JPH07116530B2 - 硫化亜鉛精鉱の熔融脱硫方法 - Google Patents
硫化亜鉛精鉱の熔融脱硫方法Info
- Publication number
- JPH07116530B2 JPH07116530B2 JP2271654A JP27165490A JPH07116530B2 JP H07116530 B2 JPH07116530 B2 JP H07116530B2 JP 2271654 A JP2271654 A JP 2271654A JP 27165490 A JP27165490 A JP 27165490A JP H07116530 B2 JPH07116530 B2 JP H07116530B2
- Authority
- JP
- Japan
- Prior art keywords
- zinc
- raw material
- slag
- oxygen
- desulfurization
- Prior art date
- Legal status (The legal status is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the status listed.)
- Expired - Fee Related
Links
Landscapes
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Description
【発明の詳細な説明】 ［産業上の利用分野］ 本発明は硫化亜鉛精鉱を用いた製錬法に関する。
［従来の技術］ 硫化亜鉛精鉱より金属亜鉛を得る方法には大別して湿式
法と乾式法がある。
法と乾式法がある。
湿式法は、硫化精鉱を焙焼して得られた焼鉱を硫酸で溶
解し、硫酸亜鉛溶液を得、脱鉄等の浄液を行った後電解
により電気亜鉛を得て、これを電気炉で溶解して金属亜
鉛を得るものである。
解し、硫酸亜鉛溶液を得、脱鉄等の浄液を行った後電解
により電気亜鉛を得て、これを電気炉で溶解して金属亜
鉛を得るものである。
乾式法には、焼鉱と40〜60重量％の還元用炭とを混合
し、これを横置式レトルトに装入してレトルトを外部よ
り加熱し、亜鉛を還元揮発させ、コンデンサーで凝縮さ
せる水平蒸溜法や、焼鉱等と粉炭及び粉コークスとを混
練し、団鉱とし、炭化炉で加熱してコークス化して得た
団鉱を立型の外部加熱式レトルトに、加熱しつつ連続的
に供給し、亜鉛を還元揮発させ、レトルト上部に設けら
れたコンデンサーで凝縮させる立型蒸溜法や、焼鉱と粉
コークスとを混合し焼結して焼結鉱を得、これと粉コー
クスとを円筒型の炉に装入し、炉の上下に設置してある
電極より通電し、この混合原料自体を低抗体として電気
抵抗加熱を行って還元蒸溜する電熱蒸溜法や、前処理と
して硫化精鉱を適当量の溶剤と混合し酸化焼結して脱硫
し、焼結塊を得、これをコースと共に溶鉱炉に装入し、
溶鉱炉で加熱還元し亜鉛を揮発させ、この亜鉛蒸気に熔
融鉛をスプラッシュして亜鉛を鉛−亜鉛合金として捕促
し、次いでこれを冷却して溶解度差により亜鉛熔体を分
離し、要すれば精留して金属亜鉛を得るISP法とがあ
る。
し、これを横置式レトルトに装入してレトルトを外部よ
り加熱し、亜鉛を還元揮発させ、コンデンサーで凝縮さ
せる水平蒸溜法や、焼鉱等と粉炭及び粉コークスとを混
練し、団鉱とし、炭化炉で加熱してコークス化して得た
団鉱を立型の外部加熱式レトルトに、加熱しつつ連続的
に供給し、亜鉛を還元揮発させ、レトルト上部に設けら
れたコンデンサーで凝縮させる立型蒸溜法や、焼鉱と粉
コークスとを混合し焼結して焼結鉱を得、これと粉コー
クスとを円筒型の炉に装入し、炉の上下に設置してある
電極より通電し、この混合原料自体を低抗体として電気
抵抗加熱を行って還元蒸溜する電熱蒸溜法や、前処理と
して硫化精鉱を適当量の溶剤と混合し酸化焼結して脱硫
し、焼結塊を得、これをコースと共に溶鉱炉に装入し、
溶鉱炉で加熱還元し亜鉛を揮発させ、この亜鉛蒸気に熔
融鉛をスプラッシュして亜鉛を鉛−亜鉛合金として捕促
し、次いでこれを冷却して溶解度差により亜鉛熔体を分
離し、要すれば精留して金属亜鉛を得るISP法とがあ
る。
これらの乾式法の中で、ISP法は亜鉛と鉛と同時に製錬
することができること、生産性が高いこと、不純物に対
する許容量が大きいことから広く採用されている。
することができること、生産性が高いこと、不純物に対
する許容量が大きいことから広く採用されている。
［発明が解決しようとする課題］ しかし、このISP法の前処理である脱硫工程、酸化促進
のために焙焼温度をあまり高くすると、原料の一部が熔
融し、熔焼設備に融着し、焼成物を該設備より排出させ
