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WO2012008453A1 - ロータリーキルン及び金属回収方法 - Google Patents

ロータリーキルン及び金属回収方法 Download PDF

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Publication number
WO2012008453A1
WO2012008453A1 PCT/JP2011/065894 JP2011065894W WO2012008453A1 WO 2012008453 A1 WO2012008453 A1 WO 2012008453A1 JP 2011065894 W JP2011065894 W JP 2011065894W WO 2012008453 A1 WO2012008453 A1 WO 2012008453A1
Authority
WO
WIPO (PCT)
Prior art keywords
metal
furnace
rotary
electric furnace
slag
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.)
Ceased
Application number
PCT/JP2011/065894
Other languages
English (en)
French (fr)
Inventor
一州 鉄山
阿川　隆一
矢野　正和
充由 藤川
Current Assignee (The listed assignees may be inaccurate. Google has not performed a legal analysis and makes no representation or warranty as to the accuracy of the list.)
Sumitomo Heavy Industries Ltd
Mitsui Kinzoku Co Ltd
Original Assignee
Mitsui Mining and Smelting Co Ltd
Sumitomo Heavy Industries Ltd
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 Mitsui Mining and Smelting Co Ltd, Sumitomo Heavy Industries Ltd filed Critical Mitsui Mining and Smelting Co Ltd
Priority to CN201180024750.7A priority Critical patent/CN102893113B/zh
Priority to KR1020137000167A priority patent/KR101434807B1/ko
Publication of WO2012008453A1 publication Critical patent/WO2012008453A1/ja
Anticipated expiration legal-status Critical
Ceased legal-status Critical Current

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    • 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
    • C22B11/00—Obtaining noble metals
    • C22B11/02—Obtaining noble metals by dry processes
    • C22B11/021—Recovery of noble metals from waste materials
    • C22B11/025—Recovery of noble metals from waste materials from manufactured products, e.g. from printed circuit boards, from photographic films, paper, or baths
    • F—MECHANICAL ENGINEERING; LIGHTING; HEATING; WEAPONS; BLASTING
    • F27—FURNACES; KILNS; OVENS; RETORTS
    • F27B—FURNACES, KILNS, OVENS OR RETORTS IN GENERAL; OPEN SINTERING OR LIKE APPARATUS
    • F27B7/00—Rotary-drum furnaces, i.e. horizontal or slightly inclined
    • F27B7/20—Details, accessories or equipment specially adapted for rotary-drum furnaces
    • B—PERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
    • B09—DISPOSAL OF SOLID WASTE; RECLAMATION OF CONTAMINATED SOIL
    • B09B—DISPOSAL OF SOLID WASTE NOT OTHERWISE PROVIDED FOR
    • B09B3/00—Destroying solid waste or transforming solid waste into something useful or harmless
    • 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
    • C22B11/00—Obtaining noble metals
    • C22B11/02—Obtaining noble metals by dry processes
    • 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
    • C22B7/00—Working up raw materials other than ores, e.g. scrap, to produce non-ferrous metals and compounds thereof; Methods of a general interest or applied to the winning of more than two metals
    • C22B7/001—Dry processes
    • 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
    • C22B7/00—Working up raw materials other than ores, e.g. scrap, to produce non-ferrous metals and compounds thereof; Methods of a general interest or applied to the winning of more than two metals
    • C22B7/04—Working-up slag
    • F—MECHANICAL ENGINEERING; LIGHTING; HEATING; WEAPONS; BLASTING
    • F27—FURNACES; KILNS; OVENS; RETORTS
    • F27B—FURNACES, KILNS, OVENS OR RETORTS IN GENERAL; OPEN SINTERING OR LIKE APPARATUS
    • F27B19/00—Combinations of different kinds of furnaces that are not all covered by any single one of main groups F27B1/00 - F27B17/00
    • F27B19/04—Combinations of different kinds of furnaces that are not all covered by any single one of main groups F27B1/00 - F27B17/00 arranged for associated working
    • F—MECHANICAL ENGINEERING; LIGHTING; HEATING; WEAPONS; BLASTING
    • F27—FURNACES; KILNS; OVENS; RETORTS
    • F27B—FURNACES, KILNS, OVENS OR RETORTS IN GENERAL; OPEN SINTERING OR LIKE APPARATUS
    • F27B3/00—Hearth-type furnaces, e.g. of reverberatory type; Electric arc furnaces ; Tank furnaces
    • F27B3/10—Details, accessories or equipment, e.g. dust-collectors, specially adapted for hearth-type furnaces
    • F27B3/18—Arrangements of devices for charging
    • 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

