JPS5959845A - 亜鉛の製錬方法 - Google Patents
亜鉛の製錬方法Info
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Classifications
-
- Y—GENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
- Y02—TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
- Y02P—CLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
- Y02P10/00—Technologies related to metal processing
- Y02P10/20—Recycling
Landscapes
- Electrolytic Production Of Metals (AREA)
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
- Electrolytic Production Of Non-Metals, Compounds, Apparatuses Therefor (AREA)
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。
め要約のデータは記録されません。
Description
【発明の詳細な説明】
本発明は亜鉛の製錬方法に関し、更に詳しくは亜鉛精鉱
を酸素と塩素の下で選択的に塩化してiqられた塩化亜
鉛を塩浴中でマグネシウム含有のアルミニウムスクラッ
プと反応させ、脱マグネシウムによるアルミニウムの製
造と同時に亜鉛を製錬する方法に関する。
を酸素と塩素の下で選択的に塩化してiqられた塩化亜
鉛を塩浴中でマグネシウム含有のアルミニウムスクラッ
プと反応させ、脱マグネシウムによるアルミニウムの製
造と同時に亜鉛を製錬する方法に関する。
従来、亜鉛の製錬法は大別して乾式法と湿式電解法があ
り、現在的80%が湿式で行なわれ°ζLする。
り、現在的80%が湿式で行なわれ°ζLする。
両者は夫々莫大なエネルギー消vv型であり、我国では
操業が困難となっている。
操業が困難となっている。
即ち、乾式法はZnS精鉱を焙焼してZnOとし、これ
をコークス等で還元し亜鉛を気化し、これを冷却回収す
るものであるが、この反応は大きな吸熱反応であり所要
熱量をどのようにし°て補うかが大きな問題点となゲζ
いる。一方、湿式電解法ではZ n S精鉱からZnO
としたのち、硫酸浸出を行い、ZnSO4を得てこれを
電解するもので、Zn1t当りの消費電力は4000
KWHと莫大であり、全消費エネルギーの80%が電解
Gこ使用される。その結果、乾式法ではZn1t当り4
5GJ、 湿式電解法では57 G Jと称されている
。
をコークス等で還元し亜鉛を気化し、これを冷却回収す
るものであるが、この反応は大きな吸熱反応であり所要
熱量をどのようにし°て補うかが大きな問題点となゲζ
いる。一方、湿式電解法ではZ n S精鉱からZnO
としたのち、硫酸浸出を行い、ZnSO4を得てこれを
電解するもので、Zn1t当りの消費電力は4000
KWHと莫大であり、全消費エネルギーの80%が電解
Gこ使用される。その結果、乾式法ではZn1t当り4
5GJ、 湿式電解法では57 G Jと称されている
。
7j、アルミニウムスクラップには多くの場合マグネシ
ウムが含まれ、再生二次アルミニウム地金とする場合除
去が必要であり、これは融体中への塩素ガスの吹込めに
より除き得るが環境汚染問題のため実用化が困難であっ
た。
ウムが含まれ、再生二次アルミニウム地金とする場合除
去が必要であり、これは融体中への塩素ガスの吹込めに
より除き得るが環境汚染問題のため実用化が困難であっ
た。
而して、マグネシウムを含有するアルミニウム・スクラ
ップに塩化亜鉛を作用させると、(1)式のよ・う に
、 Δ12−Mg→−7.rrCI!2 →八A−Z n→−M g CII 2−+1)置換反
応が定量的に進み、マグネシウムを除去、分離できるこ
とが知られている。しかし、この場合には、塩化亜鉛自
体の潮解性が強く、塩素と比べて高価であること、また
塩化亜鉛の添加によりアルミニウム中の亜鉛含量が増加
すること(例えばスクラップ1を当り塩化亜602 h
gを添加すると亜鉛含量が、0.05%増加し、亜#1
)含量0.1%以下の規格の耐蝕合金等には使用できな
い)、更に、塩化亜鉛は上記のようにマグネシウムと定
量的に反応するが、実際にはスクラップ中の大部分がΔ
lであるため、次の(2)及び(3)式のように、Δ7
!−’ 3 / 2 Z n Cl 2−= A j!