ることが困難となり、最悪の場合は操業を停止せざるを
得なくなるという問題がある。又、一部の原料の熔融に
より粒子の凝集が起こり反応粒子の表面積が小さくなる
ことから、焙焼温度を1100℃以下とせざるを得ないた
め、脱硫速度が遅くなるという問題がある。
のために焙焼温度をあまり高くすると、原料の一部が熔
融し、熔焼設備に融着し、焼成物を該設備より排出させ
ることが困難となり、最悪の場合は操業を停止せざるを
得なくなるという問題がある。又、一部の原料の熔融に
より粒子の凝集が起こり反応粒子の表面積が小さくなる
ことから、焙焼温度を1100℃以下とせざるを得ないた
め、脱硫速度が遅くなるという問題がある。
そして、焙焼温度を1100℃以下にしても、粒子の凝集を
防止するために、焼結機に投入する原料の約４倍量の返
し粉が工程内を常に循環するようにせざるを得ないとい
う問題がある。さらに、焙焼温度が低くなると、脱硫反
応で発生する酸化熱の有効利用が図れないという問題が
ある。
防止するために、焼結機に投入する原料の約４倍量の返
し粉が工程内を常に循環するようにせざるを得ないとい
う問題がある。さらに、焙焼温度が低くなると、脱硫反
応で発生する酸化熱の有効利用が図れないという問題が
ある。
従って、本発明の目的は、脱硫速度が早く、かつ熱効率
のよい脱硫方法の提供にある。
のよい脱硫方法の提供にある。
［課題を解決するための手段］ 本発明者らは種々検討した結果、脱硫反応により生成す
る鉄及び亜鉛等の酸化物並びにSiO2を始めとする脈石成
分を熔融スラグとすれば、熱移動速度及び物質移動速
度、特に酸素の移動速度が極めて速くなり、焙焼よりも
大きな脱硫速度を得ることができるということを見出し
本発明に至った。
る鉄及び亜鉛等の酸化物並びにSiO2を始めとする脈石成
分を熔融スラグとすれば、熱移動速度及び物質移動速
度、特に酸素の移動速度が極めて速くなり、焙焼よりも
大きな脱硫速度を得ることができるということを見出し
本発明に至った。
すなわち、本発明の熔融脱硫法は、亜鉛硫化物を主体と
する原料とフラックスとを工業用酸素、酸素富化空気、
空気の何れか一種と反応させ、該原料中の一部の亜鉛を
主として酸化亜鉛よりなる煙灰として回収し、残部の亜
鉛を熔融スラグとして回収し、このとき熔融スラグが、
1200℃以上の温度に保持され、鉄酸化物及び硅酸を含
み、その硫黄品位が0.3〜15重量％（以下％として示
す。）であるようにする。
する原料とフラックスとを工業用酸素、酸素富化空気、
空気の何れか一種と反応させ、該原料中の一部の亜鉛を
主として酸化亜鉛よりなる煙灰として回収し、残部の亜
鉛を熔融スラグとして回収し、このとき熔融スラグが、
1200℃以上の温度に保持され、鉄酸化物及び硅酸を含
み、その硫黄品位が0.3〜15重量％（以下％として示
す。）であるようにする。
本発明の熔融脱硫法では、必要に応じて、重油、微粉
炭、コークスなどの補助燃料を原料及びフラックスと共
に使用できる。
炭、コークスなどの補助燃料を原料及びフラックスと共
に使用できる。
又、本発明の熔融脱硫法では、原料に対して供給する酸
素量及び／当は添加フラックス量を調節することにより
原料中の亜鉛の煙灰とスラグとへの分配比を調節でき
る。そして、好ましくは、原料中の亜鉛の５〜95％を煙
灰として回収し、残部を熔融スラグとして回収する。
素量及び／当は添加フラックス量を調節することにより
原料中の亜鉛の煙灰とスラグとへの分配比を調節でき
る。そして、好ましくは、原料中の亜鉛の５〜95％を煙
灰として回収し、残部を熔融スラグとして回収する。
［作用］ 本発明において、原料中のZnSは酸素と反応し、式に
従いZnO粒子とSO2とを生成する。
従いZnO粒子とSO2とを生成する。
ZnS（ｓ）＋3/2O2（ｇ）→ ZnO（ｓ）＋SO2（ｇ） この反応の速度は1200℃以上で著しく増加する。そのた
め酸素富化の程度及び／又は補助燃料の添加量を調節し
て反応温度やスラグ温度を1200℃以上となるように調節
する。
め酸素富化の程度及び／又は補助燃料の添加量を調節し
て反応温度やスラグ温度を1200℃以上となるように調節
する。
前述のように、本発明の熔融スラグは、酸化鉄と硅酸を
含むが、熔融スラグは、原料中に10％前後含まれる鉄よ
り生じた酸化鉄と、脈石の主成分であるSiO2と、フラッ
クスとから形成されるのである。
含むが、熔融スラグは、原料中に10％前後含まれる鉄よ
り生じた酸化鉄と、脈石の主成分であるSiO2と、フラッ
クスとから形成されるのである。
この溶融スラグの組成は、FeO−Fe2O3−SiO2系スラグを
基本とするものであり、必要に応じてCaOをスラグ成分
