JPS60187633A - 直接鉛溶錬による金属鉛の製造方法 - Google Patents
直接鉛溶錬による金属鉛の製造方法Info
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- JPS60187633A JPS60187633A JP60021584A JP2158485A JPS60187633A JP S60187633 A JPS60187633 A JP S60187633A JP 60021584 A JP60021584 A JP 60021584A JP 2158485 A JP2158485 A JP 2158485A JP S60187633 A JPS60187633 A JP S60187633A
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Classifications
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B13/00—Obtaining lead
- C22B13/02—Obtaining lead by dry processes
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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】
本発明は鉛含有出発原料を酸化条件のもとで溶錬し、生
ずる酸化物の融成物を還元することによ#)鉛含有出発
原料から金属鉛を製造する方法に関する。本発明は鉛を
この方法で製造できるすべての種類の鉛含有出発原料を
仕上げること(worklng−up) に関する。従
って、上記出発原料には硫化物、硫酸塩および酸化物の
鉛出発原料並びにそれらの混合物が含まれる。鉛出発原
料は鉱物精鉱、中間生成物および廃呆物を含むことがで
きる。
ずる酸化物の融成物を還元することによ#)鉛含有出発
原料から金属鉛を製造する方法に関する。本発明は鉛を
この方法で製造できるすべての種類の鉛含有出発原料を
仕上げること(worklng−up) に関する。従
って、上記出発原料には硫化物、硫酸塩および酸化物の
鉛出発原料並びにそれらの混合物が含まれる。鉛出発原
料は鉱物精鉱、中間生成物および廃呆物を含むことがで
きる。
近年提案された多くの鉛製妙法は大体において酸化溶錬
段階および生ずる融解r9化物湯の広径の還元よ勺成る
。従って、いわゆる直接鉛溶鍾法に属し、低仙黄含址の
融解鉛湯および高鉛含量のスラグを生成する方法はすべ
て前記群の製鈴法に属するということができる。Out
okumpu法(例えばDE−C,−1779,00り
号)、C□m l n Co法(us−A−3,gil
z!;9!;号)、St、 Joseph鉛製法(J、
Metals、20 (/ 2 ) 2A〜30.7
91.9)、WQjcr、法(U S −A −3,3
21sA7/号)、Klvcet法(LIS−A−、?
、5.t、i/gF号)およびQ−8−法(u s −
A −3,94t l 5 g 7号)はすべてこの群
に属する。
段階および生ずる融解r9化物湯の広径の還元よ勺成る
。従って、いわゆる直接鉛溶鍾法に属し、低仙黄含址の
融解鉛湯および高鉛含量のスラグを生成する方法はすべ
て前記群の製鈴法に属するということができる。Out
okumpu法(例えばDE−C,−1779,00り
号)、C□m l n Co法(us−A−3,gil
z!;9!;号)、St、 Joseph鉛製法(J、
Metals、20 (/ 2 ) 2A〜30.7
91.9)、WQjcr、法(U S −A −3,3
21sA7/号)、Klvcet法(LIS−A−、?
、5.t、i/gF号)およびQ−8−法(u s −
A −3,94t l 5 g 7号)はすべてこの群
に属する。
溶#環元を含む仙の鉛製錬法がE!olldenの初期
の特許明細書、US−A−り0/Z3θg号およびUS
−A−りooに075号に記載され、それらは上吹き回
転転炉を、溶錬および債元装置として使用した酸化物お
よび(または)硫酸塩または硫化物物質から金属鉛を製
造する方法に関する。
の特許明細書、US−A−り0/Z3θg号およびUS
−A−りooに075号に記載され、それらは上吹き回
転転炉を、溶錬および債元装置として使用した酸化物お
よび(または)硫酸塩または硫化物物質から金属鉛を製
