JPS6045258B2 - 硫化鉛含有材料から鉛を分離する方法 - Google Patents
硫化鉛含有材料から鉛を分離する方法Info
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- JPS6045258B2 JPS6045258B2 JP56041578A JP4157881A JPS6045258B2 JP S6045258 B2 JPS6045258 B2 JP S6045258B2 JP 56041578 A JP56041578 A JP 56041578A JP 4157881 A JP4157881 A JP 4157881A JP S6045258 B2 JPS6045258 B2 JP S6045258B2
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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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Description
【発明の詳細な説明】
本発明は、硫化鉛含有材料からの鉛の回収、さらに詳し
くは、かまなど、たとえば、鉛精錬におフいて通常手で
支持するかまの中で実施し、そして製錬炉や比較的高い
温度の製錬を必要としない、比較的低い温度の、非SO
2汚染法に関する。
くは、かまなど、たとえば、鉛精錬におフいて通常手で
支持するかまの中で実施し、そして製錬炉や比較的高い
温度の製錬を必要としない、比較的低い温度の、非SO
2汚染法に関する。
米国特許816773号は、硫化鉛鉱石から鉛を回収す
る製錬法を開示している。硫化鉛鉱石を製錬炉門で重金
属、たとえば、鉄、炭素の還元剤、およびアルカリ金属
を含有する材料と一緒に製錬し、これによつて金属の鉛
、鉄−アルカリ金属のかわ、および5%より少ない酸化
第一鉄を含有するスラグを製造する。米国特許5993
1吋は鉛鉱石を平炉jのような炉においてアルカリ金属
硫酸塩、炭素質材料、とくに粒状石炭、および亜鉛の酸
化物と混合し、加熱して混合物を溶融することを含む、
鉛を他の金属で抽出する方法に関する。銀と金のほとん
どを含有する鉛を出し、そして亜鉛を揮発し、煙管中で
酸化亜鉛として集める。米国特許第82133吋は、硫
化鉛鉱石、鉄酸化物、硫化ナトリウムまたは硫化ナトリ
ウム生成物質、および炭素または炭素化合物、たとえば
、石炭またはコークスから成る製錬供給物を調製し、そ
してこの供給物を好ましくは反射製錬炉において製錬す
ることからなる硫化鉛鉱石の製錬法を開示している。米
国特許2110445号は、通常の少量のヒ素、銅、ス
ズ、アンチモン、ビスマスおよび貴金属を含有する鉛塊
の溶融浴に少量の金属ナトリウムを加えることを含む、
前記鉛塊の精製法を開示している。その後ドロスを浴か
ら約330℃の温度で除去し、これにより0.01%よ
り少量のヒ素と0.005%より少量の銅を含有する鉛
を得る。米国特許2691575号は、酸化鉛を鉛に変
える方法、とくに四エチル鉛の製造において生成する不
純物の副生物の精錬のとき得られる鉛酸化物の処理に関
する。この方法は酸化鉛と水酸化鉛との流動性酸化物を
327〜450′Cの温度に加熱し、前記混合物を鉛酸
化物に基づいて約10〜約3踵量%の金属ナトリウムと
混合し、そして反応混合物から溶融鉛を分離することか
らなる。鉛塊の銅ドロシングから得られた荒い銅ドロス
とアルカリ金属硫化物を一緒にかまの中で1200′F
(649′C)以下の高温に加熱して、ドロスとアルカ
リ金属硫化物を一緒に溶融することを含む、前記銅ドロ
ス中に機械的に連行された金属鉛から銅硫化物を分離す
る方法を開示している。このようにして得られた溶融ド
ロスは連行された溶融鉛を放出し、これをかまの底に通
し、そして溶融したドロスの銅硫化物とアルカリ金属硫
化物は、放出された溶融鉛のプールの表面上に低融点の
銅硫化物−アルカリ金属硫化物のかわ層を形成する。こ
の方法は銅硫化物と連行された金属鉛を荒い銅ドロスか
ら分離するときすぐれた結果を与えるが、荒い銅ドロス
が有意な硫化鉛も含有するとき不満足てあり、そしてこ
の方法の目的は硫化鉛を分離しかつ連行された金属鉛を
放出することに加えて、硫化鉛を金属鉛に還元すること
によつて、硫化鉛の鉛を回収することてある。米国特許
4033761号の方法が前記ドロス中の硫化鉛から鉛
を回収するために不満足である理由は、この方法が硫化
鉛の化学的に結合した鉛を零価、すなわち元素状の鉛に
還元しないということにある。先行技術の製錬法は、大
気中に排出される汚染性SO2を発生した。本発明の方
法は、溶融鉛のプールを形成し、金属状態のアルカリ金
属を溶融鉛のプール中に混入し、そして硫化鉛を含有す
る材料、たとえば、方鉛鉱濃縮物を溶融鉛プールに加え
ることからなる。
る製錬法を開示している。硫化鉛鉱石を製錬炉門で重金
属、たとえば、鉄、炭素の還元剤、およびアルカリ金属
を含有する材料と一緒に製錬し、これによつて金属の鉛
、鉄−アルカリ金属のかわ、および5%より少ない酸化
第一鉄を含有するスラグを製造する。米国特許5993
1吋は鉛鉱石を平炉jのような炉においてアルカリ金属
硫酸塩、炭素質材料、とくに粒状石炭、および亜鉛の酸
化物と混合し、加熱して混合物を溶融することを含む、
鉛を他の金属で抽出する方法に関する。銀と金のほとん
どを含有する鉛を出し、そして亜鉛を揮発し、煙管中で
酸化亜鉛として集める。米国特許第82133吋は、硫
化鉛鉱石、鉄酸化物、硫化ナトリウムまたは硫化ナトリ
ウム生成物質、および炭素または炭素化合物、たとえば
、石炭またはコークスから成る製錬供給物を調製し、そ
してこの供給物を好ましくは反射製錬炉において製錬す
ることからなる硫化鉛鉱石の製錬法を開示している。米
国特許2110445号は、通常の少量のヒ素、銅、ス
ズ、アンチモン、ビスマスおよび貴金属を含有する鉛塊
の溶融浴に少量の金属ナトリウムを加えることを含む、
前記鉛塊の精製法を開示している。その後ドロスを浴か
ら約330℃の温度で除去し、これにより0.01%よ
り少量のヒ素と0.005%より少量の銅を含有する鉛
を得る。米国特許2691575号は、酸化鉛を鉛に変
える方法、とくに四エチル鉛の製造において生成する不
純物の副生物の精錬のとき得られる鉛酸化物の処理に関
する。この方法は酸化鉛と水酸化鉛との流動性酸化物を
327〜450′Cの温度に加熱し、前記混合物を鉛酸
化物に基づいて約10〜約3踵量%の金属ナトリウムと
混合し、そして反応混合物から溶融鉛を分離することか
らなる。鉛塊の銅ドロシングから得られた荒い銅ドロス
とアルカリ金属硫化物を一緒にかまの中で1200′F
(649′C)以下の高温に加熱して、ドロスとアルカ
リ金属硫化物を一緒に溶融することを含む、前記銅ドロ
ス中に機械的に連行された金属鉛から銅硫化物を分離す
る方法を開示している。このようにして得られた溶融ド
ロスは連行された溶融鉛を放出し、これをかまの底に通
し、そして溶融したドロスの銅硫化物とアルカリ金属硫
化物は、放出された溶融鉛のプールの表面上に低融点の
銅硫化物−アルカリ金属硫化物のかわ層を形成する。こ
の方法は銅硫化物と連行された金属鉛を荒い銅ドロスか
ら分離するときすぐれた結果を与えるが、荒い銅ドロス
が有意な硫化鉛も含有するとき不満足てあり、そしてこ
の方法の目的は硫化鉛を分離しかつ連行された金属鉛を