として追加し、融点を低下させる。
基本とするものであり、必要に応じてCaOをスラグ成分
として追加し、融点を低下させる。
熔融スラグの成分について、次に説明する。
精鉱中のFeは通常FlSとして存在するが、このFeSは反応
性が極めて高く、急速に酸化され、各種の価数の酸化鉄
となる。これらの酸化鉄の中でFe3O4は融点が高く、析
出しやすい。Fe3O4が析出すると炉底の上昇を招き、最
終的には操業ができなくなる。これを防ぐためには熔融
スラグ中のFe3O4品位を可能なかぎり下げる必要があ
る。
性が極めて高く、急速に酸化され、各種の価数の酸化鉄
となる。これらの酸化鉄の中でFe3O4は融点が高く、析
出しやすい。Fe3O4が析出すると炉底の上昇を招き、最
終的には操業ができなくなる。これを防ぐためには熔融
スラグ中のFe3O4品位を可能なかぎり下げる必要があ
る。
本発明は、熔融スラグ中のFe3O4品位と熔融スラグの性
質との関係を研究した結果に基づいている。
質との関係を研究した結果に基づいている。
本発明の方法で生成するスラグ中のFe3O4品位とＳ品位
との関係の調査で得た結果を第１図に示す。第１図にお
いて、縦軸は熔融スラグ中のFe3O4含有量を示し、横軸
は熔融スラグ中のＳ含有量を示す。
との関係の調査で得た結果を第１図に示す。第１図にお
いて、縦軸は熔融スラグ中のFe3O4含有量を示し、横軸
は熔融スラグ中のＳ含有量を示す。
第１図によれば、Ｓ品位が0.3％以下となるとFe3O4品位
が急激に増加することがわかる。
が急激に増加することがわかる。
この結果より、Fe3O4の析出を防止するためには熔融ス
ラグ中のＳ品位を0.3％以上とすることが必要であるこ
とがわかる。また、この熔融スラグにおけるＳの溶解度
の上限値はほぼ15％である。従って、本発明は、溶融ス
ラグ中の硫黄含有量が0.3〜15重量％である。
ラグ中のＳ品位を0.3％以上とすることが必要であるこ
とがわかる。また、この熔融スラグにおけるＳの溶解度
の上限値はほぼ15％である。従って、本発明は、溶融ス
ラグ中の硫黄含有量が0.3〜15重量％である。
式で生成したZnO粒子はこの熔融スラグに吸収され、
熔体となる。原料と反応する酸素の量が少ないと、ZnS
の一部は式に従い分解されZn蒸気を生成し、この蒸気
はガス処理設備において漏入したフリーエアにより、あ
るいはフリーエアを供給することにより式に従いZnO
粒子となり、煙灰として回収される。
熔体となる。原料と反応する酸素の量が少ないと、ZnS
の一部は式に従い分解されZn蒸気を生成し、この蒸気
はガス処理設備において漏入したフリーエアにより、あ
るいはフリーエアを供給することにより式に従いZnO
粒子となり、煙灰として回収される。
ZnS（ｓ）→Zn（ｇ）＋1/2S2（ｇ） Zn（ｇ）＋1/2O2（ｇ）→ZnO（ｓ） よって、原料中の精鉱に対する供給酸素量を変化させる
ことにより容易にZnの煙灰への分配率を調節できる。
ことにより容易にZnの煙灰への分配率を調節できる。
しかし、供給酸素量を０としても生成したZn蒸気の一部
は式の逆反応によりZnSとなりスラグ中に取込まれる
ため煙灰へのZnの分配率を100％とすることは困難であ
る。
は式の逆反応によりZnSとなりスラグ中に取込まれる
ため煙灰へのZnの分配率を100％とすることは困難であ
る。
逆に、大過剰の酸素を供給し、原料中のZnSを全てZnO粒
子としたとしても、スラグ中への吸収が間に合わず、一
部のZnOの粒子は煙灰として飛散することから、スラグ
へのZnの分配率を100％とすることも困難である。な
お、スラグ量の調整によるZnの煙灰への分配率の調節が
可能であることは言うまでもないことである。
子としたとしても、スラグ中への吸収が間に合わず、一
部のZnOの粒子は煙灰として飛散することから、スラグ
へのZnの分配率を100％とすることも困難である。な
お、スラグ量の調整によるZnの煙灰への分配率の調節が
可能であることは言うまでもないことである。
本発明の適用に際し、Znの煙灰への分配率をどの程度に
するかは、当該熔融脱硫法を実施する製錬所の操業形態
に依存するので、その製錬所のトータルエネルギーコス
トが最小になるように選択することが好ましい。
するかは、当該熔融脱硫法を実施する製錬所の操業形態
に依存するので、その製錬所のトータルエネルギーコス
トが最小になるように選択することが好ましい。
本発明の実施に際して使用する装置としては自熔製錬法
やバススメルティング法が適用できる装置であればよ
い。このような装置を用いて本発明の方法を実施した場
合には、、式の反応を完了させるに必要な時間は１
秒程度であり、従来の焼結機を用いた場合よりもはるか