Definitions

  • the present invention relates to a rotary kiln capable of recovering metal from an object to be processed and a metal recovery method using the rotary kiln.
  • a rotary kiln having a rotary furnace that performs a combustion treatment of a workpiece containing metal is known (for example, see Patent Document 1).
  • This rotary kiln is melted by burning while rotating a substrate of a household appliance or the like in a rotary furnace, and dropping the melt from the outlet of the rotary furnace to a slag cooling device.
  • the slag cooling device forms a crushed mass by cooling and crushing the melt with water.
  • the crushed lump is separated into a metal crushed lump and a slag crushed litter by a magnetic separator or the like.
  • the conventional rotary kiln is inefficient because it is necessary to cool the workpiece once melted, transport the crushed material to another apparatus, and separate the metal and slag.
  • it is necessary to cool the workpiece once heated and there is a need for improvement in terms of energy efficiency.
  • the magnetic beneficiation method as described above has a limit in the metal recovery rate, and the metal may not be sufficiently recovered from the object to be processed. From the above, there has been a demand for efficiently recovering metal from the object to be processed and improving the recovery rate.
  • an object of the present invention is to provide a rotary kiln capable of efficiently recovering metal from a workpiece and improving the recovery rate.
  • a rotary kiln is connected to a rotary furnace for burning a workpiece containing metal and a rotary furnace via a connecting portion, and a metal from the melt of the workpiece to be burned in the rotary furnace is heated by electricity.
  • an reducing furnace supplying means for supplying a reducing agent to the electric furnace.
  • the electric furnace can further separate the metal from the melt of the object to be processed that is burned in the rotary furnace by heat treatment with electricity. Thereby, the metal contained in the melt of the object to be processed can be recovered.
  • the electric furnace is connected to the rotary furnace via the connecting portion, the object to be processed is subjected to a combustion process in the rotary furnace, and without requiring a cooling process or a process of moving to the next processing apparatus. Immediately charged into the electric furnace as a melt. Therefore, metal recovery from the object to be processed can be performed efficiently.
  • the heat from the combustion process in the rotary furnace can be effectively used for the heat treatment in the electric furnace, improving energy efficiency. be able to.
  • the reducing agent supply means can supply the reducing agent to the electric furnace, more metal can be recovered by reducing the metal oxide contained in the melt in the electric furnace. . As described above, the metal can be efficiently recovered from the workpiece and the recovery rate can be improved.
  • the electric furnace may be disposed below the outlet of the rotary furnace, and an object to be processed falling in a non-contact manner with the connection portion may be input.
  • the melt of the object to be processed which is burned and processed in the rotary furnace, falls down as it is without being brought into contact with the connecting portion and is put into the electric furnace.
  • the melt discharged from the rotary furnace is introduced into the electric furnace through the inner wall of the connection portion, the heat of the melt is taken away by the inner wall of the connection portion and solidifies and adheres.
  • heat related to the combustion process in the rotary furnace can be supplied to the electric furnace without being taken away by other members. This further improves energy efficiency for metal recovery.
  • the electric furnace is used for an electric furnace for charging a molten material of the workpiece, an electrode for heat-treating the molten material of the workpiece, and discharging the molten material of the workpiece.
  • the charging part, the electrode, and the discharge port for the electric furnace may be arranged in a predetermined direction in the order of the input part, the electrode, and the discharge port for the electric furnace.
  • the electric furnace may be arranged below the outlet of the rotary furnace, and may be arranged on the downstream side in the rotation direction of the rotary furnace when viewed from the rotation axis direction of the rotary furnace. Since the melt of the workpiece to be burned is discharged in a state where the rotary furnace is rotated, it falls from the position downstream of the rotational axis to the downstream side at the outlet of the rotary furnace. Since the electric furnace is disposed on the downstream side in the rotation direction, the connecting portion is also configured in accordance with the position of the electric furnace. As a result, the molten material of the object to be processed can be put into the electric furnace without coming into contact with the inner wall or the like of the connection portion, even though the dropping position is shifted by the rotation.
  • the rotary furnace may have a rotary furnace discharge port for discharging the metal separated from the workpiece by the combustion process through the peripheral wall.
  • Metal recovery method uses the above-described rotary kiln and recovers metal from the object to be treated containing metal.
  • the metal can be efficiently recovered from the object to be processed, and the recovery rate can be improved.
  • any one of Au, Ag, Cu, Pd, Pb, and Sn is recovered as a metal.
  • slag obtained when smelting any one of waste electronic substrates, wire scraps, or copper, gold, and silver is used as a raw material.
  • the metal can be efficiently recovered from the object to be processed, and the recovery rate can be improved.
  • FIG. 3 is a cross-sectional view taken along line III-III shown in FIG.
  • FIG. 4 is a cross-sectional view taken along the line IV-IV shown in FIG.
  • FIG. 1 is a schematic sectional view showing a configuration of a rotary kiln according to an embodiment of the present invention.
  • the rotary kiln 1 includes a rotary furnace 2, a secondary combustion chamber 3, a communication chute (connection part) 4, and an electric furnace 6.
  • the rotary kiln 1 separates a workpiece W containing metal into slag and metal using a rotary furnace 2 or an electric furnace 6 and collects the metal.
  • the to-be-processed object W containing a metal is a board
  • recovered with the rotary kiln 1 which concerns on this embodiment, is Cu, Au, Ag, Pb, Sn, Pd, etc.
  • the rotary furnace 2 melts the workpiece W by burning it.
  • the rotary furnace 2 has a cylindrical shape, and its inner wall is lined with a refractory material.
  • the rotary furnace 2 can burn the workpiece W at 1400 to 1500 ° C. with hot air from the burner 10.
  • the rotary furnace 2 is rotatably supported by a support portion (not shown) fixed on the base and is rotated by a driving device.
  • the rotary furnace 2 is installed with the rotation axis inclined, and thereby flows from the high side inlet 2a to the low side outlet 2b while burning the workpiece W put into the rotary furnace 2.
  • a charging chute 7 for loading the workpiece W and a loading pusher 8 for pushing the loaded workpiece W into the rotary furnace 2 are provided.
  • the rotary furnace 2 is protected by water film cooling.
  • the combustion treatment temperature of the rotary kiln 1 according to the present embodiment is as high as 1400 to 1500 ° C., and the refractory is greatly damaged, and the melting point of the workpiece W can be lowered by adjusting the components by adding additives or the like. In this case, the slag S increases. Therefore, it burns without using an additive as much as possible, and the refractory is protected by cooling the rotary furnace 2 with a water film.
  • the melt of the workpiece W that has been subjected to the combustion process is separated into the slag S and the metal M1 due to the specific gravity difference. Further, the combustible material in the workpiece W is pyrolyzed and gasified.
  • the metal M1 separated from the workpiece W becomes molten or semi-molten and accumulates on the lower layer side.
  • the surface of the molten metal M1 is covered with a sufficient amount of slag. This prevents the molten metal M1 from being oxidized.
  • the rotary furnace 2 is configured to be able to take out the molten metal M1 through a cylindrical peripheral wall 2c by a tapping method.
  • the rotary furnace 2 has a tapping nozzle (discharge port) 9 that can drop and discharge the molten metal M1 accumulated at the bottom of the rotary furnace 2 downward through the peripheral wall 2c.