放出することに加えて、硫化鉛を金属鉛に還元すること
によつて、硫化鉛の鉛を回収することてある。米国特許
4033761号の方法が前記ドロス中の硫化鉛から鉛
を回収するために不満足である理由は、この方法が硫化
鉛の化学的に結合した鉛を零価、すなわち元素状の鉛に
還元しないということにある。先行技術の製錬法は、大
気中に排出される汚染性SO2を発生した。本発明の方
法は、溶融鉛のプールを形成し、金属状態のアルカリ金
属を溶融鉛のプール中に混入し、そして硫化鉛を含有す
る材料、たとえば、方鉛鉱濃縮物を溶融鉛プールに加え
ることからなる。
アルカリ金属は、硫化鉛中の結合鉛の少なくとも有意な
部分、通常少なくとも大部分、すなわち、50%より多
く、実質的にすべて、またはすべてを零価の金属鉛に還
元するために十分な量で、溶融鉛中に混入する。金属状
態のアルカリ金属、溶融鉛および硫化鉛含有材料を一緒
に混合し、そしてアルカリ金属は硫化鉛と反応して、硫
化鉛の化学的に結合した鉛を零価の金属鉛に還元する。
かわ相が溶融鉛から分離し、そしてこのかわ相を溶融鉛
のプールから分離する。遊離した金属鉛を溶融鉛のプー
ルに入れ、すなわち、通人し、そしてアルカリ金属のイ
オウ化合物はかわ相中に入る。ここにおける方法は、(
1)低い温度であり;(2)通常鉛製錬において使用さ
れる型の鋼製かまであるかまで実施することができ、そ
して経費のかかかる炉、たとえば、反射炉または高炉を
使用する必要がない、いわゆるかま法であり;(3)先
行技術の焼結作業を排除し、それゆえ経費のかかる焼結
プラントを必要とせず;(4)反応の発熱のため、反応
の開始後、加熱をほとんど必要としない自発性または実
質的に自発性の方法であり;(5)経済的かつ効率的で
あり;(6)空気を汚染するSO2を発生せず、そして
S含有放出物を発生せす、結局SO2を処理するための
高価な酸プラントを必要とせず、そしてS含有放出物を
処理してSを回収するためプラントまたは特別な装置を
必要としない、ということによつて特徴づけられる。こ
こで使用する゜゜かま゛という語は、反射製錬炉または
高炉のような製錬炉を除外した、適当な器、せん受、容
器または反応器、および通常鉛の製錬に普通に用いられ
ている型の鋼製かまを意味する。
部分、通常少なくとも大部分、すなわち、50%より多
く、実質的にすべて、またはすべてを零価の金属鉛に還
元するために十分な量で、溶融鉛中に混入する。金属状
態のアルカリ金属、溶融鉛および硫化鉛含有材料を一緒
に混合し、そしてアルカリ金属は硫化鉛と反応して、硫
化鉛の化学的に結合した鉛を零価の金属鉛に還元する。
かわ相が溶融鉛から分離し、そしてこのかわ相を溶融鉛
のプールから分離する。遊離した金属鉛を溶融鉛のプー
ルに入れ、すなわち、通人し、そしてアルカリ金属のイ
オウ化合物はかわ相中に入る。ここにおける方法は、(
1)低い温度であり;(2)通常鉛製錬において使用さ
れる型の鋼製かまであるかまで実施することができ、そ
して経費のかかかる炉、たとえば、反射炉または高炉を
使用する必要がない、いわゆるかま法であり;(3)先
行技術の焼結作業を排除し、それゆえ経費のかかる焼結
プラントを必要とせず;(4)反応の発熱のため、反応
の開始後、加熱をほとんど必要としない自発性または実
質的に自発性の方法であり;(5)経済的かつ効率的で
あり;(6)空気を汚染するSO2を発生せず、そして
S含有放出物を発生せす、結局SO2を処理するための
高価な酸プラントを必要とせず、そしてS含有放出物を
処理してSを回収するためプラントまたは特別な装置を
必要としない、ということによつて特徴づけられる。こ
こで使用する゜゜かま゛という語は、反射製錬炉または
高炉のような製錬炉を除外した、適当な器、せん受、容
器または反応器、および通常鉛の製錬に普通に用いられ
ている型の鋼製かまを意味する。
フラックスまたは融剤、たとえば、硫化物含有材料また
は力性アルカリを通常反応混合物またはかわ相に加え、
そしてその量は溶融鉛の表面上に低融点の流動性かわ相
を形成するために十分な量である。
は力性アルカリを通常反応混合物またはかわ相に加え、
そしてその量は溶融鉛の表面上に低融点の流動性かわ相
を形成するために十分な量である。
融剤の機能は、低溶融温度の望ましい流動性のかわ相を
形成することである。融剤をかわ相に加えないと、かわ
は過度に耐火性となり、すなわち、高過ぎる溶融温度を
有する。融剤としての硫化物含有材料の例は、非鉄金属
の硫化物含有鉱濃縮物、たとえば、硫化銅鉱濃縮物、お
よび硫化鉛鉱濃縮物である。硫化鉛鉱濃縮物を融剤とし
て使用するとき、それは過剰量の硫化鉛含有材・料、た
とえば、方鉛鉱濃縮物を溶融鉛のプールに加えることに
よつて供給することが便利であることがある。金属状態
のアルカリ金属、たとえば、金属ナトリウムとの反応に
よる硫化鉛の金属鉛への還元・は、急速であり、発熱性
であるが、ただし開始時に鉛を溶融し、それを溶融状態
に維持するために加熱を必要とする。
形成することである。融剤をかわ相に加えないと、かわ
は過度に耐火性となり、すなわち、高過ぎる溶融温度を
有する。融剤としての硫化物含有材料の例は、非鉄金属
の硫化物含有鉱濃縮物、たとえば、硫化銅鉱濃縮物、お
よび硫化鉛鉱濃縮物である。硫化鉛鉱濃縮物を融剤とし
て使用するとき、それは過剰量の硫化鉛含有材・料、た
とえば、方鉛鉱濃縮物を溶融鉛のプールに加えることに
よつて供給することが便利であることがある。金属状態
のアルカリ金属、たとえば、金属ナトリウムとの反応に
よる硫化鉛の金属鉛への還元・は、急速であり、発熱性
であるが、ただし開始時に鉛を溶融し、それを溶融状態
に維持するために加熱を必要とする。
その加熱は先行技術の開始時に比べて少なく、そして金
属アルカリ金属との還元反応の開始後、外部からの熱の
入力はほとんど)必要とせず、あるいはまたく不必要で
ある。金属のアルカリ金属との反応による硫化鉛の金属
鉛への前記還元は、鉛の融点以上である高温の溶融鉛の
プール中で実施する。溶融鉛のプールの温度は、通常金
属鉛の温度以上650℃以下の範囲であり、典型的には
約345℃〜約50CfCの間の範囲である。この比較
的低い温度の還元は、製錬炉を用い、約1095℃〜1
150℃以上の温度を必要とする先行技術の製錬法の比
較的高い温度と対照的である。ここにおいて還元剤とし
て使用できる金属状態のアルカリ金属は、金属状態のナ
トリウム、カリウム、およびリチウムにより例示される
。
属アルカリ金属との還元反応の開始後、外部からの熱の
入力はほとんど)必要とせず、あるいはまたく不必要で
ある。金属のアルカリ金属との反応による硫化鉛の金属
鉛への前記還元は、鉛の融点以上である高温の溶融鉛の
プール中で実施する。溶融鉛のプールの温度は、通常金
属鉛の温度以上650℃以下の範囲であり、典型的には
約345℃〜約50CfCの間の範囲である。この比較
的低い温度の還元は、製錬炉を用い、約1095℃〜1
150℃以上の温度を必要とする先行技術の製錬法の比
較的高い温度と対照的である。ここにおいて還元剤とし
て使用できる金属状態のアルカリ金属は、金属状態のナ
トリウム、カリウム、およびリチウムにより例示される
。
すぐ上に記載する例のアルカリ金属による硫化鉛の還元
の反応式は、次のとおりである。2Na0+PbS−4
pNa2S+P? 2K0+PbS−+K2S+Pl/) 2Li0+PbS→Li2S+PV 溶融鉛のプールの溶融鉛は、適当な鉛であることができ