に速い。
やバススメルティング法が適用できる装置であればよ
い。このような装置を用いて本発明の方法を実施した場
合には、、式の反応を完了させるに必要な時間は１
秒程度であり、従来の焼結機を用いた場合よりもはるか
に速い。
本発明の方法で得られた煙灰はそのまま次工程である団
鉱工程に供給できる。また、スラグ中のZnは、通常行わ
れているスラグヒューミング法により容易に回収できる
が、このスラグヒューミング法はかなりの高温度を必要
とすることを考えると、1200℃以上の温度のスラグを得
る本発明の方法はエネルギー的に極めて有利となる。
鉱工程に供給できる。また、スラグ中のZnは、通常行わ
れているスラグヒューミング法により容易に回収できる
が、このスラグヒューミング法はかなりの高温度を必要
とすることを考えると、1200℃以上の温度のスラグを得
る本発明の方法はエネルギー的に極めて有利となる。
［実施例−１］ 本実施例は、自熔製錬方式の試験用熔錬炉に本発明の方
法を適用したものである。
法を適用したものである。
この試験用熔錬炉は、第２図に示すように、高さ4m、内
径1.5mのシャフト10と、長さ5.25m、内径1.5mのセトラ
ー20から構成され、シャフト10の頂部に、精鉱シュート
12を供えた酸素・燃料バーナー14を設け、セトラー20の
一端がシャフト10に結合され、他端に廃煙道22を設けて
ある。
径1.5mのシャフト10と、長さ5.25m、内径1.5mのセトラ
ー20から構成され、シャフト10の頂部に、精鉱シュート
12を供えた酸素・燃料バーナー14を設け、セトラー20の
一端がシャフト10に結合され、他端に廃煙道22を設けて
ある。
第２図の試験用溶錬炉を用い、第１表に示した組成の原
料を用いて、第２表のCase−１とCase−２の条件で試験
操業を行った。その結果を第３表のCase−１とCase−２
に示した。
料を用いて、第２表のCase−１とCase−２の条件で試験
操業を行った。その結果を第３表のCase−１とCase−２
に示した。
Case−１とCase−２を比較すると、トータルフラックス
率（第２表）が増加するとZnの揮発率（第３表）が低下
していることがわかる。このことより、Znの煙灰への分
配率を大きくするためにはトータルフラックス率を減少
させればよく、小さくするためにはトータルフラックス
率を増加すればよいことがわかる。
率（第２表）が増加するとZnの揮発率（第３表）が低下
していることがわかる。このことより、Znの煙灰への分
配率を大きくするためにはトータルフラックス率を減少
させればよく、小さくするためにはトータルフラックス
率を増加すればよいことがわかる。
［実施例−２］ 本実施例は、バススメルティング方式の試験用熔錬炉に
本発明の方法を適用したものである。
本発明の方法を適用したものである。
この試験用熔錬炉は、第３図に示すように、第２の酸素
・燃料バーナー14の代りに吹込みランス16及び吹込みタ
ンク18を設け、側壁に、酸素・燃料バーナー24を設け、
シャフト10の高さを2.8mとした以外は実施例−１と同じ
構成である。この試験用熔練炉において、ランス16よ
り、第１表に示した組成の原料を流送用空気及び酸素
（純度90％の工業用酸素）と共に炉内のスラグ層中に吹
込む試験操業を行った。
・燃料バーナー14の代りに吹込みランス16及び吹込みタ
ンク18を設け、側壁に、酸素・燃料バーナー24を設け、
シャフト10の高さを2.8mとした以外は実施例−１と同じ
構成である。この試験用熔練炉において、ランス16よ
り、第１表に示した組成の原料を流送用空気及び酸素
（純度90％の工業用酸素）と共に炉内のスラグ層中に吹
込む試験操業を行った。
試験操業における条件を第２表のCase−３、Case−４に
示し、結果を第３表のCase−３、Case−４に示した。
示し、結果を第３表のCase−３、Case−４に示した。
第３表のCase−３とCase−４とを比較するとバス・スメ
ルティングでも実施例−１と同様の結果が得られてい
る。
ルティングでも実施例−１と同様の結果が得られてい
る。
［実施例−３］ 実施例−２と同じ試験用熔練炉を用いて第２表のCase−
５に示した条件に従い第１表に示した組成の原料を流送
用空気と共に炉内のスラグ層中に吹込み試験操業を行っ
た。本実施例はZn精鉱中のFeSの一部を酸化するに必要
な酸素のみを空気によって供給することを目的とするも
のである。この条件に従えば、ZnSのほとんどが式に
従い分解するはずである。得られた３日間の平均結果を
第３表のCase−５に示した。
５に示した条件に従い第１表に示した組成の原料を流送
用空気と共に炉内のスラグ層中に吹込み試験操業を行っ