造する方法に関する。
Bolldenの初期の公表、EP−A −0,00’
1gワθ号およびEp−A−0,001s、g3.2号
に記載された類似の方法は金鵜鉛を、鉛含有中間生成物
、殊に高い銅および(または)ヒ菓含禁を有するもの、
から製造する方法に関する。
1gワθ号およびEp−A−0,001s、g3.2号
に記載された類似の方法は金鵜鉛を、鉛含有中間生成物
、殊に高い銅および(または)ヒ菓含禁を有するもの、
から製造する方法に関する。
これらの初期のBollden法の共通の特徴は鉛が一
段階で製造されることである0これらの段階の最初で鉛
出発原料およびフラックスが炉中の物質の表面に送られ
る酸素−燃料灸にょシ溶錬され、硫黄の乏しい融解鉛相
と酸化鉛に享むスラグとが形成され、このスラグの酸化
鉛含量はコθ〜3θ%、通常、2s〜SO%に達する。
段階で製造されることである0これらの段階の最初で鉛
出発原料およびフラックスが炉中の物質の表面に送られ
る酸素−燃料灸にょシ溶錬され、硫黄の乏しい融解鉛相
と酸化鉛に享むスラグとが形成され、このスラグの酸化
鉛含量はコθ〜3θ%、通常、2s〜SO%に達する。
工程の第λ段階において、コークスまたは若干の他の適
当な還元剤が@kf湯に添加されてその内容物が還元さ
れ、その間、湯は加熱され、転炉は回転される。
当な還元剤が@kf湯に添加されてその内容物が還元さ
れ、その間、湯は加熱され、転炉は回転される。
後期のBolldenの特許出1fIsE−A−&3θ
、2.’l g l。
、2.’l g l。
−9号(コレけE P −A −0,/ 、2 @ 4
97号に相当する)には還元剤を鉛出発原料とともに転
炉に装入する一段階法が記載されている。この方法は出
発原料の酸化溶岬および生ずる融成物の還元が同時に行
々われる方法と考えることができ、従って、仁の方法も
また本発明に包含される鉛製錬法の定義に含まれる。
97号に相当する)には還元剤を鉛出発原料とともに転
炉に装入する一段階法が記載されている。この方法は出
発原料の酸化溶岬および生ずる融成物の還元が同時に行
々われる方法と考えることができ、従って、仁の方法も
また本発明に包含される鉛製錬法の定義に含まれる。
主に酸化鉛を含む融成物が還元処理をうける段階を含む
面接鉛溶錬法に基くすべての鉛製針法の共通の特徴は還
元速度が低いことおよび髭元段階が完了するまでにかな
りの時間がかかり、それにより還元段階の経済が制限さ
れることである。これはまた、得られる鉛の単位重量に
対してみると還元剤の高い消費となり、換言すれば架元
剤の効率、例えばコークス効率が低いこととなる。
面接鉛溶錬法に基くすべての鉛製針法の共通の特徴は還
元速度が低いことおよび髭元段階が完了するまでにかな
りの時間がかかり、それにより還元段階の経済が制限さ
れることである。これはまた、得られる鉛の単位重量に
対してみると還元剤の高い消費となり、換言すれば架元
剤の効率、例えばコークス効率が低いこととなる。
鉛を含有する酸化物−硫酸塩中間生成物を直接鉛溶錬法
により仕上げるとき還元剤の消le景は生ずる鉛トン当
りコークス/SO〜、2θOKqであると報告されてい
る。例えば、現在の情況における最も有利な方法の一つ
であるBolldenの鉛カルドー法において消費され
るコークスの址は入来する鉛/トンに対しおよそ70に
9であり、それは生成した鉛/トンに対し/左θ〜/乙
θ縁に相当する。
により仕上げるとき還元剤の消le景は生ずる鉛トン当
りコークス/SO〜、2θOKqであると報告されてい
る。例えば、現在の情況における最も有利な方法の一つ
であるBolldenの鉛カルドー法において消費され
るコークスの址は入来する鉛/トンに対しおよそ70に
9であり、それは生成した鉛/トンに対し/左θ〜/乙
θ縁に相当する。
消費されるコークスの量は概して還元時間が知縮できる
かどうかによらない。一方、融成物を加熱しながら還元
を行なうとき、より短かい新元時間−は高温融成物を維
持するのに消費されるエネルギーの量の面から一層有利
である。
かどうかによらない。一方、融成物を加熱しながら還元
を行なうとき、より短かい新元時間−は高温融成物を維
持するのに消費されるエネルギーの量の面から一層有利
である。
硫化物物質を仕上げるときに消費される憚元剤の量は形
成されるスラグの紮およびその鉛含量、または得られる
船中に存在する硫黄の鋪による。
成されるスラグの紮およびその鉛含量、または得られる