る。
の反応式は、次のとおりである。2Na0+PbS−4
pNa2S+P? 2K0+PbS−+K2S+Pl/) 2Li0+PbS→Li2S+PV 溶融鉛のプールの溶融鉛は、適当な鉛であることができ
る。
鉛の例は普通または通常の金属鉛、腐食級の鉛、および
ヒ素、アンチモン、ビスマスまたは銀を含有する鉛であ
る。また、本発明の方法は、すぐれた結果をもつて、実
施して、硫化鉛と硫化銅を含有し、ドロス中に連行また
は包蔵された金属鉛を有するドロスから鉛を回収できる
。
ヒ素、アンチモン、ビスマスまたは銀を含有する鉛であ
る。また、本発明の方法は、すぐれた結果をもつて、実
施して、硫化鉛と硫化銅を含有し、ドロス中に連行また
は包蔵された金属鉛を有するドロスから鉛を回収できる
。
前記ドロスは粗銅ドロスにより例示される。この粗銅ド
ロスは、粗ドロスまたは脱銅ドロスとしても知られてお
り、溶融鉛を典型的には約450゜Cの温度に冷却する
ことにより、普通の方法において溶融した鉛塊の溶融に
より、鉛塊の粗銅ドロシング(DrOssing)から
得られる。銅含有ドロスは、、溶離の結果、溶融した鉛
塊から鉛塊の表面上に分離し、そしてこのドロスは溶融
鉛から通常除さいにより分離される。粗ドロスから得ら
れたこのドロスは、典型的には、重量で、約15%のC
U2Sl4l%のPbSlおよびドロス中に機械的に連
行または包蔵された41%の金属Pbを含有するCu含
量が低く、Pb含有が高いドロスである。本発明のこの
実施態様において、金属のアルカリ金属、たとえば、金
属ナトリウム、!はドロスの硫化鉛と優先的に発熱的に
反応して、硫化鉛の結合鉛を元素状鉛に還元し、そして
アルカリ金属硫化物を形成する。このように形成したア
ルカリ硫化物、たとえば、硫化ナトリウム、は硫化銅と
結合なわち反応して、比較的低い融点のz流動性かわ相
を形成し、包蔵された金属鉛をドロスから解放する。硫
化鉛の還元から生ずる鉛とドロス中に前もつて包蔵され
ていた解放鉛の両者は、溶融鉛のプール中に入る。包蔵
された金属鉛は、粗銅ドロスから、ドロスのマトリック
スが溶融し去り、これにより金属鉛をを放出するため、
放出される。
ロスは、粗ドロスまたは脱銅ドロスとしても知られてお
り、溶融鉛を典型的には約450゜Cの温度に冷却する
ことにより、普通の方法において溶融した鉛塊の溶融に
より、鉛塊の粗銅ドロシング(DrOssing)から
得られる。銅含有ドロスは、、溶離の結果、溶融した鉛
塊から鉛塊の表面上に分離し、そしてこのドロスは溶融
鉛から通常除さいにより分離される。粗ドロスから得ら
れたこのドロスは、典型的には、重量で、約15%のC
U2Sl4l%のPbSlおよびドロス中に機械的に連
行または包蔵された41%の金属Pbを含有するCu含
量が低く、Pb含有が高いドロスである。本発明のこの
実施態様において、金属のアルカリ金属、たとえば、金
属ナトリウム、!はドロスの硫化鉛と優先的に発熱的に
反応して、硫化鉛の結合鉛を元素状鉛に還元し、そして
アルカリ金属硫化物を形成する。このように形成したア
ルカリ硫化物、たとえば、硫化ナトリウム、は硫化銅と
結合なわち反応して、比較的低い融点のz流動性かわ相
を形成し、包蔵された金属鉛をドロスから解放する。硫
化鉛の還元から生ずる鉛とドロス中に前もつて包蔵され
ていた解放鉛の両者は、溶融鉛のプール中に入る。包蔵
された金属鉛は、粗銅ドロスから、ドロスのマトリック
スが溶融し去り、これにより金属鉛をを放出するため、
放出される。
粗銅ドロスの硫化W,U2Sは、1100′Cで溶融す
る比較的高い融点;の耐火材である。硫化鉛の金属ナト
リウムによる還元により形成される硫化ナトリウムは、
同様に、118(代)で溶融する比較的高い融点の耐火
材である。しかしながら、CU2SがNa2sと一緒に
かわ中に存在するとき、比較的低い融点の、非耐火材0
(7)Cu2S−Na2Sが得られ、これは4800C
〜600℃の範囲で溶融する。CU2SとNa2sとの
結合によるこの低融点の非耐火材の形成により、ドロス
のマトリックスを溶融し去ることができ、その結果包蔵
された金属鉛は解放される。5 前述の方法の実施態様
に従う、鉛塊の粗銅ドロシングから得られるドロスから
の運行金属鉛の回収により、銅含量が高く、鉛含量が低
いマット、たとえば、、約2踵量%のCuと約3重量%
のPbを含有するかわが得られ、これは運搬し、銅製錬
炉)で、連行金属鉛がドロス中に残留する場合よりもか
なり低いコストで、処理することができる。
る比較的高い融点;の耐火材である。硫化鉛の金属ナト
リウムによる還元により形成される硫化ナトリウムは、
同様に、118(代)で溶融する比較的高い融点の耐火
材である。しかしながら、CU2SがNa2sと一緒に
かわ中に存在するとき、比較的低い融点の、非耐火材0
(7)Cu2S−Na2Sが得られ、これは4800C
〜600℃の範囲で溶融する。CU2SとNa2sとの
結合によるこの低融点の非耐火材の形成により、ドロス
のマトリックスを溶融し去ることができ、その結果包蔵
された金属鉛は解放される。5 前述の方法の実施態様
に従う、鉛塊の粗銅ドロシングから得られるドロスから
の運行金属鉛の回収により、銅含量が高く、鉛含量が低
いマット、たとえば、、約2踵量%のCuと約3重量%
のPbを含有するかわが得られ、これは運搬し、銅製錬
炉)で、連行金属鉛がドロス中に残留する場合よりもか
なり低いコストで、処理することができる。
これは、本発明の方法を用い、鉛製錬において現存する
かまおよび他の装置を用いるプラント規模の試験におい
て、低いCu含量(約12%の銅)および高いP暗量(
約76%のPb)の粗銅ドロスの110トンから、供給
したPbの82トン、すなわち、Pbの98.7%を放
出し、回収することによつて容易に理解される。高い銅
含量(約29%)および低いPb含量(約3%)のかわ
の34トンが、供給した銅ドロスの110トンから得ら
れた。110トンの粗銅ドロスに比べて銅製錬所への3
4トンのかわの諭送時のかなりの節約は、容易に明らか
である。
かまおよび他の装置を用いるプラント規模の試験におい
て、低いCu含量(約12%の銅)および高いP暗量(
約76%のPb)の粗銅ドロスの110トンから、供給
したPbの82トン、すなわち、Pbの98.7%を放
出し、回収することによつて容易に理解される。高い銅
含量(約29%)および低いPb含量(約3%)のかわ
の34トンが、供給した銅ドロスの110トンから得ら
れた。110トンの粗銅ドロスに比べて銅製錬所への3
4トンのかわの諭送時のかなりの節約は、容易に明らか
である。
さらに、銅ドロスが大きい扱いにくいドロス片として得
られるかぎり、鉛製錬所における粗銅ドロスの貯蔵、取
り扱いおよび供給が困難である。その上、銅製錬炉へP
b含量が高く(約76%のPb)、Cu含量が低い(約
12%のCu)ドロスを供給することは望ましくなく、
そしてこのような高いPb含量の供給物は銅回路に対し
て不利である。これらの困難は、本発明の方法によつて
製造され、貯蔵および取り扱いが容易であり、銅製錬炉
への供給が可能である、Cu含量が高く(約29%のC
u)、Pb含量が低い(約5%Pb)のかわによつて、
克服される。第1図を参照すると、金属のアルカリ金属
、たとえば、ナトリウムをかま5内の溶融鉛のプールす
なわち浴の表面上へおよび/または溶融鉛のプールの表
面の下へ導入する。
られるかぎり、鉛製錬所における粗銅ドロスの貯蔵、取
