、又粗鉛はPbSの
吸収能が高いために、この直接精錬系に供給され
る精鉱と酸素の比の変動に対してバツフアー役割
を果し、断定した直接溶錬反応が期待される。
第１図はカルシウムフエライトスラグと鉄硅酸
塩スラグを用いて鉛浴中へ硫化物精鉱の吹込みテ
ストを行なつた場合のスラグ中のPb品位と、生
成粗鉛中のＳ品位との関係を示した図、第２図は
同様のテストでの鉛の揮発損失とスラグ層厚との
関係を示した図である。
塩スラグを用いて鉛浴中へ硫化物精鉱の吹込みテ
ストを行なつた場合のスラグ中のPb品位と、生
成粗鉛中のＳ品位との関係を示した図、第２図は
同様のテストでの鉛の揮発損失とスラグ層厚との
関係を示した図である。
Claims (1)
- １ 硫化鉛精鉱と、溶剤としてカルシウムフエラ
イトスラグを形成するに十分な石灰系溶剤及び／
又は鉄系溶剤と、純酸素又は酸素富化空気とを溶
融鉛とカルシウムフエライトスラグとが共存する
溶融浴上からランスパイプを用いて溶融鉛浴中に
十分浸入する圧力で吹込み、硫化鉛を酸化して粗
鉛を得ることを特徴とする吹込み溶錬による鉛製
錬法。
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| JP25961085A JPS62120435A (ja) | 1985-11-18 | 1985-11-18 | 吹込み溶錬による鉛製錬法 |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| JP25961085A JPS62120435A (ja) | 1985-11-18 | 1985-11-18 | 吹込み溶錬による鉛製錬法 |
Publications (2)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| JPS62120435A JPS62120435A (ja) | 1987-06-01 |
| JPH0515768B2 true JPH0515768B2 (ja) | 1993-03-02 |
Family
ID=17336474
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| JP25961085A Granted JPS62120435A (ja) | 1985-11-18 | 1985-11-18 | 吹込み溶錬による鉛製錬法 |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| JP (1) | JPS62120435A (ja) |
Families Citing this family (2)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| WO2015024073A1 (en) * | 2013-08-19 | 2015-02-26 | Glencore Technology Pty Limited | Treatment of high sulphur solids |
| CN104561582A (zh) * | 2014-12-22 | 2015-04-29 | 芜湖金龙模具锻造有限责任公司 | 一种粗铅的氧化精炼方法 |
-
1985
- 1985-11-18 JP JP25961085A patent/JPS62120435A/ja active Granted
Also Published As
| Publication number | Publication date |
|---|---|
| JPS62120435A (ja) | 1987-06-01 |
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