た。本実施例はZn精鉱中のFeSの一部を酸化するに必要
な酸素のみを空気によって供給することを目的とするも
のである。この条件に従えば、ZnSのほとんどが式に
従い分解するはずである。得られた３日間の平均結果を
第３表のCase−５に示した。
第３表のCase−５の結果では、スラグ中のＳ品位は12.9
％となっているが、スポット的には最大15.0％のＳ品位
が得られている。また、Znの揮発率が71.8％と高い。
％となっているが、スポット的には最大15.0％のＳ品位
が得られている。また、Znの揮発率が71.8％と高い。
この結果、Znを煙灰として回収するためには反応酸素量
を制限し、トータルフラックス率を低くすればよいこと
がわかる。
を制限し、トータルフラックス率を低くすればよいこと
がわかる。
［実施例−４］ セトラー20内のスラグ面に400Nm3/hの空気を吹きつける
以外は実施例−３と同一条件で試験操業を行った。操業
条件を第２表のCase−６に、得られた結果を第３表のCa
se−６に示した。第３表のCase−６の結果よりスラグ中
のＳ品位が低下し、Znがスラグより揮発除去され、スラ
グ中のZn品位も低下したことがわかる。この結果、Znの
揮発率と煙灰発生率とが、Case−５の値よりさらに大き
くなっている。これは、スラグ表面に空気を吹きつけ、
スラグ表面でZnと反応する酸素量を増加させたためであ
る。
以外は実施例−３と同一条件で試験操業を行った。操業
条件を第２表のCase−６に、得られた結果を第３表のCa
se−６に示した。第３表のCase−６の結果よりスラグ中
のＳ品位が低下し、Znがスラグより揮発除去され、スラ
グ中のZn品位も低下したことがわかる。この結果、Znの
揮発率と煙灰発生率とが、Case−５の値よりさらに大き
くなっている。これは、スラグ表面に空気を吹きつけ、
スラグ表面でZnと反応する酸素量を増加させたためであ
る。
よって、酸素の増減をもって煙灰へのZnの分配率の調整
が可能と言える。
が可能と言える。
［発明の効果］ 本発明の方法では、脱硫反応により生成する鉄及び亜鉛
等の酸化物並びにSiO2等の脈石成分を熔融スラグとして
構成し、熔融スラグ中に原料を吹込むため脱流速度が極
めて速く、かつ生成物の温度が高いため脱硫反応熱を還
元工程で有効に利用できる。さらに、Znを煙灰とスラグ
とに任意の比率で分配することが可能である。
等の酸化物並びにSiO2等の脈石成分を熔融スラグとして
構成し、熔融スラグ中に原料を吹込むため脱流速度が極
めて速く、かつ生成物の温度が高いため脱硫反応熱を還
元工程で有効に利用できる。さらに、Znを煙灰とスラグ
とに任意の比率で分配することが可能である。
第１図は、本発明の方法で生成するスラグ中のFe3O4品
位とＳ品位との関係を示したグラフである。 第２図は、本発明の実施例に使用した自熔製錬方式の試
験用熔錬炉の断面略図である。 第３図は、本発明の実施例に使用したバススメルティン
グ方式の試験用熔錬炉の断面略図である。 図中、参照数字は次の要素を示す。 10:シャフト 12:精鉱シュート 14:酸素・燃料バーナー 16:吹込みランス 18:吹込みタンク 20:セトラー 22:廃煙道 24:酸素・燃料バーナー
位とＳ品位との関係を示したグラフである。 第２図は、本発明の実施例に使用した自熔製錬方式の試
験用熔錬炉の断面略図である。 第３図は、本発明の実施例に使用したバススメルティン
グ方式の試験用熔錬炉の断面略図である。 図中、参照数字は次の要素を示す。 10:シャフト 12:精鉱シュート 14:酸素・燃料バーナー 16:吹込みランス 18:吹込みタンク 20:セトラー 22:廃煙道 24:酸素・燃料バーナー
Claims (3)
- 【請求項１】亜鉛硫化物を主体とする原料を脱硫、還
元、精製して金属亜鉛を得る亜鉛製錬法の脱硫工程にお
いて、亜鉛硫化物を主体とする原料とフラックスとを工
業用酸素、酸素富化空気、空気の何れか一種と反応さ
せ、該原料中の一部の亜鉛を主として酸化亜鉛よりなる
煙灰として回収し、残部の亜鉛を熔融スラグとして回収
し、このとき熔融スラグが、1200℃以上の温度に保持さ
れ、鉄酸化物及び硅酸を含み、その硫黄含有量が0.3〜1
5重量％であることを特徴とする硫化亜鉛精鉱の熔融脱
硫方法。 - 【請求項２】重油、微粉炭、コークスの少なくとも一種
を前記原料とフラックスとに加えることを特徴とする請
求項１記載の硫化亜鉛精鉱の熔融脱硫方法。 - 【請求項３】原料に対して供給する酸素量及び／又はフ
ラックス量を調節することにより原料中の亜鉛の煙灰と
スラグとへの分配比を調節することを特徴とする請求項