り扱いおよび供給が困難である。その上、銅製錬炉へP
b含量が高く(約76%のPb)、Cu含量が低い(約
12%のCu)ドロスを供給することは望ましくなく、
そしてこのような高いPb含量の供給物は銅回路に対し
て不利である。これらの困難は、本発明の方法によつて
製造され、貯蔵および取り扱いが容易であり、銅製錬炉
への供給が可能である、Cu含量が高く(約29%のC
u)、Pb含量が低い(約5%Pb)のかわによつて、
克服される。第1図を参照すると、金属のアルカリ金属
、たとえば、ナトリウムをかま5内の溶融鉛のプールす
なわち浴の表面上へおよび/または溶融鉛のプールの表
面の下へ導入する。
かま5は、普通のプロペラかきまぜ機(図示せず)と、
かまの内容物.を加熱するためのバーナーとを備える。
金属ナトリウムと金属船との合金化すなわち混合は、発
熱性であり、そして溶融物プールの温度を増加する。硫
化鉛含有材料、たとえば、方鉛鉱濃縮物を、また、かま
5内の溶融鉛のプールの表面上へ導入する。金属状態の
アルカリ金属ど化学量論的に反応させて金属の、すなわ
ち、元素状のPbとアルカリ金属硫化物を形成するため
に必要とする量よりも過剰量の方鉛鉱濃縮物を、溶融鉛
のプール表面上へ供給して、かわ相の融剤として作用さ
せる。硫化鉛および硫化銅含有ドロス、あるいは鉛を分
離する本発明の方法において使用できる他の硫化鉛含有
材料は、方鉛鉱濃縮物の代わりに使用でき、そして溶融
鉛のプール表面上へ導入することができる。かま5内で
作動するプロペラミキサーは溶融金属中に渦を生成し、
この渦は方鉛鉱濃縮物と金属ナトリウムを下向きに溶融
鉛のプールの内部中に引き込み、そして方鉛鉱濃縮物と
ナトリウムを一緒に溶融鉛のプール中に混合し、それら
をプール全体)こ分散する。金属鉛のプールは鉛の融点
以上の高温、典型的には約345゜C〜500℃の範囲
の温度にある畦、方鉛鉱濃縮物と金属ナトリウムは、、
一緒に溶融餡のプール中で、典型的には約5分〜約1紛
の期間混合する。金属ナトリウムは溶融鉛のプール中で
急速に発熱的に反応して、硫化鉛の2価の鉛を零価の金
属鉛に還元し、そしてナトリウムのイオン化合物、たと
えば、Na2sを形成する。
かまの内容物.を加熱するためのバーナーとを備える。
金属ナトリウムと金属船との合金化すなわち混合は、発
熱性であり、そして溶融物プールの温度を増加する。硫
化鉛含有材料、たとえば、方鉛鉱濃縮物を、また、かま
5内の溶融鉛のプールの表面上へ導入する。金属状態の
アルカリ金属ど化学量論的に反応させて金属の、すなわ
ち、元素状のPbとアルカリ金属硫化物を形成するため
に必要とする量よりも過剰量の方鉛鉱濃縮物を、溶融鉛
のプール表面上へ供給して、かわ相の融剤として作用さ
せる。硫化鉛および硫化銅含有ドロス、あるいは鉛を分
離する本発明の方法において使用できる他の硫化鉛含有
材料は、方鉛鉱濃縮物の代わりに使用でき、そして溶融
鉛のプール表面上へ導入することができる。かま5内で
作動するプロペラミキサーは溶融金属中に渦を生成し、
この渦は方鉛鉱濃縮物と金属ナトリウムを下向きに溶融
鉛のプールの内部中に引き込み、そして方鉛鉱濃縮物と
ナトリウムを一緒に溶融鉛のプール中に混合し、それら
をプール全体)こ分散する。金属鉛のプールは鉛の融点
以上の高温、典型的には約345゜C〜500℃の範囲
の温度にある畦、方鉛鉱濃縮物と金属ナトリウムは、、
一緒に溶融餡のプール中で、典型的には約5分〜約1紛
の期間混合する。金属ナトリウムは溶融鉛のプール中で
急速に発熱的に反応して、硫化鉛の2価の鉛を零価の金
属鉛に還元し、そしてナトリウムのイオン化合物、たと
えば、Na2sを形成する。
このようにして遊離した金属鉛は溶融鉛のプールに入る
。Na2sは過剰の方鉛鉱濃縮物からのPbSをフラッ
クスとしてさらに含有するかわ相中に入り、そしてかわ
相は溶融鉛のプールからその表面上にNa2sおよびP
bS含有かわ層として分離する。金属鉛は、通常溶融状
態で、鉛のプールから抜き出され、あるいは他の方法で
回収される。
。Na2sは過剰の方鉛鉱濃縮物からのPbSをフラッ
クスとしてさらに含有するかわ相中に入り、そしてかわ
相は溶融鉛のプールからその表面上にNa2sおよびP
bS含有かわ層として分離する。金属鉛は、通常溶融状
態で、鉛のプールから抜き出され、あるいは他の方法で
回収される。
かわ層は比較的低い融点の非耐火性流動層であり、これ
は明らかにPbSI:.Na2Sとの間の低融点の共晶
が形成したためであり、そして必要に応じて、溶融した
プール表面から、容易に、除さいにより除去することが
でき、あるいは他の方法で分離することができる。かわ
層は好ましくは適当な器または容器6内で、浸出剤、通
常水性液体、好ましくは水で浸出して、かわ中の硫化ナ
トリウムを溶解して硫化鉛を排除することができる。
は明らかにPbSI:.Na2Sとの間の低融点の共晶
が形成したためであり、そして必要に応じて、溶融した
プール表面から、容易に、除さいにより除去することが
でき、あるいは他の方法で分離することができる。かわ
層は好ましくは適当な器または容器6内で、浸出剤、通
常水性液体、好ましくは水で浸出して、かわ中の硫化ナ
トリウムを溶解して硫化鉛を排除することができる。
このようにして得られた硫化ナトリウム含有溶液を次に
容器6内の固体の硫化鉛から分離し、硫化鉛をかま5に
もどし、かま5内の溶融鉛のプール中に導入する。かま
5へもどす前に、連合する非金属鉱物を有することがあ
る、硫化鉛は、非金属鉱物を除去するため、浮選機に移
送することができる。第2図を参照すると、この方法は
第1図に関してここに前述した方法と実質的に同一であ
るが、第2図に従う方法においては、低融点の流動性か
わを形成するために十分な量で、CU2Sを溶融鉛のプ
ールの表面上へ融剤として加え、そして過剰の方鉛鉱濃
縮物はこの第2図の実施態様においてフラックスとして
加えない。
容器6内の固体の硫化鉛から分離し、硫化鉛をかま5に
もどし、かま5内の溶融鉛のプール中に導入する。かま
5へもどす前に、連合する非金属鉱物を有することがあ
る、硫化鉛は、非金属鉱物を除去するため、浮選機に移
送することができる。第2図を参照すると、この方法は
第1図に関してここに前述した方法と実質的に同一であ
るが、第2図に従う方法においては、低融点の流動性か
わを形成するために十分な量で、CU2Sを溶融鉛のプ
ールの表面上へ融剤として加え、そして過剰の方鉛鉱濃
縮物はこの第2図の実施態様においてフラックスとして
加えない。
また、第2図に従うこの方法の実施態様において、溶融
鉛のプールから除さいするNa2s−CLl2s含有か
わは第1図の方法におけるように浸出しないで、その代
わり銅を回収するために銅製錬所へ輸送する。ここて使
用するために好ましい金属状態のアルカリ金属は、金属
ナトリウムである。
鉛のプールから除さいするNa2s−CLl2s含有か
わは第1図の方法におけるように浸出しないで、その代
わり銅を回収するために銅製錬所へ輸送する。ここて使
用するために好ましい金属状態のアルカリ金属は、金属
ナトリウムである。
好ましくは、硫化鉛が融剤てあるとき、硫化鉛を分離し
たかわから回収し、回収した硫化鉛を溶融鉛のプールに
もどしかつ加えて他の反応成分と混合する。
たかわから回収し、回収した硫化鉛を溶融鉛のプールに
もどしかつ加えて他の反応成分と混合する。
硫化鉛は好ましくは分離したかわから)浸出剤て浸出す