CII 3 +3 / 2 Z n −121Aβ−
M g +2 / 3 A 7IC(! 1−4M g
Cet +x A l・”(3)先ず、ΔIce3が
生成し、これがMgと置換してM g C(! 2 と
なる二段階で反応が進行し、この際に生成するAjIC
7!3と最初に添加する7、nc12の蒸気圧が高低そ
のダスト及びヒユームの発生防止及び除去が困難である
こと等の問題があり、実施化できなかった。
ップに塩化亜鉛を作用させると、(1)式のよ・う に
、 Δ12−Mg→−7.rrCI!2 →八A−Z n→−M g CII 2−+1)置換反
応が定量的に進み、マグネシウムを除去、分離できるこ
とが知られている。しかし、この場合には、塩化亜鉛自
体の潮解性が強く、塩素と比べて高価であること、また
塩化亜鉛の添加によりアルミニウム中の亜鉛含量が増加
すること(例えばスクラップ1を当り塩化亜602 h
gを添加すると亜鉛含量が、0.05%増加し、亜#1
)含量0.1%以下の規格の耐蝕合金等には使用できな
い)、更に、塩化亜鉛は上記のようにマグネシウムと定
量的に反応するが、実際にはスクラップ中の大部分がΔ
lであるため、次の(2)及び(3)式のように、Δ7
!−’ 3 / 2 Z n Cl 2−= A j!
CII 3 +3 / 2 Z n −121Aβ−
M g +2 / 3 A 7IC(! 1−4M g
Cet +x A l・”(3)先ず、ΔIce3が
生成し、これがMgと置換してM g C(! 2 と
なる二段階で反応が進行し、この際に生成するAjIC
7!3と最初に添加する7、nc12の蒸気圧が高低そ
のダスト及びヒユームの発生防止及び除去が困難である
こと等の問題があり、実施化できなかった。
本発明者等は」二記の問題に鑑み°ζ鋭意研究を重ねた
結果、N a Cl −K C(lを主成分とする塩浴
中でアルミニウムスクラップを塩化亜鉛と反応さ−lる
ごとにより、生成した八6Cβ3は塩浴に吸収されてΔ
7ICI 3 N a C(! −K Cl!となっ
てメ1篭敗するこ′ともなく、スクラ・ノブ中のMgと
反応し0M g 、C7!2を4L成し、以ってスクラ
ップ中のM gを効率よく除去、回収できる一方、Mg
の除去に使用する塩化亜鉛を上記亜鉛精鉱ZnSから酸
素と塩素の下で直接塩化して1:することにより、脱マ
グネジ・ンムによるアルミ二つノ・の製造と同時に亜鉛
の製錬を極めて低エネルギーで行い(7ることに着目し
、この発明に至っ〆こ。
結果、N a Cl −K C(lを主成分とする塩浴
中でアルミニウムスクラップを塩化亜鉛と反応さ−lる
ごとにより、生成した八6Cβ3は塩浴に吸収されてΔ
7ICI 3 N a C(! −K Cl!となっ
てメ1篭敗するこ′ともなく、スクラ・ノブ中のMgと
反応し0M g 、C7!2を4L成し、以ってスクラ
ップ中のM gを効率よく除去、回収できる一方、Mg
の除去に使用する塩化亜鉛を上記亜鉛精鉱ZnSから酸
素と塩素の下で直接塩化して1:することにより、脱マ
グネジ・ンムによるアルミ二つノ・の製造と同時に亜鉛
の製錬を極めて低エネルギーで行い(7ることに着目し
、この発明に至っ〆こ。
即ら、本発明は11E鉛楕紐、を酸素と塩素の下で選択
的に塩化し、肖られた塩化亜鉛をNaCl1−K Cl
を主成分とする塩浴中でマグネシウムを含量1するスク
ラップと反応させ、生成したA j! Z n合金と
N a C(l K CII M g Cl 2浴
とを分離し、A II −Z 11合金は真空蒸留によ
りアルミニウムと亜鉛とに分IMliする一力、N a
Cj? −K Cj! −M g Cp e浴は電解
によりマグネシウムと塩素ガスとに分FaL、分離され
た塩素ガスとNaCl−KG/−Mg(1!*浴はfj
a環再使用することを特徴とするものである。
的に塩化し、肖られた塩化亜鉛をNaCl1−K Cl
を主成分とする塩浴中でマグネシウムを含量1するスク
ラップと反応させ、生成したA j! Z n合金と
N a C(l K CII M g Cl 2浴
とを分離し、A II −Z 11合金は真空蒸留によ
りアルミニウムと亜鉛とに分IMliする一力、N a
Cj? −K Cj! −M g Cp e浴は電解
によりマグネシウムと塩素ガスとに分FaL、分離され
た塩素ガスとNaCl−KG/−Mg(1!*浴はfj
a環再使用することを特徴とするものである。
本発明によれば、亜鉛の製錬において必要なZ nイオ
ンの還元をスクラップとしてのAN−Mg合金中のMg
の持つ潜在的なエネルギーを利用して行わせることがで