船中に存在する硫黄の鋪による。
前記のように、その目的が鉛を普通の鉛精製法により処
理できるような低硫黄含量の融解鉛湯に鉛含有出発原料
を溶錬することであるいわゆる直接鉛溶錬法の大部分は
、還元段階前に鉛を33〜50%含有するスラグを生ず
る。これらの方法におけるコークス消費量は通常生成し
た鉛トン当り約10θに9である。
理できるような低硫黄含量の融解鉛湯に鉛含有出発原料
を溶錬することであるいわゆる直接鉛溶錬法の大部分は
、還元段階前に鉛を33〜50%含有するスラグを生ず
る。これらの方法におけるコークス消費量は通常生成し
た鉛トン当り約10θに9である。
今回意外にも、前記種類の鉛製錬法において、本発明の
方法により還元段階を実礪的に一層有効にすることがで
き、それが還元速度を高め而も炭素効率(または類似の
効率)を増進することを可能にすることが見出された。
方法により還元段階を実礪的に一層有効にすることがで
き、それが還元速度を高め而も炭素効率(または類似の
効率)を増進することを可能にすることが見出された。
この方法で融成−還元段階を組合せた鉛製法のプロセス
経済を非常に改良することができる。この目的のために
本発明による方法は特許請求の範囲に示す工程段階を特
徴とするものである。
経済を非常に改良することができる。この目的のために
本発明による方法は特許請求の範囲に示す工程段階を特
徴とするものである。
従って、本発明による方法を実施すると、還元効率は酸
化溶錬工程によシ得られた融成物から金、楕鉛を還元す
るとき非常に増進される。これは固体炭素質還元剤を同
体次酸塩含有物質の融成物における存在のもとて還元段
階において使用することにより達成される。
化溶錬工程によシ得られた融成物から金、楕鉛を還元す
るとき非常に増進される。これは固体炭素質還元剤を同
体次酸塩含有物質の融成物における存在のもとて還元段
階において使用することにより達成される。
固体炭素質還元剤は、好ましくはコークスまたは石炭で
ある。
ある。
炭酸塩含有物質は、好ましくは石灰石、ドロマイトまた
はソーダ灰である。多くの場合に物質の選択はその小売
価格により決定される。炭酸塩含有物質の坤の太きさけ
、好ましくけ炭酸塩の酸化物への分解ができるだけ遅く
起るような粗らさである。これまで行なわれた試験にお
いて2〜3mmの粒度を有する石灰石が、2 mm未満
の粒度よりも一層有効であることが認められた。
はソーダ灰である。多くの場合に物質の選択はその小売
価格により決定される。炭酸塩含有物質の坤の太きさけ
、好ましくけ炭酸塩の酸化物への分解ができるだけ遅く
起るような粗らさである。これまで行なわれた試験にお
いて2〜3mmの粒度を有する石灰石が、2 mm未満
の粒度よりも一層有効であることが認められた。
#酸塩含有物質が使用さhる量は臨界的ではない。しか
し、還元段階に予定されるコークスの相のおよそ二分の
−に相当する都が殊に適当であることが認められた。当
然、より少い楡も凍だある情況で、例えばより少ないス
ラグ惜が形成されるとき、または形成されるスラグが低
い鉛含景を有するときに有用であることが認められた。
し、還元段階に予定されるコークスの相のおよそ二分の
−に相当する都が殊に適当であることが認められた。当
然、より少い楡も凍だある情況で、例えばより少ないス
ラグ惜が形成されるとき、または形成されるスラグが低
い鉛含景を有するときに有用であることが認められた。
従って、使用する炭酸塩の量に下限を置くことはできな
い。
い。
炭酸塩添加の上限は単に所望の経済による。従って、ヤ
金業者は各特定の場合に還元剤の消費量の低下、還元時
間の短縮に関して、並びに衡元剤および炭酸塩物質のコ
ストの知識に関して最適の炭#塩添加を見出すことがで
きる。全く技術的な見地から、形成されるスラグの量お
よびその組成に及はす炭酸塩の可能な影響に関連する問
題以外には装入する炭酸塩の量に関して上・限はない。
金業者は各特定の場合に還元剤の消費量の低下、還元時
間の短縮に関して、並びに衡元剤および炭酸塩物質のコ
ストの知識に関して最適の炭#塩添加を見出すことがで
きる。全く技術的な見地から、形成されるスラグの量お
よびその組成に及はす炭酸塩の可能な影響に関連する問
題以外には装入する炭酸塩の量に関して上・限はない。
しかし、多くの場合に石灰、酸化マグネシウムまたはソ
ーダ灰のような塩基性物質はスラグ形成剤として、また
は融剤(fluxlng agent)として溶錬工程