ることにより回収する。浸出剤は好ましくは水であり、
硫化ナトリウムを溶解して硫化鉛を排除する。硫化ナト
リウムを溶解できるが、硫化鉛を溶解できないか、実質
的に溶解できない浸出剤のいずれをも、この浸出に使用
でき5る。反応成分の添加の間の溶融鉛のプールの好ま
しい温度は、金属鉛の融点以上500℃以下、さらに好
ましくは345℃〜500℃の範囲である。ここで使用
する硫化鉛鉱濃縮物は、好ましくは0P暗量が約80%
以上の高級鉛濃縮物である。鉛塊の粗銅ドロジングから
得られたドロスから鉛を回する本発明の実施態様におい
て、金属ナトリウムのような金属のアルカリ金属は、好
ましくは、導入の間、溶融鉛のプール表面上のドロスと
金属ナトリウムとの接触を避けながら、前記プール表面
の下にナトリウムを導入することによつて、溶融鉛のプ
ール中に混入する。この理由は、粗銅ドロスの上または
それとの接触において金属ナトリウムの溶融とともに激
しい反応が起こることにある。さらに好ましくは、金属
ナトリウムを溶融状態で耐火バイブまたは管、たとえば
、鋼バイブを通して供給することによつつて、ナトリウ
ムを鉛プール表面より下に、プール表面上の粗銅ドロス
と接触させないで、導入する。前記耐火バイブまたは管
は、鉛プール表面上の銅ドロス層を通して延び、プール
表面より下の出口開口において終るように配置されてい
る。次の実施例により、本発明をさらに説明する。
ることにより回収する。浸出剤は好ましくは水であり、
硫化ナトリウムを溶解して硫化鉛を排除する。硫化ナト
リウムを溶解できるが、硫化鉛を溶解できないか、実質
的に溶解できない浸出剤のいずれをも、この浸出に使用
でき5る。反応成分の添加の間の溶融鉛のプールの好ま
しい温度は、金属鉛の融点以上500℃以下、さらに好
ましくは345℃〜500℃の範囲である。ここで使用
する硫化鉛鉱濃縮物は、好ましくは0P暗量が約80%
以上の高級鉛濃縮物である。鉛塊の粗銅ドロジングから
得られたドロスから鉛を回する本発明の実施態様におい
て、金属ナトリウムのような金属のアルカリ金属は、好
ましくは、導入の間、溶融鉛のプール表面上のドロスと
金属ナトリウムとの接触を避けながら、前記プール表面
の下にナトリウムを導入することによつて、溶融鉛のプ
ール中に混入する。この理由は、粗銅ドロスの上または
それとの接触において金属ナトリウムの溶融とともに激
しい反応が起こることにある。さらに好ましくは、金属
ナトリウムを溶融状態で耐火バイブまたは管、たとえば
、鋼バイブを通して供給することによつつて、ナトリウ
ムを鉛プール表面より下に、プール表面上の粗銅ドロス
と接触させないで、導入する。前記耐火バイブまたは管
は、鉛プール表面上の銅ドロス層を通して延び、プール
表面より下の出口開口において終るように配置されてい
る。次の実施例により、本発明をさらに説明する。
実施例1腐食級鉛の1200gを電気炉内にセットした
小型鋼製容器中で約345℃の温度に加熱して溶融して
、済融鉛のプールを形成した。23.6gの金属ナトリ
ウムを溶融鉛のプールに加えて、鉛2%ナトリウムの合
金を形成した。
小型鋼製容器中で約345℃の温度に加熱して溶融して
、済融鉛のプールを形成した。23.6gの金属ナトリ
ウムを溶融鉛のプールに加えて、鉛2%ナトリウムの合
金を形成した。
この硫化鉛の一部分をフラックスとして作用して、溶融
鉛のプールの表面上に副生物Na2sと流動性の低い融
点のかわを形成する。溶融鉛のプールへ硫化鉛と金属ナ
トリウムを加える間、機械的かきまぜ機により前記溶融
物プールをかきまぜて、反応成分のすぐれた混合を得た
。金属ナトリウムは硫化鉛と急速にかつ高度に発熱的に
反応して、PbSの鉛を金属鉛に還元し、硫化ナトリウ
ムを形成した。
鉛のプールの表面上に副生物Na2sと流動性の低い融
点のかわを形成する。溶融鉛のプールへ硫化鉛と金属ナ
トリウムを加える間、機械的かきまぜ機により前記溶融
物プールをかきまぜて、反応成分のすぐれた混合を得た
。金属ナトリウムは硫化鉛と急速にかつ高度に発熱的に
反応して、PbSの鉛を金属鉛に還元し、硫化ナトリウ
ムを形成した。
こうして遊離した元素状鉛は、溶融鉛のプール中に入つ
た。硫化ナトリ.ウムは溶融鉛から分離し、硫化鉛の一
部とともに、溶融鉛の上表面上に流動性の低融点のかわ
相を形成した。金属ナトリウムと硫化ナトリウムとの間
の反応は急速さつ高度に発熱性であるため、溶融物プー
;ルへの熱入力は、金属ナトリウムと硫化鉛の添加後、
ほとんど不必要であつた。
た。硫化ナトリ.ウムは溶融鉛から分離し、硫化鉛の一
部とともに、溶融鉛の上表面上に流動性の低融点のかわ
相を形成した。金属ナトリウムと硫化ナトリウムとの間
の反応は急速さつ高度に発熱性であるため、溶融物プー
;ルへの熱入力は、金属ナトリウムと硫化鉛の添加後、
ほとんど不必要であつた。
浴上の表面の流動性のかわの存在によつて示されるよう
に、金属ナトリウムと硫化鉛との間の反応が完結したと
き、混合物全体をインゴットの型夕に注入した。
に、金属ナトリウムと硫化鉛との間の反応が完結したと
き、混合物全体をインゴットの型夕に注入した。
インゴットが固化した後、かわを破壊し、元素状鉛とか
わを別々に秤量した。ナトリウムと反応した硫化鉛から
の元素状鉛の回収率は、94.9%であつた。かわは、
26%Na2S−74%PbSの共晶であり、520C
の融点を有した。
わを別々に秤量した。ナトリウムと反応した硫化鉛から
の元素状鉛の回収率は、94.9%であつた。かわは、
26%Na2S−74%PbSの共晶であり、520C
の融点を有した。
Nalsは水で浸出し、これによりNa2sを溶解する
ことによつて容易に分離され、PbSをかわに再循環し
てもどすことができる。実施例2 実施例1の方法を反復するが、ただし40gの硫化鉛も
溶融鉛のプールの上表面上へ加え、そして115gの純
粋な硫化鉛をこの実施例2における溶フ融鉛−ナトリウ
ム合金のプールへ加える。
ことによつて容易に分離され、PbSをかわに再循環し
てもどすことができる。実施例2 実施例1の方法を反復するが、ただし40gの硫化鉛も
溶融鉛のプールの上表面上へ加え、そして115gの純
粋な硫化鉛をこの実施例2における溶フ融鉛−ナトリウ
ム合金のプールへ加える。
硫化銅濃縮物の目的は、かわ相中の副生物の硫化ナトリ
ウムを融解して、流動性の低融点のかわ相を形成するこ
とである。溶融鉛のプールを、添加の間、機械的にかき
まぜて、硫化鉛、溶融銅、およびナ門トリウムの溶融物
のプールを形成する。金属ナトリウムは硫化鉛と急速に
かつ高度に発熱的に反応して、PbSの鉛を金属鉛に還
元し、硫化ナトリウムを形成する。
ウムを融解して、流動性の低融点のかわ相を形成するこ
とである。溶融鉛のプールを、添加の間、機械的にかき
まぜて、硫化鉛、溶融銅、およびナ門トリウムの溶融物
のプールを形成する。金属ナトリウムは硫化鉛と急速に
かつ高度に発熱的に反応して、PbSの鉛を金属鉛に還
元し、硫化ナトリウムを形成する。
このようにして遊離した金属鉛は溶融鉛のプール中に入
り、そして硫化″ナトリウムは溶融鉛から分離し、硫化
銅および多分硫化鉛の一部分とともに、溶融鉛の上表面
上に流動性の低融点のかわを形成する。金属ナトリウム
と硫化鉛との間の反応は急速かつ高度に発熱性であるた
め、金属ナトリウムと硫化鉛の添加後、溶融物のプール
への熱入力は必要としないか、あるいは必要した場合で
もその量は著しく減少する。
り、そして硫化″ナトリウムは溶融鉛から分離し、硫化