１又は２記載の硫化亜鉛精鉱の熔融脱硫方法。
Priority Applications (8)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| JP2271654A JPH07116530B2 (ja) | 1990-10-09 | 1990-10-09 | 硫化亜鉛精鉱の熔融脱硫方法 |
| US07/767,894 US5178667A (en) | 1990-10-09 | 1991-09-30 | Dry process for refining zinc sulfide concentrates |
| CA002052647A CA2052647C (en) | 1990-10-09 | 1991-10-02 | Dry process for refining zinc sulfide concentrates |
| AU85609/91A AU644219C (en) | 1990-10-09 | 1991-10-03 | Dry process for refining zinc sulfide concentrates |
| GB9121249A GB2251252B (en) | 1990-10-09 | 1991-10-07 | Pyrometallurgical process for refining mixtures of zinc sulfide and lead sulfide concentrates |
| ITMI912667A IT1251667B (it) | 1990-10-09 | 1991-10-08 | Procedimento a secco per la raffigurazione di concentrati di solfuro di zinco. |
| KR1019910017710A KR0177174B1 (ko) | 1990-10-09 | 1991-10-09 | 황화아연정광(精鑛)의 용융탈황법 |
| DE4133470A DE4133470C2 (de) | 1990-10-09 | 1991-10-09 | Trockenverfahren zum Raffinieren von Zinksulfid-Konzentraten |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| JP2271654A JPH07116530B2 (ja) | 1990-10-09 | 1990-10-09 | 硫化亜鉛精鉱の熔融脱硫方法 |
Publications (2)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| JPH04147926A JPH04147926A (ja) | 1992-05-21 |
| JPH07116530B2 true JPH07116530B2 (ja) | 1995-12-13 |
Family
ID=17503050
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| JP2271654A Expired - Fee Related JPH07116530B2 (ja) | 1990-10-09 | 1990-10-09 | 硫化亜鉛精鉱の熔融脱硫方法 |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| JP (1) | JPH07116530B2 (ja) |
Families Citing this family (4)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| EP1997919A1 (fr) * | 2007-05-24 | 2008-12-03 | Paul Wurth S.A. | Procédé de valorisation de résidus riches en zinc et en sulfates |
| CN115807165B (zh) * | 2023-01-29 | 2023-05-26 | 中南大学 | 硫化铅锌矿的氧化脱硫方法与装置 |
| CN117531821B (zh) * | 2023-11-17 | 2024-10-11 | 宁波力勤资源科技股份有限公司 | 一种红土矿湿法冶炼渣深度脱硫的方法及装置 |
| CN119753323B (zh) * | 2025-03-07 | 2025-07-11 | 中国恩菲工程技术有限公司 | 一种硫化锌物料氧化脱硫方法 |
-
1990