に添加される。従って、多くの場合炭酸塩含有物質の分
解から生ずる酸化物生成物によりスラグに供給されるス
ラグ形成剤または融剤の添加が望ましく、1次そのよう
なスラグ形成剤または融剤の通常の添加を置換または補
給することができる。
ーダ灰のような塩基性物質はスラグ形成剤として、また
は融剤(fluxlng agent)として溶錬工程
に添加される。従って、多くの場合炭酸塩含有物質の分
解から生ずる酸化物生成物によりスラグに供給されるス
ラグ形成剤または融剤の添加が望ましく、1次そのよう
なスラグ形成剤または融剤の通常の添加を置換または補
給することができる。
転炉に装入する炭酸塩含有物質は全部または部分的に鉛
含有出発原料よりなることができる。換言すれば鉛含有
出発原料は全部または部分的に炭酸塩含有物質からなる
ことができる。すなわち、炭酸鉛を含有する鉱物を本発
明による方法により有利に仕上げることができることが
見出された。
含有出発原料よりなることができる。換言すれば鉛含有
出発原料は全部または部分的に炭酸塩含有物質からなる
ことができる。すなわち、炭酸鉛を含有する鉱物を本発
明による方法により有利に仕上げることができることが
見出された。
例えば1.、):記録物をこの方法によシ解錬して炭素
で還元することができ、鉱物の炭酸塩分が融成物還元を
促進する。鉛−炭酸塩含有ν1質はまた他棹の鉛出発原
料と混合することができ、その場合、プロセスは必要な
炭酸塩添加および一定割合の生成鉛で補われる。
で還元することができ、鉱物の炭酸塩分が融成物還元を
促進する。鉛−炭酸塩含有ν1質はまた他棹の鉛出発原
料と混合することができ、その場合、プロセスは必要な
炭酸塩添加および一定割合の生成鉛で補われる。
固体還元剤および炭酸塩含有物質は、酸化溶錬工程中お
よび(または)その後、形成された融解湯に直接適当に
導入される。この点については、両温加物は工程サイク
ル中の上言己段階で、而も添加物が比較的変化しないよ
うに湯に取り上げられて全体に分布でき、換言すれば容
易に融成物中に分散できるような方法を用いて融解湯中
へ導入されることが必要である。従って、λ段階法の場
合には、固体物質は、溶錬期間の終りに適当な方法で融
解相または湯中へ導入され、桁線的iたは空気式方法あ
るいけ他の適当な方法による混合により前記融解湯中に
分散される。例えは、固体物質をランス、羽目またはノ
ズルを通して湯中へ導入することができる。カルドー転
炉では傾斜位置で転炉を回転するととKよシ得られる融
成物の流下小滴のカーテンに向けて固体物aを噴射する
ととができ、その結果固体物質は速やかに湿間され融成
物中に分散される。転炉の回転はまた固体物質ができる
だけ長時m1融成物中に分散して保持されることを可能
にさせ、それがまた研元剤の効率に有利な影惜を与える
。
よび(または)その後、形成された融解湯に直接適当に
導入される。この点については、両温加物は工程サイク
ル中の上言己段階で、而も添加物が比較的変化しないよ
うに湯に取り上げられて全体に分布でき、換言すれば容
易に融成物中に分散できるような方法を用いて融解湯中
へ導入されることが必要である。従って、λ段階法の場
合には、固体物質は、溶錬期間の終りに適当な方法で融
解相または湯中へ導入され、桁線的iたは空気式方法あ
るいけ他の適当な方法による混合により前記融解湯中に
分散される。例えは、固体物質をランス、羽目またはノ
ズルを通して湯中へ導入することができる。カルドー転
炉では傾斜位置で転炉を回転するととKよシ得られる融
成物の流下小滴のカーテンに向けて固体物aを噴射する
ととができ、その結果固体物質は速やかに湿間され融成
物中に分散される。転炉の回転はまた固体物質ができる
だけ長時m1融成物中に分散して保持されることを可能
にさせ、それがまた研元剤の効率に有利な影惜を与える
。
金属炭酸塩、アルカリ炭酸塩およびアルカリ±傾炭If
f塩の大部分は反応: MCO” MO+ CO2 3「 によるいわゆるか焼により現行の溶錬m、v、l/θθ
〜l’lθθ℃で速やかに分解する。しかし、7つの型
費な例外は7100℃で俤か0.θ/気圧の分解圧を有
する炭酸パリクム(eaco5)である。このように炭
酸塩が@踏場中に分散されている間に加熱されると炭酸
塩が分解するにつれて二酸化炭素が放出される。そのよ
うに発生した二酸化炭素の一部は還元剤からの固体炭素
と反応して次の反応式: %式% により一酸化炭素を生成する。そのように発生した一酸