銅および多分硫化鉛の一部分とともに、溶融鉛の上表面
上に流動性の低融点のかわを形成する。金属ナトリウム
と硫化鉛との間の反応は急速かつ高度に発熱性であるた
め、金属ナトリウムと硫化鉛の添加後、溶融物のプール
への熱入力は必要としないか、あるいは必要した場合で
もその量は著しく減少する。
実施例3〜6
鉛塊の銅ドロシングから得られた、約1踵量%のCuと
約7鍾量%のPbを含有する、Cu含量が低く、Pb含
量が高い粗ドロスのプラント規模のNa金属の処理にお
いて、Na金属の処理は合計約110トンの粗ドロスを
(トンの2踵量%のCuと3重量%のPbを含有するC
u含量が高く、Pb含量が低いかわに効果的にかつ急速
に減少し、鉛製錬において82トンのPbが回収され、
それは供給したPbの部・7%であつた。
約7鍾量%のPbを含有する、Cu含量が低く、Pb含
量が高い粗ドロスのプラント規模のNa金属の処理にお
いて、Na金属の処理は合計約110トンの粗ドロスを
(トンの2踵量%のCuと3重量%のPbを含有するC
u含量が高く、Pb含量が低いかわに効果的にかつ急速
に減少し、鉛製錬において82トンのPbが回収され、
それは供給したPbの部・7%であつた。
結局、銅製錬所へ輸送されるかわは望ましくCu含量が
高く、Pb含量が低く、低融点のかわりであり、これは
Cu回収のための銅製錬所における取り扱いおよび処理
が容易であり、これに比べて粗ドロスの塊は銅含量が比
較的低く、Pb含量が比較的高く、それゆえ銅製錬所に
おける銅回路へ加えることができず、取り扱いと輸送が
困難である。鉛製錬所で回収される82トンの鉛を銅製
錬所へ輸送しなくてよいため、輸送経費が減少すること
によりかなりの金銭が節約される。実施例3〜6のプラ
ント規模の方法の実験を実施するとき、各重量が12ボ
ンド(5.45k9)のNa金属の棒を、バーナーとミ
キサーを備える鋼製錬がま内のほぼ215トンの溶融し
た前もつて粗ドロシングしたPbのプールに手で装入し
た。
高く、Pb含量が低く、低融点のかわりであり、これは
Cu回収のための銅製錬所における取り扱いおよび処理
が容易であり、これに比べて粗ドロスの塊は銅含量が比
較的低く、Pb含量が比較的高く、それゆえ銅製錬所に
おける銅回路へ加えることができず、取り扱いと輸送が
困難である。鉛製錬所で回収される82トンの鉛を銅製
錬所へ輸送しなくてよいため、輸送経費が減少すること
によりかなりの金銭が節約される。実施例3〜6のプラ
ント規模の方法の実験を実施するとき、各重量が12ボ
ンド(5.45k9)のNa金属の棒を、バーナーとミ
キサーを備える鋼製錬がま内のほぼ215トンの溶融し
た前もつて粗ドロシングしたPbのプールに手で装入し
た。
Na棒は作動ミキサーにより溶融鉛のブル中に発生した
渦の中へ導入した。溶融Pb浴の温度は、Na添加のた
め、約500℃から約625℃に上昇した。この温度に
おいて、かまのバーナーを試験の残部について4分の3
に減少した。鉛塊の銅ドロシングから得られたドロスを
、次いで溶融鉛のプールに加えた。
渦の中へ導入した。溶融Pb浴の温度は、Na添加のた
め、約500℃から約625℃に上昇した。この温度に
おいて、かまのバーナーを試験の残部について4分の3
に減少した。鉛塊の銅ドロシングから得られたドロスを
、次いで溶融鉛のプールに加えた。
加えるべきドロスの合計量の約4分の1〜3分の1を、
一度に導入した。渦はドロス片を溶融プール中に引き込
み、浴中のNaとドロスとの間の接触を確保した。数分
以内に、ドロスNa−Pbの界面において多少の局部的
流動性のかわ形成反応が観察された。引き続いてドロス
を溶融鉛のプールに加えると、前の段階において生成し
た粒状かわがより広範囲に液化し、機械的に連行された
Pbの分離がさらに促1:゜進された。押し板で粒状か
わを渦に向かつて多少進行させると、かわの液化が有利
に促進された。最後のドロスの添加を行うと、ドロスの
添加重量は、プールすなわち浴の中に存在するNaの量
の約11〜13倍になつた。ドロスー浴の反応は、約1
〜1.時間起こつた。この段階において、かわの液化は
完結し、そしてかわの型の予熱を開始した。すべてのド
ロスー浴の反応が止んだ時、ミキサーを抜き出して、イ
ンキ状黒色流動性かわ層の消泡のために準備し、このか
わ層は典型的には約9インチ(′22.9cm)の厚さ
であつた。押し板はかわの除去を促進した。前粗ドロシ
ングした溶融Pbを汲んで残りのかわを、必要に応じて
、置換した。溶融bはかわの除去後約30分でといから
流れることが観察され、それが始まるとすぐに、出口を
耐火粘土でふさいだ。Pbを製錬所へ汲み出して、かま
内の初期のフリーボードを回復した後、処理の作業は反
復できる状態となつた。実施例3,4,5および6のプ
ランント規模のノ試験の結果、材料のバランス、および
化学的分析値を、それぞれ表A,B,CおよびD中に、
記載する。実施例3〜6のプラント規模の試験のドロス
およびかわの計算した硫化物の組成を、下表Eに記冫載
する。
一度に導入した。渦はドロス片を溶融プール中に引き込
み、浴中のNaとドロスとの間の接触を確保した。数分
以内に、ドロスNa−Pbの界面において多少の局部的
流動性のかわ形成反応が観察された。引き続いてドロス
を溶融鉛のプールに加えると、前の段階において生成し
た粒状かわがより広範囲に液化し、機械的に連行された
Pbの分離がさらに促1:゜進された。押し板で粒状か
わを渦に向かつて多少進行させると、かわの液化が有利
に促進された。最後のドロスの添加を行うと、ドロスの
添加重量は、プールすなわち浴の中に存在するNaの量
の約11〜13倍になつた。ドロスー浴の反応は、約1
〜1.時間起こつた。この段階において、かわの液化は
完結し、そしてかわの型の予熱を開始した。すべてのド
ロスー浴の反応が止んだ時、ミキサーを抜き出して、イ
ンキ状黒色流動性かわ層の消泡のために準備し、このか
わ層は典型的には約9インチ(′22.9cm)の厚さ
であつた。押し板はかわの除去を促進した。前粗ドロシ
ングした溶融Pbを汲んで残りのかわを、必要に応じて
、置換した。溶融bはかわの除去後約30分でといから
流れることが観察され、それが始まるとすぐに、出口を
耐火粘土でふさいだ。Pbを製錬所へ汲み出して、かま
内の初期のフリーボードを回復した後、処理の作業は反
復できる状態となつた。実施例3,4,5および6のプ
ランント規模のノ試験の結果、材料のバランス、および
化学的分析値を、それぞれ表A,B,CおよびD中に、
記載する。実施例3〜6のプラント規模の試験のドロス
およびかわの計算した硫化物の組成を、下表Eに記冫載
する。
第1図は、本発明に従う方法の略フロータイヤグラムで
ある。
ある。
Claims (1)
- 【特許請求の範囲】 1(a)溶融鉛、硫化鉛、銅、イオウおよび金属状態の
アルカリ金属からなる混合物を反応がま中で反応させ;
(b)金属状態のアルカリ金属を硫化鉛と反応させ、硫
化鉛の結合した鉛を金属状態の鉛に還元し、そしてアル
カリ金属のイオン成分からなるかわ相を形成させて溶融
鉛から分離させ;(c)このようにした遊離した金属状
態の鉛は溶融鉛に入り、そしてアルカリ金属のイオウ化
合物はかわ相中に存在させ;および(d)かわ相を鉛相
から分離する; ことを特徴とする硫化鉛を含有する材料から鉛を分離す
る方法。 2 金属状態のアルカリ金属はナトリウムである特許請
求の範囲第1項記載の方法。 3 反応混合物が主として溶融鉛である特許請求の範囲