きるので、従来のような多大のエネルギーを別途に61
上する必要がなく、1)亜鉛精鉱から塩化亜鉛を製造す
るに要するコーネルギーと、2)Δj2−Zn合金の蒸
留に要するエネルギーの二点を考応;ずればよい。その
結果、■)については塩素ガスの再利用が重要となるが
、従来の亜鉛の湿式前処理に要する12G、J、2)に
ついてはISPの蒸留でSHG亜鉛を製造する場合と同
様に6GJとして計18GJに過ぎず、アルミニウムの
tii製も含めて従来の亜鉛製錬法に比べて1/2〜1
/3程度のエネルギーで済み、極めて経済的にアルミニ
ウムの製造と同時に亜鉛を製錬する方法を提供すること
ができる。
ンの還元をスクラップとしてのAN−Mg合金中のMg
の持つ潜在的なエネルギーを利用して行わせることがで
きるので、従来のような多大のエネルギーを別途に61
上する必要がなく、1)亜鉛精鉱から塩化亜鉛を製造す
るに要するコーネルギーと、2)Δj2−Zn合金の蒸
留に要するエネルギーの二点を考応;ずればよい。その
結果、■)については塩素ガスの再利用が重要となるが
、従来の亜鉛の湿式前処理に要する12G、J、2)に
ついてはISPの蒸留でSHG亜鉛を製造する場合と同
様に6GJとして計18GJに過ぎず、アルミニウムの
tii製も含めて従来の亜鉛製錬法に比べて1/2〜1
/3程度のエネルギーで済み、極めて経済的にアルミニ
ウムの製造と同時に亜鉛を製錬する方法を提供すること
ができる。
次に本発明を図面と共に説明する。
第1図は本発明による亜鉛製錬方法を示す工程図である
。
。
先ず、粒径0.2〜0.01mmに破砕された亜鉛精鉱
(Z n、 S )を酸素及び塩素の存在下で20〜5
0気圧、100〜150℃の条件で直接塩化し、7、
n CA2を製造する。このZ r+ (/ II 2
を例えばNaC(!−KC(1(、モル比L:1)浴に
融解し、Z n CII 2 N a C7!I<
CIIの混合融体とする。
(Z n、 S )を酸素及び塩素の存在下で20〜5
0気圧、100〜150℃の条件で直接塩化し、7、
n CA2を製造する。このZ r+ (/ II 2
を例えばNaC(!−KC(1(、モル比L:1)浴に
融解し、Z n CII 2 N a C7!I<
CIIの混合融体とする。
Z n C7!2の添加量は次に加えるΔβスクラップ
中のMg含量の当量より僅かに多くすればよく、置換反
応は600℃、30分でほぼ完結し、Δe−Zn合金と
NaC12−川(Cj! M g CIt 2 i’
J1合西¥11陣に分Fitする。
中のMg含量の当量より僅かに多くすればよく、置換反
応は600℃、30分でほぼ完結し、Δe−Zn合金と
NaC12−川(Cj! M g CIt 2 i’
J1合西¥11陣に分Fitする。
次いで、A7!−Zn合金は真空蒸留法によりZ nと
八rとに分離するが、Znは上記■sP法の蒸留亜#j
)程度に純度を上げることができる。まノこ、Δpはア
ルミニウムスクラップ中に含まれるMg+Zn以外のF
e、3 i Sの残留物により影響を受け、ボールエル
−法によるNi度(9!:1.8%)には達しないが、
更に電解精製により純度を上げればよく、この場合には
上記N a C(! −K Cj2−Mgcz2を利用
することができる。
八rとに分離するが、Znは上記■sP法の蒸留亜#j
)程度に純度を上げることができる。まノこ、Δpはア
ルミニウムスクラップ中に含まれるMg+Zn以外のF
e、3 i Sの残留物により影響を受け、ボールエル
−法によるNi度(9!:1.8%)には達しないが、
更に電解精製により純度を上げればよく、この場合には
上記N a C(! −K Cj2−Mgcz2を利用
することができる。
−力、上記ZnC/2の脱Mg反応によって抽出される
へクスクラソブ中の不純物は殆どなく、N a CII
K C7!M ’g CR2融体中(7) M g
Cj! 2は高純度であるから、一般の熔融塩電解の
i業(20%N a CR220!l’o I((/
j2.60%MgC#浴)の場合と同様に高純度のMg
(99,9%)を田ることができる。
へクスクラソブ中の不純物は殆どなく、N a CII
K C7!M ’g CR2融体中(7) M g
Cj! 2は高純度であるから、一般の熔融塩電解の
i業(20%N a CR220!l’o I((/
j2.60%MgC#浴)の場合と同様に高純度のMg
(99,9%)を田ることができる。
電解により副化した塩素ガスは上記ZnSの塩化工程に
循環使用すると共に、M g Cl 2が除去回収され
たN a CIt、−K CIt浴は7. n C7!