  • the tapping nozzle 9 is attached to the peripheral wall 2 c of the rotary furnace 2. Specifically, after the melting operation is continued in the rotary furnace 2 for a predetermined time, the rotary furnace 2 is stopped at a timing at which the tapping nozzle 9 is disposed at a predetermined position (position other than the bottom), and the tapping nozzle 9 To open. Thereafter, the rotation of the rotary furnace 2 is resumed, and the tapping nozzle 9 is disposed at the bottom position so as to be immersed in the molten metal M1 portion.
  • the metal M1 is discharged by its own weight through the tapping nozzle 9, and is cast into an ingot forming apparatus such as a mold and cooled.
  • the slag S is also discharged from the tapping nozzle 9, so that the rotation of the rotary furnace 2 is restarted at the timing when the discharge of the slag S is confirmed, and the tapping nozzle 9 is closed.
  • the metal M1 separated in the rotary furnace 2 can be selectively recovered.
  • the molten material thrown into the electric furnace 6 from the rotary furnace 2 may contain not only the slag S but also a part or all of the metal M1 that could not be recovered by the rotary furnace 2.
  • the secondary combustion chamber 3 can further decompose the gas generated in the rotary furnace 2 to decompose, for example, dioxins and malodorous substances, and supply them to the exhaust gas treatment facility.
  • the secondary combustion chamber 3 is connected to the outlet 2 b of the rotary furnace 2.
  • a burner 11 for secondary combustion is installed near the outlet 2 b of the rotary furnace 2, and a supply device and a stirring blower for supplying urea, air, and SCC temperature-controlled water are further installed on the upper side. It has been.
  • the communication chute 4 is a communication passage that connects the rotary furnace 2 and the electric furnace 6.
  • the communication chute 4 is provided so as to extend downward from the lower side of the secondary combustion chamber 3 and communicates with the secondary combustion chamber 3.
  • the position of the wall surface portion constituting the communication chute 4 is adjusted so that the slag S discharged from the outlet 2b of the rotary furnace 2 and the inner wall surface do not contact each other. With such a configuration, the slag S is not in contact with the inner wall surface of the communication chute 4 and is vertical in the communication chute 4 (or depending on the rotational force of the rotary furnace 2 and the flow velocity in the rotary furnace 2, It is dropped into the electric furnace 6 with an angle.
  • a burner 12 is attached to the communication chute 4.
  • the burner 12 is an emergency melting means when the slag S is clogged with the communication chute 4 or when the slag S adheres to the wall surface of the communication chute 4. That is, when the slag S is clogged, it is heated and melted and dropped.
  • the electric furnace 6 is connected to the rotary furnace 2 through the communication chute 4 and separates the metal from the melt of the workpiece W burned in the rotary furnace 2 by heat treatment with electricity.
  • the metal remaining in the slag S separated in the rotary furnace 2 can be recovered.
  • the electric furnace 6 is an electric resistance heating furnace, and includes a tank 20 that retains the melt and separates the metal M2 from the slag S, and electrodes 21A, 21B, and 21C that heat the slag S by electricity.
  • a molten metal M2 layer is formed on the lower side
  • a molten slag S layer is formed on the upper side.
  • the electric furnace 6 is connected with a coke supply device 22A for supplying coke as a reducing agent into the electric furnace 6 via a supply line 22B.
  • a coke supply device 22A for supplying coke as a reducing agent into the electric furnace 6 via a supply line 22B.
  • coal and waste carbon can be used as the reducing agent.
  • the electric furnace 6 discharges the metal M2 in the tank 20 through the metal recovery line 23 and discharges the slag S in the tank 20 through the slag recovery line 24.
  • Such an electric furnace 6 can heat the slag S staying with heat efficiency more efficiently than when the slag S is heated with a burner or the like.
  • the slag S introduced from the outlet 2b of the rotary furnace 2 contains a metal content of several percent as metal fine particles or metal oxides.
  • the electric furnace 6 melts the metal content in the slag S by Joule heat between the electrodes 21A, 21B, and 21C, and separates it as a molten metal M2.
  • the metal oxide contained in the slag S is reduced by the reduction effect by the coke supplied from the coke supply device 22A, and can be recovered as the metal M2.
  • By retaining in the tank 20 of the electric furnace 6 for 3 to 6 hours while keeping the temperature at 1400 to 1500 ° C. almost all of the metal components in the slag S can be recovered as the metal M2.
  • FIG. 2 is a cross-sectional view showing a schematic configuration of the electric furnace 6.
  • 3 is a cross-sectional view taken along line III-III shown in FIG.
  • FIG. 4 is a cross-sectional view taken along the line IV-IV shown in FIG.
  • the tank 20 of the electric furnace 6 includes a retention portion 31 for retaining the slag S and the metal M ⁇ b> 2 and a lid portion 32 that blocks the upper side of the retention portion 31. Yes.
  • the tank 20 has an oval shape when viewed from above, and a portion surrounded by the inner side surface 31b of the staying portion 31 also has an oval shape. Further, the bottom surface 31a of the staying portion 31 is inclined toward the metal discharge port 33 and the slag discharge port 34.
  • a charging portion 35 connected to the communication chute 4 is formed on the upper surface wall 32 a of the lid portion 32 of the tank 20, a charging portion 35 connected to the communication chute 4 is formed.
  • the charging unit 35 and the communication chute 4 are arranged on one end side of the oval shape of the tank 20. That is, the slag S dropped from the rotary furnace 2 is thrown into one end side of the oval shape of the tank 20.
  • the retention part 31 of the tank 20 includes a metal discharge port 33 for discharging the metal M2 in the tank 20 and a slag discharge port 34 for discharging the slag S in the tank 20.
  • the metal discharge port 33 and the slag discharge port 34 are arranged on the other end side of the oval shape of the tank 20. That is, the slag S and the metal M2 staying in the tank 20 are discharged from the other end side of the oval shape of the tank 20.
  • the metal discharge port 33 is formed by penetrating the side wall of the staying portion 31 in accordance with the height of the lower metal M2 layer, and is connected to the metal recovery line 23.
  • the slag discharge port 34 is formed by penetrating the side wall of the staying portion 31 at a position higher than the metal discharge port 33 in accordance with the height of the upper slag S layer, and is connected to the slag recovery line 24.
  • the metal discharge port 33 and the slag discharge port 34 are arranged so as to be shifted from each other when viewed from above.
  • Electrodes 21 ⁇ / b> A, 21 ⁇ / b> B, and 21 ⁇ / b> C extending in the vertical direction are inserted into the upper surface wall 32 a of the lid portion 32 of the tank 20.
  • the electrodes 21A, 21B, and 21C are disposed between the insertion portion 35, the metal discharge port 33, and the slag discharge port 34, and are arranged in the direction D1 from the one end side of the tank 20 toward the other end side.
  • 21A, electrode 21B, and electrode 21C are arranged in a straight line in this order (see FIG. 4).
  • the slag S in the rotary furnace 2 falls while the rotary furnace 2 is rotating. Therefore, the slag S falls at a position on the downstream side in the rotation direction from the position directly below the rotation axis CL at the bottom of the rotary furnace 2. That is, when the rotary furnace 2 rotates counterclockwise in FIG. 3, the slag S falls at a position closer to the right side of the drawing.
  • the position of the electric furnace 6 and the configuration of the connecting chute 4 are set so that the slag S can fall in non-contact with the inner wall surface in accordance with such a shift in the dropping position of the slag S.
  • the electric furnace 6 is arranged on the downstream side in the rotation direction of the rotary furnace 2 when viewed from the rotation axis direction CL.
  • the lower end portion 4 a of the communication chute 4 is also arranged on the downstream side in the rotation direction of the rotary furnace 2. That is, the electric furnace 6 and the lower end portion 4a of the communication chute 4 are disposed closer to the right side of the drawing in FIG. 3 than the rotation axis CL.
  • the workpiece W put into the charging chute is pushed into the rotary furnace 2 by the charging pusher 8.
  • the workpiece W is combusted in the rotary furnace by hot air from the burner 10.
  • the workpiece W is melted and separated into a slag S layer and a metal M1 layer.