化炭素は、一部は融解湯中の攪拌効果を高めることによ
り、また一部は一酸化炭素が直接湯中に生成することに
より、そして−ノー速やかな気体−同体反応: PbO+ Co −’ Pb + CO2が固体−同体
反応: pbo + Cキルb + c。
f塩の大部分は反応: MCO” MO+ CO2 3「 によるいわゆるか焼により現行の溶錬m、v、l/θθ
〜l’lθθ℃で速やかに分解する。しかし、7つの型
費な例外は7100℃で俤か0.θ/気圧の分解圧を有
する炭酸パリクム(eaco5)である。このように炭
酸塩が@踏場中に分散されている間に加熱されると炭酸
塩が分解するにつれて二酸化炭素が放出される。そのよ
うに発生した二酸化炭素の一部は還元剤からの固体炭素
と反応して次の反応式: %式% により一酸化炭素を生成する。そのように発生した一酸
化炭素は、一部は融解湯中の攪拌効果を高めることによ
り、また一部は一酸化炭素が直接湯中に生成することに
より、そして−ノー速やかな気体−同体反応: PbO+ Co −’ Pb + CO2が固体−同体
反応: pbo + Cキルb + c。
とともに起るため、一層速やかな還元に寄与する0融解
湯中の還元剤と炭酸塩物質との開の密接な接触を達成す
るために、寺元剤と炭酸塩物質とを前記湯中へ導入する
前に、例えば還元剤の粉砕に関連して一緒に混合するこ
とができる。
湯中の還元剤と炭酸塩物質との開の密接な接触を達成す
るために、寺元剤と炭酸塩物質とを前記湯中へ導入する
前に、例えば還元剤の粉砕に関連して一緒に混合するこ
とができる。
次に本発明は多くの実施態様についてよシ詳細に記載さ
れ、その中で本発明による方法はまた先行技術に属する
方法および工程と比較される。
れ、その中で本発明による方法はまた先行技術に属する
方法および工程と比較される。
実施例/
a)次の主要分析: Pb lI7.0%、Fe//、
g%、Zn 7.2%、S 22.’l %および5l
o23−3%、の鉛−硫化物精鉱りざ、2トンをコJm
の内径を有するカルドー型の上吹き回転転炉中へシリカ
3、gトンとともにランスを通して導入し、そこで供給
物質を酸素102gθONn? および空気/ 、2.
’f’ 90 Nry/ で連続的にフラッシュ溶錬
した0フラツシユ溶針工程を合計−20分の時間続け、
その徒コークスθ、If トンを融解湯に装入し、湯の
内容物を700分の時間還元した。この還元期間中融解
湯は油−酸素バーナによシ約1300℃の温度に保持さ
れ、消費さハた油の―はS/グeであった。硫黄0.−
0%を含有する融解船釣72トン並びに釦夕、7%を含
有するスラグがその稜転炉から取出された。従って、生
じた鉛/トンに対し約67〜のコークスが消費された。
g%、Zn 7.2%、S 22.’l %および5l
o23−3%、の鉛−硫化物精鉱りざ、2トンをコJm
の内径を有するカルドー型の上吹き回転転炉中へシリカ
3、gトンとともにランスを通して導入し、そこで供給
物質を酸素102gθONn? および空気/ 、2.
’f’ 90 Nry/ で連続的にフラッシュ溶錬
した0フラツシユ溶針工程を合計−20分の時間続け、
その徒コークスθ、If トンを融解湯に装入し、湯の
内容物を700分の時間還元した。この還元期間中融解
湯は油−酸素バーナによシ約1300℃の温度に保持さ
れ、消費さハた油の―はS/グeであった。硫黄0.−
0%を含有する融解船釣72トン並びに釦夕、7%を含
有するスラグがその稜転炉から取出された。従って、生
じた鉛/トンに対し約67〜のコークスが消費された。
b)他の製錬サイクル中に同様の鉛V#鉱同量を、同様
のシリカ添加剤とともに転炉中でフラッシュ溶峠した。
のシリカ添加剤とともに転炉中でフラッシュ溶峠した。
この場合、酸素消費蕪は/a73θNn? で空気消費
量は/ 0.990 Niであった。
量は/ 0.990 Niであった。
フラッシュ溶錬工程を205分の間続け、その後ツー2
100gトンおよび2〜3非の粒度を有する石灰石0.
3トンを転炉に装入した。今回は復元時間を6S分に短
縮することができ、この還元中の油消費量は’It、g
lであった。融解鉛/、4)ンおよび鉛11.2%を含
有するスラグが得られ、転炉から取出された。従って、
スラグの鉛、含量は前記製錬サイクル中に得られたスラ
グよりさらに少なかつ′た。コークス消費量もまた生じ
た鉛トン当り約!; OKfに低下した。
100gトンおよび2〜3非の粒度を有する石灰石0.
