原題は『Lead Smelting and Refining, With Some Notes on Lead Mining』、著者は Walter Renton Ingalls です。
　例によって、プロジェクト・グーテンベルグさまに御礼。
　図版は省略しました。索引が無い場合、それは私が省いたか、最初から無いかのどちらかです。
　以下、本篇。（ノー・チェックです）

*** プロジェクト・グーテンベルク電子書籍「鉛の製錬と精製、および鉛採掘に関する若干の注釈」の開始 ***
転写者メモ
明らかな誤植は、さりげなく修正されています。ハイフネーション、その他の綴りや句読点のバリエーションは変更されていません。特に、height と hight という単語はほぼ同数使用されています。hight は正当な綴りであるため、変更されていません。

より大きな表の一部は、見やすさを向上させ、幅が広すぎるのを避けるために再編成されました。

表紙は転写者によって作成されたものであり、パブリックドメインに属します。

鉛の製錬
と
精製
鉛採掘に関する若干の注釈

編集：
ウォルター・レントン・インガルズ

ニューヨークおよびロンドン
エンジニアリングおよびマイニングジャーナル
1906年

著作権 © 1906
The Engineering and Mining Journal。

ロンドン、イギリスのステーションズ・ホールにも登録済み。

無断転載を禁じます。

序文
本書は、主に過去3年間に『 エンジニアリング・アンド・マイニング・ジャーナル』に掲載された、鉛の製錬と精製に関する様々な記事、および鉛鉱石の採掘に関するいくつかの記事を再録したものです。一部の記事は、扱われている主題を補完する上で特に重要であるため、以前の号から挿入されています。同様の理由で、『 アメリカ鉱山技術者協会紀要』からいくつかの記事も収録されており、協会事務局長からこのような形での再掲載の許可を丁重にいただいています。本書に収録されているその他の記事の中には、もともと工学系学会で発表された論文、または他の技術系定期刊行物に掲載された論文の要約であり、その後『エンジニアリング・アンド・マイニング・ジャーナル』に再掲載されたものもあり、いずれの場合も適切な謝辞が記されています。

本書に収録されている論文は、鉛の冶金実務において重要な様々な主題、特に方鉛鉱の脱硫に関するものであり、現在では「石灰焙焼」と呼ばれる新しいプロセスによって脱硫が行われています。これらのプロセスが鉛の冶金に導入されたことは、過去25年間における鉛冶金の歴史において最も重要な出来事の一つです。これらのプロセスの開発はごく最近のことであるため、定期刊行物や工学会の論文集以外では、技術文献で取り上げられることはほとんどありません。これらのプロセスの理論と実践はまだ十分に理解されているとは言えず、1、2年後には間違いなく現在よりもはるかに多くの知識が得られるでしょう。しかし、このような新しい開発に関する迅速な情報提供は、たとえ生涯をかけても決して言い尽くすことのできないこの主題について最終的な結論を出すために時間を浪費するよりも望ましいと言えます。そのため、過去数年間に発表されたこの種の記事を収集し、便利な形で再出版することが有益であると考えられた。