  • the metal M1 on the lower layer side is recovered from the tapping nozzle 9.
  • the upper layer-side slag S falls from the outlet of the rotary furnace 2 and is charged into the electric furnace 6 via the charging unit 35 without contacting the inner wall of the communication chute 4 or the like.
  • the metal M2 is separated by heat treatment with electricity in the electrodes 21A, 21B, and 21C. Further, more metal M2 is separated by the reduction reaction by coke of the metal oxide contained in the slag S. The separated metal M2 accumulates on the bottom side of the tank 20. The separated metal M2 is recovered from the metal recovery line 23, and the slag S from which the metal content has been removed is recovered from the slag recovery line 24.
  • the residence time of the slag S charged from the charging unit 35 in the tank 20, that is, the time from when the slag S falls through the charging unit 35 until the slag S is discharged is 3 to 6 hours. It is. This residence time is adjusted by the input amount, the discharge amount, and the volume of the tank 20.
  • the electric furnace 6 can further separate the metal from the melt of the workpiece W (the slag S in the present embodiment) burned in the rotary furnace 2 by electric heat treatment. it can. Thereby, the metal contained in the slag S that is the melt of the workpiece W can be recovered. Moreover, since the electric furnace 6 is connected to the rotary furnace 2 via the communication chute 4, the workpiece W is burned in the rotary furnace to become the slag S, and then to the cooling process or the next processing apparatus. Immediately, the electric furnace 6 is charged without requiring a moving process. Therefore, metal recovery from the workpiece W can be performed efficiently.
  • the process of cooling the slag S discharged from the rotary furnace 2 does not enter, the heat from the combustion process in the rotary furnace 2 can be effectively used for the heat treatment in the electric furnace 6, and energy efficiency is improved. Can do.
  • the coke supply device 22A can supply coke as a reducing agent to the electric furnace 6, more metal can be obtained by reducing the metal oxide contained in the slag S in the electric furnace 6. It can be recovered. As described above, the metal can be efficiently recovered from the workpiece W and the recovery rate can be improved.
  • the electric furnace 6 is disposed below the outlet 2b of the rotary furnace 2, and slag S that falls in a non-contact manner with the communication chute 4 is introduced.
  • the slag S that is combusted in the rotary furnace 2 and discharged is dropped directly into the electric furnace 6 without contacting the communication chute 4.
  • the heat of the slag S is taken by the inner wall of the communication chute 4 and solidifies and adheres.
  • the heat related to the combustion process in the rotary furnace 2 can be supplied to the electric furnace 6 without being taken away by other members or without trouble due to solidification adhesion. This further improves energy efficiency and availability for metal recovery.
  • the insertion portion 35, the electrodes 21A, 21B, 21C, the metal discharge port 33, and the slag discharge port 34 are arranged in this order toward the direction D1 shown in FIG. Has been.
  • the slag S charged into the electric furnace 6 from the charging unit 35 is sufficiently heated by the electrodes 21A, 21B, and 21C to separate the metal M2, and then discharged from the slag discharge port 34.
  • the recovery efficiency of the metal M2 is improved.
  • the electric furnace 6 is disposed below the outlet 2b of the rotary furnace 2, and is downstream in the rotation direction of the rotary furnace 2 when viewed from the rotation axis CL direction of the rotary furnace 2.
  • the rotation direction of the slag S at the outlet 2b of the rotary furnace 2 is less than the position directly below the rotation axis CL. It falls from the downstream position.
  • the connecting chute 4 is also configured to match the position of the electric furnace 6. As a result, the slag S can be introduced into the electric furnace 6 without contacting the inner wall of the communication chute 4 or the like, although the drop position is shifted due to the rotation.
  • the rotary furnace 2 preferably has a tapping nozzle 9 that discharges the metal separated from the workpiece W by the combustion process through the peripheral wall 2c.
  • the high-purity metal that is separated at the stage of the combustion treatment in the rotary furnace 2 can be recovered from the tapping nozzle 9 at a stage before being introduced into the electric furnace 6.
  • the metal M1 recovered in the rotary furnace 2 has a high precious metal concentration, and the metal M2 separated in the electric furnace 6 also reduces the iron content in the slag S due to the reduction effect, so the precious metal concentration is low. .
  • the tapping nozzle 9 collects high-quality metal with few impurities, and the electric furnace 6 collects metal that could not be collected in the rotary furnace 2 as much as possible. It can be used properly as a collection of many.
  • Table 1 shown in FIG. 6A shows the metal concentration and the recovery rate of the metal M1 recovered from the tapping nozzle 9 of the rotary furnace 2 and the metal M2 recovered from the electric furnace 6 from the workpiece W according to the present invention. The experimental result in is shown.
  • FIG. 5 is a graph showing the relationship between the concentration of slag S in the electric furnace 6 and the residence time from when it is introduced from the rotary furnace 2 to when it is discharged from the slag discharge port 34.
  • FIG. 5 shows an example of the concentration of Cu among the metals contained in the workpiece W.
  • the portion indicated by A indicates the Cu concentration of the slag S that has just dropped from the outlet 2 b of the rotary furnace 2 and has been put into the electric furnace 6.
  • FIG. 5 is a graph showing the relationship between the concentration of slag S in the electric furnace 6 and the residence time from when it is introduced from the rotary furnace 2 to when it is discharged from the slag discharge port 34.
  • FIG. 5 shows an example of the concentration of Cu among the metals contained in the workpiece W.
  • the portion indicated by A indicates the Cu concentration of the slag S that has just dropped from the outlet 2 b of the rotary furnace 2 and has been put into the electric furnace 6.
  • FIG. 5 shows an example of the concentration of Cu among
  • a portion indicated by B indicates the Cu concentration of the slag S immediately before being discharged from the electric furnace 6.
  • the Cu concentration in the slag S immediately after the addition is about 4 to 5%, whereas the Cu concentration gradually decreases as the residence time elapses (that is, the Cu concentration decrease in the slag S).
  • the Cu concentration is 1% or less after being treated in the furnace for 2 to 4 hours.
  • Table 2 shown in FIG. 6 (b) shows a comparison between the metal main element content and the recovery rate of the conventional method.
  • Table 3 shown in FIG. 6C shows energy consumption in the case of performing an operation for obtaining the same recovery rate as in the example.
  • the case where the slag S on the upper layer falls from the outlet of the rotary furnace 2 and the required energy when it is charged into the furnace via the charging part 35 is changed in the present invention by using an electric furnace and a gas burner.
  • This is a comparison with a case where the slag S discharged in step 1 is cooled and solidified and then remelted in an electric furnace.
  • the electric furnace 6 connected to the rotary furnace 2 it is possible to achieve a higher energy efficiency than before and at the same time greatly improve the metal recovery efficiency.
  • the slag S may be discharged at an earlier stage than the position indicated by B in FIG. 5 by adjusting the input amount and the discharge amount of the slag S.
  • the present invention is not limited to the embodiment described above.
  • the metal M1 separated in the rotary furnace 2 is collected by the tapping nozzle 9, but there is no tapping nozzle 9, and all the melt of the workpiece W is put into the electric furnace 6. May be.
  • the shape of the electric furnace 6 and the arrangement positions of the charging portion 35, the electrode 21, the electrode 21A, the electrode 21B, the electrode 21C, the slag discharge port 34, and the metal discharge port 33 are not limited to those shown in the embodiment.
  • the melt discharged from the rotary furnace 2 is put into the electric furnace 6 without contacting any inner wall surface in the apparatus.
  • the structure which contacts may be sufficient.
  • the present invention can be used in a rotary kiln and a metal recovery method using the rotary kiln.