3トンを転炉に装入した。今回は復元時間を6S分に短
縮することができ、この還元中の油消費量は’It、g
lであった。融解鉛/、4)ンおよび鉛11.2%を含
有するスラグが得られ、転炉から取出された。従って、
スラグの鉛、含量は前記製錬サイクル中に得られたスラ
グよりさらに少なかつ′た。コークス消費量もまた生じ
た鉛トン当り約!; OKfに低下した。
この比較試験は還元段階中の炭酸基添加剤、この例では
石灰石が必要な還元時間を実質的に減少し、コークス消
vr綾を低下することを示す。
石灰石が必要な還元時間を実質的に減少し、コークス消
vr綾を低下することを示す。
実施例コ
実施例/と同一のパッチからとった鉛精鉱306トン、
並びに船釣6λ%を含量する鉛含有酸化物−硫酸塩ダス
ト/9.θトンとシリカ2.lI)ンとの混合物を実施
例/記載の種類の回転転炉中でフラッシュ溶錬した。フ
ラッシュ溶錬期間は750分の持続時間を有し、その間
に酸素9/gON−および空気1..91. ONrr
? が消費された。溶錬期間が終るとコークス0.3
)ンおよび実施例/(b)に示したと同様の粒度を有す
る石灰石0.3トンを転炉に装入した。湯をSO分分間
光した後、スラグの銅含量は3.7%に低下した0油3
361が還元期間中に融踏場の渦層を絢持するために使
用された0硫黄含N: 0.33%を有する融、解船釣
79トン並びに鉛3./%を含有するスラグが転炉から
取出された。この例では生じた鉛/トン当り約、25に
9のコークスが還元工程中に消費されたにすぎない。
並びに船釣6λ%を含量する鉛含有酸化物−硫酸塩ダス
ト/9.θトンとシリカ2.lI)ンとの混合物を実施
例/記載の種類の回転転炉中でフラッシュ溶錬した。フ
ラッシュ溶錬期間は750分の持続時間を有し、その間
に酸素9/gON−および空気1..91. ONrr
? が消費された。溶錬期間が終るとコークス0.3
)ンおよび実施例/(b)に示したと同様の粒度を有す
る石灰石0.3トンを転炉に装入した。湯をSO分分間
光した後、スラグの銅含量は3.7%に低下した0油3
361が還元期間中に融踏場の渦層を絢持するために使
用された0硫黄含N: 0.33%を有する融、解船釣
79トン並びに鉛3./%を含有するスラグが転炉から
取出された。この例では生じた鉛/トン当り約、25に
9のコークスが還元工程中に消費されたにすぎない。
実施例3
次の主要分析: Pb 、t 3.1%、Zn l、、
7%、S/ q、11%(その/−%は硫化物硫黄であ
る)、Fe 7.9%、5102 + AJ2033−
0%およびC/、34%(脚酸塩として存在)、の硫化
物の炭酸塩含有鉛精鉱A /、A )ンを酸素2SOθ
Nn?でフラッシュ溶錬した。76左分の持続時間を有
した溶錬期間中にシリカyトンおよび石灰石//トンを
7ラツクスとして転炉に装入した。溶錬工程が終るとそ
の中の[相]踏場の還元のためにコークスへ/トンを転
炉に装入し、湯の温度は油−酸素ガスバーナで加熱する
ことにより維持した0#元期間は720分の持続期間を
有し、その間に油63’lljが消費された。鉛7.0
%を含有するスラグ、27トンおよび994%の鉛/ざ
J トンが転炉から取出された。
7%、S/ q、11%(その/−%は硫化物硫黄であ
る)、Fe 7.9%、5102 + AJ2033−
0%およびC/、34%(脚酸塩として存在)、の硫化
物の炭酸塩含有鉛精鉱A /、A )ンを酸素2SOθ
Nn?でフラッシュ溶錬した。76左分の持続時間を有
した溶錬期間中にシリカyトンおよび石灰石//トンを
7ラツクスとして転炉に装入した。溶錬工程が終るとそ
の中の[相]踏場の還元のためにコークスへ/トンを転
炉に装入し、湯の温度は油−酸素ガスバーナで加熱する
ことにより維持した0#元期間は720分の持続期間を
有し、その間に油63’lljが消費された。鉛7.0
%を含有するスラグ、27トンおよび994%の鉛/ざ
J トンが転炉から取出された。
生じた鉛トン当シに消費されたコークスの楡は約6θK
gであると計算された。
gであると計算された。
実施例り
主に鉛炭酸塩鉱物を含み、次の主要分析:Pb!; g
、/%5ZnL3%%S3.5% (そのコ、θ%は硫
化物硫黄であった)、Fe /、2%、5IO2+Al
2O。
、/%5ZnL3%%S3.5% (そのコ、θ%は硫
化物硫黄であった)、Fe /、2%、5IO2+Al
2O。
ふ0%およびC’1.3θ%(炭#堪として存在)、を
有する銅精鉱3A、3)ンを、フラツクスダ、3トン、
鉛含有硫酸塩スライム7トンおよび粒状鉄カンラン石ス
ラグ3.3トン、並びにコークス00gトンとともに約
コO分間隔で6パツチ(slx batches)で、
前記実施例に示したと同じカルドー転炉に回分的に装入
した。装入物は油−酸素ガスバーナにより予熱し、溶錬
した。装入物の加熱、溶錬に要した時間は330分で、
油コ1gθO6が消費された。溶錬工程が終ると、硫黄
θ、/%を含有する融解鉛76トン並びにIe /、1
%を含有するスラグを取出すことができた。消費された
コークスの値は生成された鉛トン当シ約Sθに2である
と計算され、それは酸化物または酸化物−硫酸塩出発原
料から鉛をa錠すると角の通常のコークス消*ik(〜
/30〜.23 Q Kv/lPb ) K比較すると
消脅稙の笑質的な減少である。
有する銅精鉱3A、3)ンを、フラツクスダ、3トン、
鉛含有硫酸塩スライム7トンおよび粒状鉄カンラン石ス
ラグ3.3トン、並びにコークス00gトンとともに約
コO分間隔で6パツチ(slx batches)で、
前記実施例に示したと同じカルドー転炉に回分的に装入