2の熔解工程に戻し循環使用する。
循環使用すると共に、M g Cl 2が除去回収され
たN a CIt、−K CIt浴は7. n C7!
2の熔解工程に戻し循環使用する。
次に上記工程中のACスクラップと7. n Cβ2の
置換反応につき更に具体的に説明する。
置換反応につき更に具体的に説明する。
第2図はAN−Mg合金(Mg9.83%、m。
1617℃、チップ)と過FI Mのzncl12粉末
の加熱による反応状況を示すDT八へである。(1)式
により370℃イ」近から大きな発熱ピークが見られ、
引き続き生成するZnの融解による吸熱が419℃にの
られる。しかし、Z n C12が合金に対して当量以
上の場合には、合金は全て塩化され、Z riとZ n
Cl! Q M g Cj! 2−八〇 C(23
融体を形成する。
の加熱による反応状況を示すDT八へである。(1)式
により370℃イ」近から大きな発熱ピークが見られ、
引き続き生成するZnの融解による吸熱が419℃にの
られる。しかし、Z n C12が合金に対して当量以
上の場合には、合金は全て塩化され、Z riとZ n
Cl! Q M g Cj! 2−八〇 C(23
融体を形成する。
そこで、合金中のMg含量に相当するだりのZ n C
l−2を添加すれば、優先的に脱Mgが起る・ との
予想の下に、合金過剰で月竹中400℃、100分間加
熱し)こ。その結果、加熱後の合金チップの形状はその
ままであったが、次表a)欄に示されるように合金中の
MgがZnに置換していることがわかる。しかし、反応
は合金チップ表面とZ ri (/β2融件の間で起っ
ており、必ずしも選択的でない。
l−2を添加すれば、優先的に脱Mgが起る・ との
予想の下に、合金過剰で月竹中400℃、100分間加
熱し)こ。その結果、加熱後の合金チップの形状はその
ままであったが、次表a)欄に示されるように合金中の
MgがZnに置換していることがわかる。しかし、反応
は合金チップ表面とZ ri (/β2融件の間で起っ
ており、必ずしも選択的でない。
※残fillはΔl
+J ) イOQ℃ 100m I n 、
、 tr o N a CIt −1(
CIt+1) 050’c 10Qm i
n 、 、 15gNa C,e−1(に
1! (1+ 1)おりる脱Mgに及はずZ n
Ce2添加量の効果を示すグラフである。このように塩
浴を用いない場合には、Z n Cl12の添加量が1
当量で脱Mg率が70%程度に過ぎず、添加量の増加と
共に脱Mg率も上昇するが、AJの塩浴への損失率も増
加する。
、 tr o N a CIt −1(
CIt+1) 050’c 10Qm i
n 、 、 15gNa C,e−1(に
1! (1+ 1)おりる脱Mgに及はずZ n
Ce2添加量の効果を示すグラフである。このように塩
浴を用いない場合には、Z n Cl12の添加量が1
当量で脱Mg率が70%程度に過ぎず、添加量の増加と
共に脱Mg率も上昇するが、AJの塩浴への損失率も増
加する。
第4図及び上記表b)欄はそれぞれ本発明の一実施例を
示す。即し、へN−Mg合金とZ n CIt 2−N
aC1−KCj!との反応をZ rr Cl 2の添加
量を変えて石英封管中、650 ”c、100分間加熱
し°ζ行った結果を示す。図から明らかなように、合金
中のMg当晴のZnC62を添加すると、Mgがほぼ1
00%塩浴中に抽出されてAl4−Zn合金が得られる
と共に生成する合金中のMg含量は0、01 w t%
程度であり、Δlのtn失も少ないことがわかる。
示す。即し、へN−Mg合金とZ n CIt 2−N
aC1−KCj!との反応をZ rr Cl 2の添加
量を変えて石英封管中、650 ”c、100分間加熱
し°ζ行った結果を示す。図から明らかなように、合金
中のMg当晴のZnC62を添加すると、Mgがほぼ1
00%塩浴中に抽出されてAl4−Zn合金が得られる
と共に生成する合金中のMg含量は0、01 w t%
程度であり、Δlのtn失も少ないことがわかる。
この(11式に示されるZ n、 CIt 2によるM
gの置換反応は一種のチルミント反応であり、発熱を伴
ない短時間で完結する。実施例として、A N−M g
合金(MglO%)5gとZnCj!23g(当量Mg
に列して)とをNac7+−4(cp(″Fニル比I:
1)夏5gの混合物に添加し2.650 ’cに反応管
を保持すると、第5図に示゛4如く、30分で脱Mg率