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Abstract

　金属を含有する被処理物を燃焼処理する回転炉と、接続部を介して前記回転炉と接続され、前記回転炉で燃焼処理された前記被処理物の溶融物から、電気による加熱処理によって金属を分離させる電気炉と、前記電気炉に還元剤を供給する還元剤供給手段と、を備えることを特徴とするロータリーキルン。

Description

ロータリーキルン及び金属回収方法
　本発明は、被処理物から金属を回収することのできるロータリーキルン及びそのロータリーキルンを用いた金属回収方法に関する。
　従来のロータリーキルンとして、金属を含有する被処理物を燃焼処理する回転炉を備えるものが知られている（例えば、特許文献１参照）。このロータリーキルンは、家電等の基板を回転炉内で回転させながら燃焼させることで溶融させ、溶融物を回転炉の出口からスラグ冷却装置へ落としている。スラグ冷却装置は、溶融物を水で冷却すると共に破砕することによって、砕塊を形成する。当該砕塊は、磁気選鉱装置などによって、金属の砕塊とスラグの砕塊とに分別される。
特開２００８－１３９００９号公報
　しかしながら、従来のロータリーキルンでは、一度溶融した被処理物を冷却し、砕塊を他の装置まで搬送し金属とスラグを分別する必要があり、非効率である。また、一度加熱した被処理物を冷却する必要があり、エネルギー効率の点でも改善の必要があった。更に、上述のような磁気選鉱法では、金属の回収率に限界があり、被処理物から十分に金属を回収できない場合があった。以上より、被処理物から金属を効率よく回収すると共に、回収率を向上させることが求められていた。
　そこで、本発明は、被処理物から金属を効率よく回収すると共に、回収率を向上させることのできるロータリーキルンを提供することを目的とする。
　ロータリーキルンは、金属を含有する被処理物を燃焼処理する回転炉と、接続部を介して回転炉と接続され、回転炉で燃焼処理された被処理物の溶融物から、電気による加熱処理によって金属を分離させる電気炉と、電気炉に還元剤を供給する還元剤供給手段と、を備える。
　このロータリーキルンによれば、電気炉は、回転炉で燃焼処理された被処理物の溶融物から電気による加熱処理によって更に金属を分離させることができる。これによって、被処理物の溶融物に含有される金属を回収することできる。また、電気炉は回転炉と接続部を介して接続されているため、被処理物は回転炉にて燃焼処理された後、冷却工程や次の処理装置へ移動する工程などを要することなく、直ちに溶融物として電気炉へ投入される。従って、被処理物からの金属回収を効率的に行うことができる。更に、回転炉から排出された被処理物の溶融物を冷却する工程が入らないため、回転炉での燃焼処理による熱を電気炉における加熱処理に有効利用することができ、エネルギー効率を向上させることができる。また、還元剤供給手段が電気炉に還元剤を供給することができるため、電気炉内の溶融物中に含まれる金属酸化物を還元反応させることによって、より多くの金属を回収することができる。以上によって、被処理物から金属を効率よく回収すると共に、回収率を向上させることができる。
　また、ロータリーキルンにおいて、電気炉は、回転炉の出口の下方に配置され、接続部と非接触で落下する被処理物が投入されてもよい。回転炉で燃焼処理されて排出される被処理物の溶融物は、接続部と接触することなく、そのまま下方に落下して電気炉に投入される。例えば、回転炉から排出された溶融物が接続部の内壁を伝って電気炉へ投入される場合、溶融物の熱が接続部の内壁に奪われて、固化・付着してしまう。一方、本発明に係るロータリーキルンによれば、回転炉での燃焼処理に係る熱を他の部材に奪われることなく、電気炉へ供給することができる。これによって、金属回収のためのエネルギー効率が一層向上する。
　また、ロータリーキルンにおいて、電気炉は、被処理物の溶融物が投入される投入部と、被処理物の溶融物を電気によって加熱処理する電極と、被処理物の溶融物を排出する電気炉用排出口と、を備え、投入部、電極、及び電気炉用排出口は、所定の方向に投入部、電極、電気炉用排出口の順で配置されていてもよい。これによって、投入部から電気炉に投入された被処理物の溶融物は、電極付近を通過して十分に加熱されて金属を分離された後に、電気炉用排出口から排出される。これによって、金属の回収効率が向上する。
　また、ロータリーキルンにおいて、電気炉は、回転炉の出口の下方に配置され、回転炉の回転軸線方向から見た場合に、回転炉の回転方向における下流側に配置されていてもよい。燃焼処理された被処理物の溶融物は、回転炉が回転した状態にて排出されるため、回転炉の出口において、回転軸線の真下の位置よりも回転方向の下流側の位置から落下する。電気炉は、回転方向における下流側に配置されているため、接続部も当該電気炉の位置に合わせた構成となる。これによって、回転によって落下位置がずれるにも関わらず、被処理物の溶融物は接続部の内壁などと接触することなく電気炉へ投入されることができる。
　また、ロータリーキルンにおいて、回転炉は、燃焼処理によって被処理物から分離した金属を、周面壁を介して排出する回転炉用排出口を有していてもよい。これによって、回転炉での燃焼処理の段階で分離される純度の高い金属を、電気炉へ投入する前段階において回転炉用排出口から回収することもできる。
　金属回収方法は、上述のロータリーキルンを使用し、金属を含有する被処理物から金属を回収する。上述のロータリーキルンを用いることによって、被処理物から金属を効率よく回収すると共に、回収率を向上させることができる。
　また、金属回収方法では、具体的に、Au，Ag，Cu，Pd，Pb，Snのうちいずれかを金属として回収する。また、本発明に係る金属回収方法では、金属を含有する被処理物として廃電子基板、電線屑あるいは、銅・金・銀のいずれかを製錬した際のスラグを原料としている。
　本発明によれば、被処理物から金属を効率よく回収すると共に、回収率を向上させることができる。
一実施形態に係るロータリーキルンの構成を示す概略断面図である。 電気炉の概略的な構成を示す断面図である。 図３は、図２に示すIII－III線に沿った断面図である。 図４は、図２に示すIV－IV線に沿った断面図である。 回転炉から投入されてからスラグ排出口より排出されるまでの間における、電気炉内のスラグの濃度と滞留時間との関係を示すグラフである。 ロータリーキルンの効果を示す実験結果に係る表である。
　以下、添付図面を参照して、本発明の好適な実施形態について詳細に説明する。
　図１は本発明の実施形態に係るロータリーキルンの構成を示す概略断面図である。図１に示すように、ロータリーキルン１は、回転炉２と、二次燃焼室３と、連絡シュート（接続部）４と、電気炉６と、を備えている。ロータリーキルン１は、回転炉２や電気炉６を用いて金属を含有する被処理物Ｗをスラグと金属に分離し、金属を回収するものである。金属を含有する被処理物Ｗは、例えば家電等の基板や、電線屑、銅金銀滓などである。また、これらに含有される金属、すなわち本実施形態に係るロータリーキルン１によって回収することのできる金属は、Ｃｕ、Ａｕ、Ａｇ、Ｐｂ、ＳｎやＰｄ等である。
　回転炉２は、被処理物Ｗを燃焼処理することによって溶融させる。回転炉２は、円筒状を呈し、その内壁が耐火材で内張りされている。回転炉２は、バーナ１０からの熱風によって、被処理物Ｗを１４００～１５００℃で燃焼処理することができる。この回転炉２は、ベース上に固定された支持部（不図示）により回転可能に支持されると共に駆動装置によって回転する。この回転炉２は、回転軸線を傾斜させて設置されており、これにより、回転炉２内に投入された被処理物Ｗを燃焼しつつ、高い側の入口２ａから低い側の出口２ｂに流動させる。回転炉２の入口２ａ側には、被処理物Ｗを投入するための投入シュート７と、投入された被処理物Ｗを回転炉２へ押し込むための投入プッシャ８とが設けられている。本実施形態に係るロータリーキルン１では、添加剤などを入れることによる成分調整を行う必要がない。成分調整を行わないため、スラグＳの増加が防止される。耐火物の損傷を防止するため、回転炉２を水膜冷却することで保護する。本実施形態に係るロータリーキルン１の燃焼処理温度は１４００～１５００℃と高温であり耐火物の損傷が大きく、添加剤などを入れることによる成分調整を行い被処理物Ｗの溶融点を降下することも有効的な手段であるが、その場合、スラグＳが増加する。従って、可能な限り添加剤を使用せずに燃焼させ、耐火物は回転炉２を水膜冷却することで保護する。