した。装入物は油−酸素ガスバーナにより予熱し、溶錬
した。装入物の加熱、溶錬に要した時間は330分で、
油コ1gθO6が消費された。溶錬工程が終ると、硫黄
θ、/%を含有する融解鉛76トン並びにIe /、1
%を含有するスラグを取出すことができた。消費された
コークスの値は生成された鉛トン当シ約Sθに2である
と計算され、それは酸化物または酸化物−硫酸塩出発原
料から鉛をa錠すると角の通常のコークス消*ik(〜
/30〜.23 Q Kv/lPb ) K比較すると
消脅稙の笑質的な減少である。
Claims (1)
- 【特許請求の範囲】 (1) 出発原料を酸化条件のもとで溶錬し、生ずる酸
化物の融成物を還元することによシ鉛含有出発原料から
金属鉛を製造する方法であって、融成物において固体炭
素質還元剤により融成物を還元し、かつ固体炭酸塩含有
物質が還元剤とともに融成物中に存在することを保証す
ることを特徴とする方法。 (2)M元剤が石炭またはコークスであることを特徴と
する特許請求の範囲第(1)項記載の方法。 (3)炭酸塩含有物質の少くとも一部が石灰石、ドロマ
イトおよび(または)ソーダ灰を含むことを特徴とする
特許請求の範囲第(11項または第(2)項記載の方法
。 (4)鉛含有出発原料の少くとも一部が炭酸塩含有物質
を含むことを特徴とする特許請求の範囲第(1)項また
は第(2)項記載の方法。 (5) 還元剤および炭酸塩含有物質が酸化溶錬工程の
間に、および(tたは)その後に融解湯に直接導入され
ることを特徴とする特許請求の範囲第(1)項〜第(4
)項のいずれか一項に記載の方法。 (6)還元剤および炭酸塩含有物質がランス、羽口また
はノズルを通して融解湯中へ導入されると・とを特徴と
する特許請求の範囲第(5)項記載の方法。 (力 炭酸塩含有物質と還元剤とが融解湯の外部で混合
されることを特徴とする特許請求の範囲第(1)項〜第
(6)項のいずれか一項に記載の方法。 (8)前記炭酸塩含有物質と前記還元剤とが前記還元剤
の破砕または粉砕に関連して混合されることを特徴とす
る特許請求の範囲第(7)項記載の方法。
Applications Claiming Priority (2)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| SE8400624-6 | 1984-02-07 | ||
| SE8400624A SE441189B (sv) | 1984-02-07 | 1984-02-07 | Forfarande for framstellning av metalliskt bly genom smeltreduktion |
Publications (1)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| JPS60187633A true JPS60187633A (ja) | 1985-09-25 |
Family
ID=20354631
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| JP60021584A Pending JPS60187633A (ja) | 1984-02-07 | 1985-02-06 | 直接鉛溶錬による金属鉛の製造方法 |
Country Status (15)
| Country | Link |
|---|---|
| US (1) | US4584017A (ja) |
| EP (1) | EP0153913B1 (ja) |
| JP (1) | JPS60187633A (ja) |
| AT (1) | ATE42345T1 (ja) |
| AU (1) | AU565553B2 (ja) |
| CA (1) | CA1233029A (ja) |
| DD (1) | DD233855A1 (ja) |
| DE (1) | DE3569574D1 (ja) |
| ES (1) | ES8602957A1 (ja) |
| FI (1) | FI72751C (ja) |
| IN (1) | IN162246B (ja) |
| MX (2) | MX11439A (ja) |
| PL (1) | PL142616B1 (ja) |
| SE (1) | SE441189B (ja) |
| ZA (1) | ZA85384B (ja) |
Cited By (1)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| JPS63317618A (ja) * | 1987-04-21 | 1988-12-26 | コルフ・エンジニアリング・ゲーエムベーハー | 加熱された材料を冷却する方法及びその実施のための装置 |
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| USRE33313E (en) * | 1987-09-21 | 1990-08-28 | Cominco Ltd. | Method for making low alpha count lead |
| US4770698A (en) * | 1987-09-21 | 1988-09-13 | Cominco Ltd. | Method for making low alpha count lead |