第1項または第2項に記載の方法。 4 溶融鉛のプールを形成することにより反応混合物を
形成させ;該鉛プールに金属状態のアルカリ金属を混入
し;該溶融鉛に硫化鉛を含有する材料を加え;そして該
金属状態のアルカリ金属、溶融鉛および硫化鉛含有材料
を共に混合する;ことからなる特許請求の範囲第1項に
記載の方法。 5 融剤を反応成分に、流動性の低融点のかわを生成す
るために十分な量で加える特許請求の範囲第1項記載の
方法。 6 金属状態のアルカリ金属はナトリウムである特許請
求の範囲第5項に記載の方法。 7 融剤は硫化物含有材料である特許請求の範囲第5項
記載の方法。 8 硫化物含有材料は非鉄金属の硫化物の鉱石の濃縮物
である特許請求の範囲第7項記載の方法。 9 硫化物含有材料は方鉛鉱の濃縮物である特許請求の
範囲第8項記載の方法。 10 鉱石濃縮物は硫化銅の鉱石濃縮物である特許請求
の範囲第8項に記載の方法。 11 硫化鉛含有材料は硫化銅と金属状態の鉛をその中
に連行して含有するドロスである特許請求の範囲第4項
に記載の方法。 12 ドロスは鉛塊の銅ドロシングから得られ、金属状
態のアルカリ金属は硫化鉛と優先的に反応して、硫化鉛
の結合鉛を金属鉛に還元し、かつアルカリ金属硫化物を
形成し、このように形成したアルカリ金属硫化物は硫化
銅と結合して流動性かわ相を形成し、そして連行した金
属鉛を放出する特許請求の範囲第11項記載の方法。 13 金属状態のアルカリ金属はナトリウムである特許
請求の範囲第12項記載の方法。 14 金属ナトリウムはそれを溶融鉛のプールの表面の
下に導入することにより溶融鉛に混入し、その間金属ナ
トリウムは導入中に、プール表面上のドロスとの接触を
避ける特許請求の範囲第13項に記載の方法。 15 溶融ナトリウムを鉛プール表面の下に耐火管を通
して導入し、前記耐火管はプール表面上のドロス層を通
して延び、プール表面より下の管出口で終るように配置
されている特許請求の範囲第14項に記載の方法。 16 金属ナトリウムを固体ナトリウム−鉛母合金とし
て溶融鉛中に混入する特許請求の範囲第14項に記載の
方法。 17 硫化鉛を分離したかわから回収し、そして回収し
た硫化鉛を溶融鉛のプールにもどしかつ加える特許請求
の範囲第9項記載の方法。 18 硫化鉛は浸出剤を用いる浸出により分離したかわ
から回収し、前記浸出剤は硫化ナトリウムを溶かすこと
ができるが、硫化鉛を実質的に溶かすことができない特
許請求の範囲第17項記載の方法。 19 金属状態のアルカリ金属はナトリウムである特許
請求の範囲第17項に記載の方法。 20 金属状態のアルカリ金属はナトリウムである特許
請求の範囲第18項記載の方法。 21 浸出剤は水である特許請求の範囲第18項に記載
の方法。 22 共に混合することを金属鉛の融点以上650℃以
下の範囲の溶融鉛のプールの温度で実施する特許請求の
範囲第4項に記載の方法。 23 温度は金属鉛の融点以上500℃以下の範囲であ
る特許請求の範囲第22項に記載の方法。 24 かきまぜはモータ駆動プロペラかきまで機により
実施し、駆動かきまぜ機は溶融鉛プール中に渦をつくり
、金属状態のアルカリ金属と硫化鉛含有材料を前記渦に
より溶融鉛プール中に引き入れかつその内部に分布させ
る特許請求の範囲第4項記載の方法。
Applications Claiming Priority (2)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| US132239 | 1980-03-20 | ||
| US06/132,239 US4333763A (en) | 1980-03-20 | 1980-03-20 | Low temperature, non-SO2 polluting, kettle process for separation of lead from lead sulfide-containing material |
Publications (2)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| JPS56139637A JPS56139637A (en) | 1981-10-31 |
| JPS6045258B2 true JPS6045258B2 (ja) | 1985-10-08 |
Family
ID=22453100
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| JP56041578A Expired JPS6045258B2 (ja) | 1980-03-20 | 1981-03-20 | 硫化鉛含有材料から鉛を分離する方法 |
Country Status (7)
| Country | Link |
|---|---|
| US (1) | US4333763A (ja) |
| EP (1) | EP0038124B1 (ja) |
| JP (1) | JPS6045258B2 (ja) |
| AT (1) | ATE10115T1 (ja) |
| AU (1) | AU545649B2 (ja) |
| CA (1) | CA1157665A (ja) |
| DE (1) | DE3166897D1 (ja) |
Families Citing this family (10)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| US4521247A (en) * | 1980-03-20 | 1985-06-04 | Asarco Incorporated | Low temperature, non-SO2 polluting, kettle process for separation of lead from lead sulfide-containing material |
| US4404026A (en) * | 1982-07-22 | 1983-09-13 | Asarco Incorporated | Process for separation of dross elements combining sodium addition to molten bullion followed by controlled solidification of casting |
| US5100466A (en) * | 1991-05-02 | 1992-03-31 | E. I. Du Pont De Nemours And Company | Process for purifying lead using calcium/sodium filter cake |
| US5223021A (en) * | 1992-02-13 | 1993-06-29 | E. I. Du Pont De Nemours And Company | Iron as a co-additive in refining crude lead bullion |
| US5183496A (en) * | 1992-02-13 | 1993-02-02 | E. I. Du Pont De Nemours And Company | Copper speiss as a co-additive in refining crude lead bullion |