　回転炉２において、燃焼処理された被処理物Ｗの溶融物は、比重差によってスラグＳと金属Ｍ１に分離される。また、被処理物Ｗ中の可燃物は熱分解されてガス化する。被処理物Ｗから分離した金属Ｍ１は、溶融状態または半溶融状態となって下層側に溜まる。溶融した金属Ｍ１の表面は、十分な量のスラグで覆われる。これによって、溶融した金属Ｍ１の酸化は防止される。回転炉２は、タッピング法によって、溶融した金属Ｍ１を、円筒状の周面壁２ｃを介して取り出し可能に構成されている。具体的には、回転炉２は、回転炉２の底部に溜まっている溶融した金属Ｍ１を周面壁２ｃを介して下方向へ落として排出することのできる、タッピング用ノズル（排出口）９を有している。タッピング用ノズル９は、回転炉２の周面壁２ｃに取り付けられている。具体的には、回転炉２にて所定時間溶融運転を続けた後、タッピング用ノズル９が所定の位置（底部以外の位置）に配置されるタイミングで回転炉２を停止させ、タッピング用ノズル９を開口する。その後、回転炉２の回転を再開し、タッピング用ノズル９を底部の位置に配置することで溶融した金属Ｍ１の部分に潜り込ませる。これによって、金属Ｍ１は自重によってタッピング用ノズル９を介して排出され、モールド等の造塊装置に鋳込まれて冷却される。金属Ｍ１の排出が終了すると、スラグＳもタッピング用ノズル９から排出されるため、当該スラグＳの排出を確認したタイミングで回転炉２の回転を再開し、タッピング用ノズル９を閉口する。このような動作を繰り返すことによって、回転炉２内で分離されている金属Ｍ１を選択に回収することができる。なお、回転炉２から電気炉６へ投入される溶融物には、スラグＳのみならず、回転炉２で回収しきれなかった金属Ｍ１が一部あるいは全部含まれていてもよい。
　二次燃焼室３は、回転炉２内で発生したガスを更に燃焼させることによって、例えば、ダイオキシンや悪臭物質などを分解し、排ガス処理設備へ供給することができる。二次燃焼室３は、回転炉２の出口２ｂと接続されている。二次燃焼室３には、回転炉２の出口２ｂ付近に二次燃焼用のバーナ１１が取り付けられると共に、更に上方に、尿素、空気、ＳＣＣ温調水を供給する供給装置や攪拌ブロワが取り付けられている。
　連絡シュート４は、回転炉２と電気炉６とを接続する連絡通路である。連絡シュート４は、二次燃焼室３の下側から下方に延びるように設けられており、当該二次燃焼室３と連通されている。連絡シュート４を構成する壁面部は、回転炉２の出口２ｂから排出されるスラグＳと内壁面が接触しないように位置の調整が行われている。このような構成により、スラグＳは、連絡シュート４の内壁面と非接触で、当該連絡シュート４内を垂直（あるいは、回転炉２の回転力や当該回転炉２内での流速によって、所定の角度を持って）に落下して電気炉６へ投入される。スラグＳが連絡シュート４と接触しないため、スラグＳの熱は連絡シュート４の壁面部に奪われることなく、あるいは付着固化することなく、電気炉６内に供給される。連絡シュート４には、バーナ１２が取り付けられている。当該バーナ１２は、スラグＳが連絡シュート４で詰まったときや、スラグＳが連絡シュート４の壁面に付着した場合における非常用の溶融手段である。すなわち、スラグＳが詰まった場合などに加熱して溶融させ、落下させる。
　電気炉６は、連絡シュート４を介して回転炉２と接続され、回転炉２で燃焼処理された被処理物Ｗの溶融物から、電気による加熱処理によって金属を分離させる。本実施形態では、回転炉２内で分離したスラグＳ中に残存している金属を回収することができる。電気炉６は、電気抵抗加熱炉であって、溶融物を滞留させてスラグＳから金属Ｍ２を分離させる槽２０と、スラグＳを電気によって加熱する電極２１Ａ，２１Ｂ，２１Ｃを備えている。槽２０内では、下側に溶融した金属Ｍ２の層が形成され、上側に溶融したスラグＳの層が形成される。また、電気炉６には、還元剤としてのコークスを電気炉６内へ供給するコークス供給装置２２Ａが、供給ライン２２Ｂを介して接続されている。還元剤として、コークスの他、石炭、廃カーボンを用いることができる。また、電気炉６は、金属回収ライン２３を介して槽２０内の金属Ｍ２を排出し、スラグ回収ライン２４を介して槽２０内のスラグＳを排出する。このような電気炉６は、滞留するスラグＳをバーナなどで加熱する場合に比して、熱効率よく加熱することが可能である。
　回転炉２の出口２ｂから投入されるスラグＳには数％の金属分が、金属微粒子あるいは金属酸化物として含有されている。電気炉６は、電極２１Ａ，２１Ｂ，２１Ｃ同士の間でのジュール熱でスラグＳ中の金属分を溶融させ、溶融した金属Ｍ２として分離させる。このとき、コークス供給装置２２Ａから供給されたコークスによる還元効果によって、スラグＳに含まれている金属酸化物が還元され、金属Ｍ２として回収することができる。電気炉６の槽２０に１４００～１５００℃に保温した状態で３～６時間滞留させることによって、スラグＳ中の金属成分をほぼ全量を金属Ｍ２として回収できる。
　次に、図２、図３及び図４を参照して、ロータリーキルン１における電気炉６及びその周辺の構成について、より詳細に説明する。図２は、電気炉６の概略的な構成を示す断面図である。図３は、図２に示すIII－III線に沿った断面図である。図４は、図２に示すIV－IV線に沿った断面図である。図２、図３、図４に示すように、電気炉６の槽２０は、スラグＳ及び金属Ｍ２を滞留させるための滞留部３１と、当該滞留部３１の上側を塞ぐ蓋部３２を備えている。槽２０は、上方から見た場合に、長円状の形状をなしており、滞留部３１の部内側面３１ｂで取り囲まれる部分も長円状の形状をなしている。また、滞留部３１の底面３１ａは、金属排出口３３及びスラグ排出口３４側に傾斜している。
　槽２０の蓋部３２の上面壁３２ａには、連絡シュート４と連結される投入部３５が形成されている。当該投入部３５と連絡シュート４の下端部４ａとが固定されることによって、連絡シュート４と電気炉６の槽２０の内部とが連通される。投入部３５及び連絡シュート４は、槽２０の長円形状における一端側に配置される。すなわち、回転炉２から落下したスラグＳは、槽２０の長円形状における一端側へ投入される。
　槽２０の滞留部３１は、槽２０内の金属Ｍ２を排出する金属排出口３３と、槽２０内のスラグＳを排出するスラグ排出口３４と、を備えている。金属排出口３３及びスラグ排出口３４は、槽２０の長円形状における他端側に配置される。すなわち、槽２０内で滞留したスラグＳ及び金属Ｍ２は、槽２０の長円形状における他端側から排出される。金属排出口３３は、下側の金属Ｍ２の層の高さに合わせ、滞留部３１の側面壁を貫通させることによって形成され、金属回収ライン２３に接続される。スラグ排出口３４は、上側のスラグＳの層の高さに合わせ、金属排出口３３よりも高い位置において滞留部３１の側面壁を貫通させることによって形成され、スラグ回収ライン２４に接続される。なお、上から見て、金属排出口３３とスラグ排出口３４は、ずれるように配置されている。
　槽２０の蓋部３２の上面壁３２ａには、上下方向に延びる電極２１Ａ，２１Ｂ，２１Ｃがそれぞれ挿入されている。電極２１Ａ，２１Ｂ，２１Ｃは、投入部３５と、金属排出口３３及びスラグ排出口３４との間に配置されており、槽２０の長円形状の一端側から他端側へ向かう方向Ｄ１へ電極２１Ａ、電極２１Ｂ、電極２１Ｃの順で直線状に並んでいる（図４参照）。
　ここで、図３に示すように、回転炉２内のスラグＳは、回転炉２が回転している状態にて落下する。従って、スラグＳは、回転炉２の底部において、回転軸線ＣＬの真下の位置よりも回転方向における下流側の位置にて落下する。すなわち、図３において回転炉２が反時計回りに回転している場合、スラグＳは紙面右側寄りの位置で落下する。このようなスラグＳの落下位置のずれに合わせて、スラグＳが内壁面と非接触で落下できるように、電気炉６の位置及び連絡シュート４の構成が設定される。具体的には、電気炉６は、回転軸線方向ＣＬから見た場合に、回転炉２の回転方向における下流側に配置される。電気炉６の位置にあわせ、連絡シュート４の下端部４ａも、回転炉２の回転方向における下流側に配置される。すなわち、電気炉６及び連絡シュート４の下端部４ａが、回転軸線ＣＬよりも、図３における紙面右側寄りに配置される。