| AU601019B2 (en) * | 1988-02-16 | 1990-08-30 | Vsesojuzny Nauchno-Issledovatelsky Gorno-Metallurgichesky Institut Tsvetnykh Metallov (Vniitsvetmet) | Method of processing lead-containing sulphide materials |
| US5256186A (en) * | 1990-10-12 | 1993-10-26 | Mount Isa Mines Limited | Method for the treatment of dusts and concentrates |
| KZ9B (ja) * | 1992-12-09 | 1993-12-10 | Vostoch Ni Gorno Metall Inst | |
| RU2118666C1 (ru) * | 1996-08-12 | 1998-09-10 | Институт высокотемпературной электрохимии Уральского отделения РАН | Способ получения свинца из сульфида свинца |
| DE102005033099A1 (de) * | 2005-07-15 | 2007-01-18 | Sanofi-Aventis Deutschland Gmbh | Neues 1,4-Benzothiazepin-1,1-Dioxidderivat mit verbesserten Eigenschaften, Verfahren zu dessen Herstellung, diese Verbindung enthaltende Arzneimittel und dessen Verwendung |
| RU2294972C1 (ru) * | 2005-08-15 | 2007-03-10 | Общество с ограниченной ответственностью "Промышленные экологические технологии" | Способ переработки свинецсодержащих отходов производства |
| US20080130704A1 (en) * | 2006-11-30 | 2008-06-05 | Lapoint Albert E | Electroslag smelting system and method |
| CN102618729B (zh) * | 2012-03-15 | 2013-10-09 | 中南大学 | 一种熔融氧化铅渣的冶炼方法及装置 |
| DE102012011123A1 (de) * | 2012-06-05 | 2013-12-05 | SAXONIA Holding GmbH | Verfahren zur Verwertung von Feuerlöschpulver der Brandklasse BC |
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| WO2020132752A1 (es) * | 2018-12-27 | 2020-07-02 | Compañia Minera Pargo Minerals Spa | Planta moderna de producción de trióxidos de antimonio, arsénico, y plomo metálico" |
| CN113528821B (zh) * | 2019-07-29 | 2023-05-02 | 孙旭阳 | 利用单原子碳还原制备单质材料的方法 |
Family Cites Families (8)
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|---|---|---|---|---|
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| US2926081A (en) * | 1956-05-15 | 1960-02-23 | Dravo Corp | Process of smelting zinc containing lead ores |
| US3689253A (en) * | 1970-08-27 | 1972-09-05 | Minerals Technology Corp | Reclaiming lead from storage batteries |
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- 1984-12-31 IN IN973/DEL/84A patent/IN162246B/en unknown
-
1985
- 1985-01-04 AU AU37322/85A patent/AU565553B2/en not_active Ceased
- 1985-01-09 CA CA000471784A patent/CA1233029A/en not_active Expired
- 1985-01-15 FI FI850165A patent/FI72751C/fi not_active IP Right Cessation
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- 1985-01-24 MX MX1143985A patent/MX11439A/es unknown
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