がioo%に達する。
gの置換反応は一種のチルミント反応であり、発熱を伴
ない短時間で完結する。実施例として、A N−M g
合金(MglO%)5gとZnCj!23g(当量Mg
に列して)とをNac7+−4(cp(″Fニル比I:
1)夏5gの混合物に添加し2.650 ’cに反応管
を保持すると、第5図に示゛4如く、30分で脱Mg率
がioo%に達する。
第6図は処理温度と脱Mg率との関係を示すグラフであ
る。400 ’cがら塩浴が熔融し、Z n、 Cβ2
〜K Ce −N aい111体とへN−Mg合金が反
応を開始し、反応率は600℃で100%に達する。
る。400 ’cがら塩浴が熔融し、Z n、 Cβ2
〜K Ce −N aい111体とへN−Mg合金が反
応を開始し、反応率は600℃で100%に達する。
この温度ではへ5−Mg合金、八(1−Zn合金は液体
となり、反応が液−液間で起るため迅速に進行する。
となり、反応が液−液間で起るため迅速に進行する。
次に、本発明による効果を列挙すれば次のとおりである
。
。
■ (に来の塩化亜鉛の単独使用では、その吸湿性が問
題であったが、塩化亜鉛を他の塩と混合熔融して、例え
ばZnC6* −Na(1!−KCI!塩浴をつくり、
この中でアルミニウムスクラ。
題であったが、塩化亜鉛を他の塩と混合熔融して、例え
ばZnC6* −Na(1!−KCI!塩浴をつくり、
この中でアルミニウムスクラ。
プと反応さ・Uることにより吸湿性を抑制でき、取扱い
が容易となる。
が容易となる。
■ 塩浴を用いるごとにより、反応生成物:Cある塩化
アルミニウムを塩浴中に捕集し、従来ダスト或いはヒユ
ーJ・とじて操業上の1−ラブルとなっていた塩化アル
ミニウムをスクラップ中のマグネシウムと反応させ、脱
マグぶシウムを行うことができる(式(2)及び(3)
参照)。
アルミニウムを塩浴中に捕集し、従来ダスト或いはヒユ
ーJ・とじて操業上の1−ラブルとなっていた塩化アル
ミニウムをスクラップ中のマグネシウムと反応させ、脱
マグぶシウムを行うことができる(式(2)及び(3)
参照)。
■ 塩浴を用いるごとにより、アルミニウムスクランプ
に直接塩化亜鉛を作用させる場合(第1図参照)と異な
り、スクラップ表面での局部的な激しい反応がなく、反
応をゆるやかに行わせ、かつ液−液反応であり、十分な
接触が行われるため、反応率が高く、短時間で終了する
(第5図参照)。
に直接塩化亜鉛を作用させる場合(第1図参照)と異な
り、スクラップ表面での局部的な激しい反応がなく、反
応をゆるやかに行わせ、かつ液−液反応であり、十分な
接触が行われるため、反応率が高く、短時間で終了する
(第5図参照)。
■ 反応終了後の塩浴はそのままNaCl−KG!−M
g Cβ2塩浴としマグネシウム電解を実施すること
ができる。
g Cβ2塩浴としマグネシウム電解を実施すること
ができる。
■ その結果、亜鉛精鉱を塩化亜鉛とし、これをマグネ
シウム含有スクラップからマグネシウムを除去すること
によって、アルミニウムの製造と同時に亜鉛の製錬を極
めて低エネルギーで行うことができる。
シウム含有スクラップからマグネシウムを除去すること
によって、アルミニウムの製造と同時に亜鉛の製錬を極
めて低エネルギーで行うことができる。
第1図は本発明の一実h1f!例を示す工程図、第2図
は本発明の説明に供するA 7!−M g合金とZnC
l!2との反応状況を示すD′F八図へ第3図は同じ<
Al−MgとZ n C122の置換反応におりる脱マ
グネシウムに及ばずZ n Cl! 2の添加量の効果
を示すグラフ、第4図乃至第6図はそれぞれ本発明の実
施例を示すグラフである。 特許出願人 財団法人 日本鉱業振興会同
社団法人 日本鉱業会 第−3−図 0 1 2
3春か6M9佐t・;封ηZnCC請更に遍
−>x[、Iば・I退会1脱M91り影a”4−7nC
Q、2:A−ガcrL#−)E:(650’C,l○O
介→春1てりす4ゐZnCQ2当更波
は本発明の説明に供するA 7!−M g合金とZnC
l!2との反応状況を示すD′F八図へ第3図は同じ<
Al−MgとZ n C122の置換反応におりる脱マ
グネシウムに及ばずZ n Cl! 2の添加量の効果
を示すグラフ、第4図乃至第6図はそれぞれ本発明の実
施例を示すグラフである。 特許出願人 財団法人 日本鉱業振興会同
社団法人 日本鉱業会 第−3−図 0 1 2