　次に、上述のように構成されたロータリーキルン１におけるスラグ及び当該分離される金属の流れを説明する。まず、投入シュートへ投入された被処理物Ｗは、投入プッシャ８によって回転炉２へ押込まれる。被処理物Ｗは、バーナ１０の熱風によって回転炉内で燃焼処理される。当該燃焼処理によって、被処理物Ｗは溶融し、スラグＳの層と金属Ｍ１の層に分離される。下層側の金属Ｍ１は、タッピング用ノズル９から回収される。上層側のスラグＳは、回転炉２の出口から落下し、連絡シュート４の内壁などには接触することなく、投入部３５を介して電気炉６に投入される。槽２０内において滞留しているスラグＳからは、電極２１Ａ，２１Ｂ，２１Ｃでの電気による加熱処理によって、金属Ｍ２が分離される。また、スラグＳに含まれている金属酸化物のコークスによる還元反応によって、より多くの金属Ｍ２が分離する。分離した金属Ｍ２は、槽２０の底側に溜まる。分離した金属Ｍ２は金属回収ライン２３から回収され、金属分が除去されたスラグＳはスラグ回収ライン２４から回収される。なお、投入部３５から投入されたスラグＳの槽２０内での滞留時間、すなわち、投入部３５を介してスラグＳが落ちたときから当該スラグＳが排出されるまでの時間は３～６時間である。この滞留時間は、投入量、排出量及び槽２０の容積によって調整される。
　次に、本実施形態に係るロータリーキルン１の作用・効果について説明する。
　本実施形態に係るロータリーキルン１において、電気炉６は、回転炉２で燃焼処理された被処理物Ｗの溶融物（本実施形態ではスラグＳ）から電気による加熱処理によって更に金属を分離させることができる。これによって、被処理物Ｗの溶融物であるスラグＳに含有される金属を回収することできる。また、電気炉６は回転炉２と連絡シュート４を介して接続されているため、被処理物Ｗは回転炉にて燃焼処理されてスラグＳとなった後、冷却工程や次の処理装置へ移動する工程などを要することなく、直ちに電気炉６へ投入される。従って、被処理物Ｗからの金属回収を効率的に行うことができる。更に、回転炉２から排出されたスラグＳを冷却する工程が入らないため、回転炉２での燃焼処理による熱を電気炉６における加熱処理に有効利用することができ、エネルギー効率を向上させることができる。また、コークス供給装置２２Ａが電気炉６に還元剤としてのコークスを供給することができるため、電気炉６内のスラグＳ中に含まれる金属酸化物を還元反応させることによって、より多くの金属を回収することができる。以上によって、被処理物Ｗから金属を効率よく回収すると共に、回収率を向上させることができる。
　また、本実施形態に係るロータリーキルン１において、電気炉６は、回転炉２の出口２ｂの下方に配置され、連絡シュート４と非接触で落下するスラグＳが投入される。回転炉２で燃焼処理されて排出されるスラグＳは、連絡シュート４と接触することなく、そのまま下方に落下して電気炉６に投入される。例えば、回転炉２から排出されたスラグＳが連絡シュート４の内壁を伝って電気炉６へ投入される場合、スラグＳの熱が連絡シュート４の内壁に奪われて、固化付着してしまう。一方、本実施形態に係るロータリーキルン１によれば、回転炉２での燃焼処理に係る熱を他の部材に奪われることなく、あるいは固化付着によるトラブルがなく電気炉６へ供給することができる。これによって、金属回収のためのエネルギー効率や稼働率が一層向上する。
　また、本実施形態に係るロータリーキルン１において、投入部３５と、電極２１Ａ，２１Ｂ，２１Ｃと、金属排出口３３及びスラグ排出口３４とは、図４に示す方向Ｄ１に向かって、この順番で配置されている。これによって、投入部３５から電気炉６に投入されたスラグＳは、電極２１Ａ，２１Ｂ，２１Ｃによって十分に加熱されて金属Ｍ２を分離された後に、スラグ排出口３４から排出される。これによって、金属Ｍ２の回収効率が向上する。
　また、本実施形態に係るロータリーキルン１において、電気炉６は、回転炉２の出口２ｂの下方に配置され、回転炉２の回転軸線ＣＬ方向から見た場合に、回転炉２の回転方向における下流側に配置されている。燃焼処理された被処理物Ｗの溶融物であるスラグＳは、回転炉２が回転した状態にて排出されるため、回転炉２の出口２ｂにおいて、回転軸線ＣＬの真下の位置よりも回転方向の下流側の位置から落下する。電気炉６は、回転方向における下流側に配置されているため、連絡シュート４も電気炉６の位置に合わせた構成となる。これによって、回転によって落下位置がずれるにも関わらず、スラグＳは連絡シュート４の内壁などと接触することなく電気炉６へ投入されることができる。
　また、本実施形態に係るロータリーキルン１において、回転炉２は、燃焼処理によって被処理物Ｗから分離した金属を、周面壁２ｃを介して排出するタッピング用ノズル９を有することが好ましい。これによって、回転炉２での燃焼処理の段階で分離する純度の高い金属を、電気炉６へ投入する前段階においてタッピング用ノズル９から回収することもできる。本実施形態において、回転炉２内で回収される金属Ｍ１は貴金属濃度が高く、電気炉６で分離される金属Ｍ２は、還元効果によってスラグＳ中の鉄分も還元するため、貴金属濃度が低くなる。従って、本実施形態に係るロータリーキルン１によれば、タッピング用ノズル９は、不純物の少ない品質の高い金属を回収し、電気炉６は、回転炉２内で回収し切れなかった金属を可能な限り多く回収することとして使い分けることができる。
　以下、本発明の実施例について説明する。図６（ａ）に示す表１は、本発明に係る被処理物Ｗから回転炉２のタッピング用ノズル９から回収される金属Ｍ１と電気炉６から回収される金属Ｍ２の金属濃度と回収率における実験結果を示す。
　表1に記載した値は3日間の操業で得られた成果物の全体の質量をもとにしており、本発明に係るロータリーキルン１の電気炉６によって金属を回収する場合における実験で得られたマテリアルバランスを示している。図５は、回転炉２から投入されてからスラグ排出口３４より排出されるまでの間における、電気炉６内のスラグＳの濃度と滞留時間との関係を示すグラフである。図５は、被処理物Ｗに含まれる金属のうち、Ｃｕの濃度を例にして示す。図５において、Ａで示す部分は、回転炉２の出口２ｂから落下して電気炉６に投入されたばかりのスラグＳのＣｕ濃度を示している。一方、図５において、Ｂで示す部分は、電気炉６から排出される直前のスラグＳのＣｕ濃度を示している。図５に示すように、投入直後におけるスラグＳのＣｕ濃度は４～５％程度であるのに対し、滞留時間の経過とともにＣｕ濃度は徐々に低下し（すなわち、スラグＳにおいてこのCu濃度低下分に相当するＣｕの分離が進行している）、２～４時間炉内で処理されることでＣｕ濃度が１％以下となっている。図６（ｂ）に示す表２は従来方法とのメタル主要元素の含有率と回収率の比較を示すものである。図６（ｃ）に示す表３は実施例と同様の回収率を得るための操作をした場合のエネルギー消費である。上層側のスラグＳが、回転炉２の出口から落下し、投入部３５を介して炉に投入される際の必要エネルギーを本発明において熱源を電気炉とガスバーナーで変更したケース、さらに従来方法で排出されたスラグSを冷却し凝固したのち電気炉で再溶解したケースとを比較したものである。このように、回転炉２に連結された電気炉６を用いることによって、従来になく高いエネルギー効率を達成し、同時に金属の回収効率を大きく向上させることができる。なお、スラグＳの投入量や排出量を調整することによって、図５のＢで示す位置よりも早い段階でスラグＳを排出してもよい。
　本発明は、上述の実施形態に限定されるものではない。
　例えば、上述の実施形態では、回転炉２内で分離した金属Ｍ１をタッピング用ノズル９で回収したが、当該タッピング用ノズル９がなく、被処理物Ｗの溶融物を全て電気炉６に投入してもよい。
　また、電気炉６の形状や、投入部３５、電極２１、電極２１Ａ、電極２１Ｂ、電極２１Ｃ、スラグ排出口３４及び金属排出口３３の配置位置は、実施形態に示すものに限定されない。
　また、上述の実施形態においては、特に好ましい例として、回転炉２より排出された溶融物が装置におけるいずれの内壁面にも接触せずに電気炉６へ投入される構成となっているが、接触するような構成であってもよい。
　本発明は、ロータリーキルン及びそのロータリーキルンを用いた金属回収方法に利用可能である。
　１…ロータリーキルン、２…回転炉、４…連絡シュート（接続部）、９…タッピング用ノズル（回転炉用排出口）、２２Ａ…コークス供給装置（還元剤供給手段）、２１Ａ，２１Ｂ，２１Ｃ…電極、２２Ｂ…供給ライン（還元剤供給手段）、３３…金属排出口（電気炉用排出口）、３４…スラグ排出口（電気炉用排出口）、３５…投入部、Ｗ…被処理物、Ｓ…スラグ（被処理物の溶融物）、Ｍ１，Ｍ２…金属（被処理物の溶融物）。