| US5183497A (en) * | 1992-02-13 | 1993-02-02 | E. I. Du Pont De Nemours And Company | Iron and a copper speiss as co-additives in refining crude lead bullion |
| RU2118666C1 (ru) * | 1996-08-12 | 1998-09-10 | Институт высокотемпературной электрохимии Уральского отделения РАН | Способ получения свинца из сульфида свинца |
| KR100780993B1 (ko) * | 2006-11-07 | 2007-11-30 | 지엠대우오토앤테크놀로지주식회사 | 댐퍼풀리 장치 |
| JP2012021176A (ja) * | 2010-07-12 | 2012-02-02 | Mitsui Mining & Smelting Co Ltd | 金属鉛の製造方法 |
| CN112718252B (zh) * | 2020-12-15 | 2022-06-03 | 长沙矿山研究院有限责任公司 | 一种高钙镁高泥质混合铅锌矿浮选回收方法 |
Family Cites Families (18)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| US599310A (en) * | 1898-02-22 | Henry robert angel | ||
| US821330A (en) * | 1904-05-20 | 1906-05-22 | Anson Gardner Betts | Process of smelting lead-sulfid ores. |
| US816772A (en) * | 1905-05-26 | 1906-04-03 | Anson G Betts | Process of smelting lead sulfid. |
| US816773A (en) * | 1905-05-26 | 1906-04-03 | Anson G Betts | Smelting lead sulfid. |
| US882193A (en) * | 1907-08-21 | 1908-03-17 | Alfred Francis | Method of reducing lead ores. |
| DE410533C (de) * | 1917-11-24 | 1925-03-09 | Wilhelm Kroll Dr | Verfahren zum Ausscheiden einzelner Metalle aus Metallgemischen |
| US1786908A (en) * | 1928-08-08 | 1930-12-30 | Hanak Albert | Process for the separation and purification of metals and metallic alloys |
| US2110445A (en) * | 1934-11-02 | 1938-03-08 | Penarroya Miniere Metall | Process for purifying impure lead |
| US2194441A (en) * | 1939-01-31 | 1940-03-19 | Du Pont | Refining lead |
| US2365177A (en) * | 1942-03-19 | 1944-12-19 | Nat Lead Co | Process for refining lead or lead alloys |
| US2691575A (en) * | 1951-09-06 | 1954-10-12 | Du Pont | Converting lead oxide to lead |
| AU445635B2 (en) * | 1968-07-25 | 1974-01-14 | Method and apparatus for heating molten lead | |
| CA893624A (en) * | 1969-10-27 | 1972-02-22 | Noranda Mines Limited | Direct process for smelting of lead sulphide concentrates to lead |
| DE2141210C3 (de) * | 1971-08-17 | 1979-08-30 | Asarco Inc., New York, N.Y. (V.St.A.) | Verfahren zum Abscheiden von Tellur bei der Raffination von Blei |
| US3957503A (en) * | 1974-05-06 | 1976-05-18 | Rollan Swanson | Extraction of zinc and lead from their sulfides |
| US4039322A (en) * | 1976-04-02 | 1977-08-02 | Asarco Incorporated | Method for the concentration of alkaline bismuthide in a material also containing molten lead |
| US4033761A (en) * | 1976-05-10 | 1977-07-05 | Asarco Incorporated | Process for the separation of copper sulfide from metallic lead entrained in a dross |
| US4153451A (en) * | 1978-05-01 | 1979-05-08 | Ethyl Corporation | Lead recovery and waste disposal process |
-
1980
- 1980-03-20 US US06/132,239 patent/US4333763A/en not_active Expired - Lifetime
-
1981
- 1981-03-18 AU AU68514/81A patent/AU545649B2/en not_active Ceased
- 1981-03-19 CA CA000373450A patent/CA1157665A/en not_active Expired
- 1981-03-20 JP JP56041578A patent/JPS6045258B2/ja not_active Expired
- 1981-03-20 DE DE8181301207T patent/DE3166897D1/de not_active Expired
- 1981-03-20 AT AT81301207T patent/ATE10115T1/de not_active IP Right Cessation
- 1981-03-20 EP EP81301207A patent/EP0038124B1/en not_active Expired
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