- 1990-10-09 JP JP2271654A patent/JPH07116530B2/ja not_active Expired - Fee Related
Also Published As
| Publication number | Publication date |
|---|---|
| JPH04147926A (ja) | 1992-05-21 |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| US5188658A (en) | Method for recovering zinc from zinc-containing waste materials | |
| CA1219133A (en) | Continuous direct process of lead smelting | |
| CA1279198C (en) | Zinc smelting process using oxidation zone and reduction zone | |
| US4741770A (en) | Zinc smelting process using oxidation zone and reduction zone | |
| US8133295B2 (en) | Method and apparatus for lead smelting | |
| US3663207A (en) | Direct process for smelting of lead sulphide concentrates to lead | |
| US4017308A (en) | Smelting and reduction of oxidic and sulphated lead material | |
| US4519836A (en) | Method of processing lead sulphide or lead-zinc sulphide ores, or sulphide concentrates, or mixtures thereof | |
| KR100322393B1 (ko) | 적어도부분적으로건식야금법에의해정련된니켈함유원료로부터의고등급니켈매트의제조방법 | |
| JPH0136539B2 (ja) | ||
| US7413590B2 (en) | Use of an induction furnace for the production of iron from ore | |
| US3847595A (en) | Lead smelting process | |
| US3634069A (en) | Tin smelting | |
| US4304595A (en) | Method of manufacturing crude iron from sulphidic iron-containing material | |
| US5178667A (en) | Dry process for refining zinc sulfide concentrates | |
| US4515631A (en) | Method for producing blister copper | |
| EP0126053B1 (en) | A method for producing lead from sulphidic lead raw material | |
| US2219411A (en) | Method of treating tin containing materials | |
| JPH04147926A (ja) | 硫化亜鉛精鉱の熔融脱硫方法 | |
| US2011400A (en) | Process of treating zinciferous iron ores | |
| US2304197A (en) | Tin recovery process | |
| US2182129A (en) | Metallurgy | |
| AU2006299743C1 (en) | Method and apparatus for lead smelting | |
| JP2861483B2 (ja) | 亜鉛及び鉛の乾式製錬法 | |
| US1618204A (en) | Treatment of ores and metallurgical products |
Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| LAPS | Cancellation because of no payment of annual fees |