Claims (8)

  1. 　金属を含有する被処理物を燃焼処理する回転炉と、
    　接続部を介して前記回転炉と接続され、前記回転炉で燃焼処理された前記被処理物の溶融物から、電気による加熱処理によって金属を分離させる電気炉と、
    　前記電気炉に還元剤を供給する還元剤供給手段と、を備えることを特徴とするロータリーキルン。
  2. 　前記電気炉は、前記回転炉の出口の下方に配置され、前記接続部と非接触で落下する前記被処理物の前記溶融物が投入されることを特徴とする請求項１記載のロータリーキルン。
  3. 　前記電気炉は、
    　前記被処理物の前記溶融物が投入される投入部と、
    　前記被処理物の前記溶融物を電気によって加熱処理する電極と、
    　前記被処理物の前記溶融物を排出する電気炉用排出口と、を備え、
    　前記投入部、前記電極、及び前記電気炉用排出口は、所定の方向に前記投入部、前記電極、前記電気炉用排出口の順で配置されていることを特徴とする請求項１または２記載のロータリーキルン。
  4. 　前記電気炉は、前記回転炉の出口の下方に配置され、
    　前記回転炉の回転軸線方向から見た場合に、前記回転炉の回転方向における下流側に配置されることを特徴とする請求項１～３のいずれか一項記載のロータリーキルン。
  5. 　前記回転炉は、燃焼処理によって前記被処理物から分離した金属を、周面壁を介して排出する回転炉用排出口を有することを特徴とする請求項１～４のいずれか一項記載のロータリーキルン。
  6. 　請求項１～５のいずれか一項記載のロータリーキルンを使用した、金属を含有する被処理物から金属を回収する金属回収方法。
  7. 　Au，Ag，Cu，Pd，Pb，Snのうちいずれかを金属として回収する請求項６に記載の金属回収方法。
  8. 　金属を含有する前記被処理物として廃電子基板、電線屑あるいは、銅・金・銀のいずれかを製錬した際のスラグを原料とする請求項６または７に記載の金属回収方法。
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Cited By (3)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
WO2015188799A1 (de) * 2014-06-13 2015-12-17 Aurubis Ag Verfahren zur rückgewinnung von metallen aus sekundärstoffen und anderen materialien mit organischen bestandteilen
WO2020099910A1 (en) * 2018-11-13 2020-05-22 Franchi Massimo Furnace for the production of ferrochromium alloys
US11725256B2 (en) 2014-06-13 2023-08-15 Aurubis Ag Method for recovering metals from secondary materials and other materials comprising organic constituents

Families Citing this family (7)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
KR101469386B1 (ko) * 2013-10-04 2014-12-04 이영관 팽창질석 가공장치
CN104789793A (zh) * 2014-01-20 2015-07-22 中国瑞林工程技术有限公司 用于冶炼贵金属的卧式回转炉和贵金属冶炼方法
KR101842092B1 (ko) 2016-04-15 2018-03-26 고등기술연구원연구조합 직접환원동 제조 장치 및 방법
KR101690168B1 (ko) * 2016-04-18 2017-01-10 성일하이텍(주) 회전식 환원로를 이용한 주석폐자원 건식환원 장치
CN112577053A (zh) * 2020-11-23 2021-03-30 辽宁东大矿冶工程技术有限公司 一种城镇生活垃圾资源化处理系统及方法
KR102498556B1 (ko) * 2022-07-15 2023-02-10 (주)태연금속 알루미늄 잉곳 제조용 융해로
JP7591174B1 (ja) * 2024-07-30 2024-11-27 中部リサイクル株式会社 金含有物の製造方法

Citations (11)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
JPS52152669A (en) * 1976-06-15 1977-12-19 Sanki Eng Co Ltd Disperser in refuse incinerator
JPS5370005A (en) * 1976-12-02 1978-06-22 Gnii Tsvetnykh Metallov Continuous composite treating method and apparatus for various kind of metal material
JPH09222217A (ja) * 1995-12-11 1997-08-26 Sumitomo Heavy Ind Ltd 製鉄所発生廃棄物等の再資源化方法及びその装置
JPH10339417A (ja) * 1997-06-10 1998-12-22 Sumitomo Heavy Ind Ltd 製鉄所発生廃棄物等の処理システム
JP2001099573A (ja) * 1999-09-29 2001-04-13 Mitsubishi Materials Corp ロータリーキルン式溶融炉
JP2001226719A (ja) * 2000-02-09 2001-08-21 Sumitomo Heavy Ind Ltd 溶融物の回収方法及びその回収装置
JP2001279341A (ja) * 2000-03-31 2001-10-10 Nippon Mining & Metals Co Ltd 溶融炉と電気式保持炉との連結シュート構造
JP2003294213A (ja) * 2002-03-29 2003-10-15 Taiheiyo Cement Corp ロータリーキルンにおける可燃性廃棄物の燃焼方法とその装置
JP2004020107A (ja) * 2002-06-18 2004-01-22 Sumitomo Heavy Ind Ltd ロータリーキルンの運転制御装置
JP2009155677A (ja) * 2007-12-25 2009-07-16 Mitsubishi Materials Corp 貴金属回収方法および回収貴金属
JP2010077499A (ja) * 2008-09-26 2010-04-08 Dowa Metals & Mining Co Ltd 白金族元素、レニウム及び砒素を含有する被処理物質の処理法

Family Cites Families (4)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN1043251C (zh) * 1995-05-31 1999-05-05 爱知制钢株式会社 含有氧化物的废弃物的处理方法及其装置
JPH11118125A (ja) * 1997-10-16 1999-04-30 Ebara Corp 廃棄物処理装置及び方法
CN1312300C (zh) * 2002-12-06 2007-04-25 三菱商事株式会社 从含有V、Mo和Ni的废弃物中回收有价值金属的方法
CN201514116U (zh) * 2009-10-27 2010-06-23 中信大锰矿业有限责任公司 回转窑直连式电炉

Patent Citations (11)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
JPS52152669A (en) * 1976-06-15 1977-12-19 Sanki Eng Co Ltd Disperser in refuse incinerator
JPS5370005A (en) * 1976-12-02 1978-06-22 Gnii Tsvetnykh Metallov Continuous composite treating method and apparatus for various kind of metal material
JPH09222217A (ja) * 1995-12-11 1997-08-26 Sumitomo Heavy Ind Ltd 製鉄所発生廃棄物等の再資源化方法及びその装置
JPH10339417A (ja) * 1997-06-10 1998-12-22 Sumitomo Heavy Ind Ltd 製鉄所発生廃棄物等の処理システム
JP2001099573A (ja) * 1999-09-29 2001-04-13 Mitsubishi Materials Corp ロータリーキルン式溶融炉
JP2001226719A (ja) * 2000-02-09 2001-08-21 Sumitomo Heavy Ind Ltd 溶融物の回収方法及びその回収装置
JP2001279341A (ja) * 2000-03-31 2001-10-10 Nippon Mining & Metals Co Ltd 溶融炉と電気式保持炉との連結シュート構造
JP2003294213A (ja) * 2002-03-29 2003-10-15 Taiheiyo Cement Corp ロータリーキルンにおける可燃性廃棄物の燃焼方法とその装置
JP2004020107A (ja) * 2002-06-18 2004-01-22 Sumitomo Heavy Ind Ltd ロータリーキルンの運転制御装置
JP2009155677A (ja) * 2007-12-25 2009-07-16 Mitsubishi Materials Corp 貴金属回収方法および回収貴金属
JP2010077499A (ja) * 2008-09-26 2010-04-08 Dowa Metals & Mining Co Ltd 白金族元素、レニウム及び砒素を含有する被処理物質の処理法

Cited By (3)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
WO2015188799A1 (de) * 2014-06-13 2015-12-17 Aurubis Ag Verfahren zur rückgewinnung von metallen aus sekundärstoffen und anderen materialien mit organischen bestandteilen
US11725256B2 (en) 2014-06-13 2023-08-15 Aurubis Ag Method for recovering metals from secondary materials and other materials comprising organic constituents
WO2020099910A1 (en) * 2018-11-13 2020-05-22 Franchi Massimo Furnace for the production of ferrochromium alloys

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Publication number Publication date
CN102893113B (zh) 2015-06-17
KR101434807B1 (ko) 2014-08-27
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