JPS5852011B2 - 亜鉛の直接製錬法 - Google Patents

亜鉛の直接製錬法

Info

Publication number
JPS5852011B2
JPS5852011B2 JP53004805A JP480578A JPS5852011B2 JP S5852011 B2 JPS5852011 B2 JP S5852011B2 JP 53004805 A JP53004805 A JP 53004805A JP 480578 A JP480578 A JP 480578A JP S5852011 B2 JPS5852011 B2 JP S5852011B2
Authority
JP
Japan
Prior art keywords
zinc
ore
oxygen
gas
temperature
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
Application number
JP53004805A
Other languages
English (en)
Other versions
JPS5499037A (en
Inventor
裕一 寺崎
Original Assignee
日本鉱業株式会社
Priority date (The priority date 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 date listed.)
Filing date
Publication date
Application filed by 日本鉱業株式会社 filed Critical 日本鉱業株式会社
Priority to JP53004805A priority Critical patent/JPS5852011B2/ja
Publication of JPS5499037A publication Critical patent/JPS5499037A/ja
Publication of JPS5852011B2 publication Critical patent/JPS5852011B2/ja
Expired legal-status Critical Current

Links

Landscapes

  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)

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。
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。
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。
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。
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。
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。
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。
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。
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。
以下本発明について図面を参照しつつ詳述する。
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。
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。
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。
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。
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。
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。
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。
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。
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。
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。
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。
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。
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。
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。
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。
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。
その他上記反応の中間段階の反応も当然に生ずる。
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。
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
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。
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。
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。
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。
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。
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。
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。
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。
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。
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。
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。
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。
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。
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。
この際亜鉛の冷却回収が効果的に行われる。
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。
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。
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。
熱交換後の排ガスは排ガス処理した後放出する。
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。
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。
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。
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。
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。
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。
その特徴及び利点を列記すると以下の通りである。
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。
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。
3)l)及び2)により、エネルギーコストは大きく低
減する。
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。
5)密閉装置により安全かつ能率的に製錬可能。
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℃)。
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。
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。
【図面の簡単な説明】
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。

Claims (1)

    【特許請求の範囲】
  1. 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。
JP53004805A 1978-01-21 1978-01-21 亜鉛の直接製錬法 Expired JPS5852011B2 (ja)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
JP53004805A JPS5852011B2 (ja) 1978-01-21 1978-01-21 亜鉛の直接製錬法

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
JP53004805A JPS5852011B2 (ja) 1978-01-21 1978-01-21 亜鉛の直接製錬法

Publications (2)

Publication Number Publication Date
JPS5499037A JPS5499037A (en) 1979-08-04
JPS5852011B2 true JPS5852011B2 (ja) 1983-11-19

Family

ID=11593969

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
JP53004805A Expired JPS5852011B2 (ja) 1978-01-21 1978-01-21 亜鉛の直接製錬法

Country Status (1)

Country Link
JP (1) JPS5852011B2 (ja)

Family Cites Families (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
DE2716084A1 (de) * 1977-04-12 1978-10-26 Babcock Ag Verfahren zur verfluechtigung von zink

Also Published As

Publication number Publication date
JPS5499037A (en) 1979-08-04

Similar Documents

Publication Publication Date Title
KR0158210B1 (ko) 아연을 포함하는 먼지로부터 귀금속을 재도포하는 방법
CA2065837C (en) Process for treating ore having recoverable metal values including arsenic containing components
JPH0642942B2 (ja) プロセスガスを処理する方法及び装置
US4740240A (en) Smelting process for recovering metals from fine-grained non-ferrous metal sulfide ores or concentrates
CA1200702A (en) Method of recovering metals from liquid slag
US2209331A (en) Roasting process
US4200454A (en) Process for the volatilization of zinc and/or lead from metallurgical material
US5667556A (en) Method of reprocessing zinc- and iron oxide-containing residual material
US6248301B1 (en) Process for treating ore having recoverable metal values including arsenic containing components
CA2219415A1 (en) Process for recovering metals from iron oxide bearing masses
US3306708A (en) Method for obtaining elemental sulphur from pyrite or pyrite concentrates
US2372109A (en) Recovery of vanadium
JPS6156255A (ja) 非鉄金属鉱石または精鉱からの金属回収精錬方法
JPS5852011B2 (ja) 亜鉛の直接製錬法
DE60212815T2 (de) Schachtofenverfahren zur reduktion und schmelzung mit rückgewinnung von flüchtigen sekundärmetallen
GB2234528A (en) Zinc recovery process
US2816022A (en) Smelting of lead-containing ores
CN111918973A (zh) 锌的回收方法
WO1987003010A1 (en) Top submerged lancing reactor and direct smelting of zinc sulphide materials therein
EP0618302A1 (en) Metallurgical processes and appartus
US2295039A (en) Method of reducing ores
US1730548A (en) Method and apparatus for removing certain constituents from metalbearing materials
JPS5948939B2 (ja) 多種金属原料の複合連続処理方法およびその装置
US2011400A (en) Process of treating zinciferous iron ores
CN100432247C (zh) 一种对含砷的氧化物副产品进行再处理的方法