3春か6M9佐t・;封ηZnCC請更に遍
−>x[、Iば・I退会1脱M91り影a”4−7nC
Q、2:A−ガcrL#−)E:(650’C,l○O
介→春1てりす4ゐZnCQ2当更波
Claims (1)
- 亜鉛精鉱を酸素と塩素の下で選択的に塩化し、得られた
塩化亜鉛をNaCβ−K CI!を主成分とする塩浴中
でマグネシウムを含有するスクラップと反応させ、4L
成したAn−Zn合金とNaC1゜1< CI! −M
g Cl’ 2浴等を分1’Sll L、、Aff−
Zn合金は真空蒸留によりアルミニウムと亜鉛とに分団
目る一方、N a Cj2 K Cj! M g
Ce 2浴は電解によりマグネシウムと塩素ガスとに分
pHl L、分離された塩幸ガスとNaCj!−KC(
1−Mg(1!s浴は循環再使用することを特徴とする
亜鉛の製錬方法。
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| JP57168253A JPS5959845A (ja) | 1982-09-29 | 1982-09-29 | 亜鉛の製錬方法 |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| JP57168253A JPS5959845A (ja) | 1982-09-29 | 1982-09-29 | 亜鉛の製錬方法 |
Publications (2)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| JPS5959845A true JPS5959845A (ja) | 1984-04-05 |
| JPS6110537B2 JPS6110537B2 (ja) | 1986-03-29 |
Family
ID=15864580
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| JP57168253A Granted JPS5959845A (ja) | 1982-09-29 | 1982-09-29 | 亜鉛の製錬方法 |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| JP (1) | JPS5959845A (ja) |
Cited By (3)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| WO2010074180A1 (ja) * | 2008-12-26 | 2010-07-01 | Ogasawara Tadashi | 多結晶シリコンの製造方法及びこれに用いる反応炉 |
| CN104878237A (zh) * | 2015-05-27 | 2015-09-02 | 宁波金田铜业(集团)股份有限公司 | 一种黄铜屑熔炼剂及其用于黄铜屑熔炼的方法 |
| WO2025159190A1 (ja) * | 2024-01-25 | 2025-07-31 | 株式会社エスイー | 金属の製造システム、及び金属の製造方法 |
-
1982
- 1982-09-29 JP JP57168253A patent/JPS5959845A/ja active Granted
Cited By (3)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| WO2010074180A1 (ja) * | 2008-12-26 | 2010-07-01 | Ogasawara Tadashi | 多結晶シリコンの製造方法及びこれに用いる反応炉 |
| CN104878237A (zh) * | 2015-05-27 | 2015-09-02 | 宁波金田铜业(集团)股份有限公司 | 一种黄铜屑熔炼剂及其用于黄铜屑熔炼的方法 |
| WO2025159190A1 (ja) * | 2024-01-25 | 2025-07-31 | 株式会社エスイー | 金属の製造システム、及び金属の製造方法 |
Also Published As
| Publication number | Publication date |
|---|---|
| JPS6110537B2 (ja) | 1986-03-29 |
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