WRインガルス。

1906年8月1日。

コンテンツ
パート1
鉛採掘に関する注記
ページ
米国における鉛生産源（ウォルター・レントン・インガルス著） 3
南東ミズーリ鉛の発生源に関する注記（HAウィーラー） 10
ミズーリ州南東部の鉱業（ウォルター・レントン・インガルス著） 16
ミズーリ州南東部における鉛採掘（RDOジョンソン） 18
ミズーリ州南西部の鉛鉱石（C・V・ペトレイアス、W・ジョージ・ウォーリング著） 24
パートII
焙焼反応製錬
スコットランド式炉床と反射炉
スコットランドの炉における鉛精錬（ケネス・W・M・ミドルトン著） 31
イリノイ州アルトン近郊の連邦製錬所。（O・プファール撮影） 38
タルノヴィッツの鉛製錬(社説) 41
ミズーリ州デズロージュにおける反射炉を用いた鉛精錬 （ウォルター・レントン・インガルス撮影） 42
パートIII
焼結およびブリケット化
ブロークンヒルにおける堆積炉によるスライムの脱硫（EJホーウッド著） 51
製錬用微粒子の準備（TJグリーンウェイ） 59
鉱物のブリケット化（ロバート・ショール著） 63
煙道ダストと微細鉱石用のレンガ製造工場（ジェームズ・C・ベネット著） 66
第4部
高炉での製錬
現代の銀鉛製錬（アーサー・S・ドワイト著） 73
銀鉛高炉の機械的供給（アーサー・S・ドワイト著） 81
製錬と精製のコスト（マルバーン・W・アイルズ著） 96
亜鉛製錬レトルト残渣（EMジョンソン） 104
スラグ中の酸化亜鉛（W・メイナード・ハッチングス著） 108
第5部
方鉛鉱の石灰焙焼
ハンティントン・ヘバーライン法 113
方鉛鉱の石灰焙焼（社説） 114
方鉛鉱の脱硫に関する新しい方法（W. ボルチャーズ著） 116
方鉛鉱の石灰焙焼（W・メイナード・ハッチングス著） 126
鉛鉱石焙焼の理論的側面（C. ギルマン） 133
硫化鉛と硫酸カルシウムの冶金学的挙動 （FO Doeltz） 139
ハンティントン・ヘバーライン法(ドナルド・クラーク) 144
フリードリヒスヒュッテにおけるハンティントン＝ヘーバーライン法（A. ビールンバウム） 148
衛生学的観点から見たハン​​チントン・ヘーバーライン法 （A. ビアーンバウム） 160
ハンティントン・ヘバーラインプロセス(トーマス・ハンティントンとフェルディナンド・ヘバーライン) 167
ブロークンヒルでの硫酸製造（社説） 174
カーマイケル＝ブラッドフォード法（ドナルド・クラーク著） 175
カーマイケル・ブラッドフォード法（ウォルター・レントン・インガルス著） 177
サベルスバーグ法（ウォルター・レントン・インガルス著） 186
方鉛鉱の石灰焙焼（ウォルター・レントン・インガルス著） 193
第6部
その他の製錬方法
ボルメット式鉛・銅製錬法（アルフレド・ロッティ） 215
ジャーモット法（ウォルター・レントン・インガルス著） 224
第七部
粉塵・ヒューム回収
煙道、チャンバー、および集塵室
ダストチャンバーの設計（マックス・J・ウェルチ） 229
冶金構造におけるコンクリート（ヘンリー・W・エドワーズ著） 234
コンクリート煙道(エドウィン・H・メシター) 240
コンクリート煙道（フランシス・T・ハバード著） 242
排煙を節約するための集塵機（ウォルター・レントン・インガルス） 244
第8部
送風機と送風エンジン
鉛精錬における回転式送風機と送風エンジンの比較（社説） 251
ロータリーブロワー対送風エンジン（J・パーク・チャニング） 254
鉛および銅精錬用送風機および送風エンジン
（ハイラム・W・ヒクソン） 256
送風機と回転式送風機（SE ブレザートン） 258
第9部
鉛精製
鉛地金の精錬（FLピディントン） 263
卑鉛地金の電解精製（ティトゥス・ウルケ著） 270
電解鉛精製（アンソン・G・ベッツ著） 274
パートX
製錬所および精製所
テキサス州エルパソに新設された製錬所（社説） 285
ユタ州マレーに建設されたアメリカン・スメルティング・アンド・リファイニング社の新工場（ウォルター・レントン・インガルス撮影） 287
ユタ州マレー製錬所（O・プファール撮影） 291
プエブロの鉛製錬所（O・プファール） 294
アメリカン・スメルティング・アンド・リファイニング社のパースアンボイ工場（O. プファール） 296
アメリカ製錬精製会社の国立工場（O. プファール） 299
アメリカン・スメルティング・アンド・リファイニング社のイーストヘレナ工場（O. プファール） 302
アメリカ製錬精製会社のグローブ工場 （O. プファール） 304
スペインの鉛製錬(ヤルマール・エリクソン) 306
サルデーニャ島モンテポニでの鉛製錬(エルミニオ・フェラーリス) 311
第1部
鉛採掘に関する注記
3

米国における鉛生産源
　ウォルター・レントン・インガルス著
（1903年11月28日）

鉛生産の統計は、(1) 生産される鉛の種類ごとの相対的な割合を示すこと、および (2) 生産源を示すことの 2 つの点で価値があります。鉛は主に次の 3 つの形態で販売されています。( a ) 脱銀鉛、( b ) 軟鉛、( c ) アンチモン鉛、または硬鉛。クラス「a」と「b」を区別する用語は、もちろん脱銀鉛が軟鉛であるため、正確ではありません。脱銀鉛自体は、「腐食性」に分類され、これが最高グレードであり、通常の「脱銀鉛」に分類されます。ミズーリ産の軟鉛は、「通常」または「化学的に硬質」のいずれかです。後者は、不純物として少量の銅とアンチモンを含む鉛であり、これは鉛を実際に硬くするのではなく、酸の作用に対する耐性を高め、そのため硫酸室の建設や同様の目的で使用されるシートの製造に特に適しています。化学的に硬質な鉛の製造は、原料鉱石中の貴重な不純物の存在に依存する偶然的な事柄です。不純物が存在する場合、それらは鉛に混入し、現在行われている単純な精製プロセスでは完全に除去することはできません。望ましい特性を与えるために必要な銅とアンチモンの正確な比率は誰にも分からず、したがって仕様は定められていません。一部の化学技術者は特定のブランドを要求しますが、これは実際には単なる気まぐれであり、同じブランドでも均一に同じではありません。実際には、どのブランドも同じように良いのです。腐食鉛は、白鉛の製造に適した非常に純度の高い金属です。これは、脱銀処理された鉛、または通常のミズーリ産の鉛から製造できます。あるいは、後者が特に純度が高い場合は、さらに精製することなく腐食鉛として分類されることもあります。アンチモン鉛は、実際には鉛と約15～30パーセントのアンチモンの合金であり、脱銀処理の副産物として生産されます。4 ベースとなる地金。アンチモン含有量は変動し、製錬所によっては最大60%まで増やすことが可能です。以前はアンチモン含有鉛を10～12%Sbで製造するのが一般的でしたが、その後18～20%になり、現在では25～30%Sbが市場のニーズに最も適しています。

鉛の様々な等級の相対的な価値は、市場や需要と供給に応じて大きく変動する。アメリカン・スメルティング・アンド・リファイニング社の価格表では、腐食鉛と脱銀鉛の間には、すべての市場で100ポンドあたり10セントの一定の価格差が設けられている。セントルイス市場では、かつて脱銀鉛は通常のミズーリ産鉛よりも100ポンドあたり5セントから10セントのプレミアム価格で取引されていたが、現在ではほぼ同等の価格で販売されている。化学的に硬質な鉛は、需要と供給に応じて、通常のミズーリ産鉛よりも高値で取引される場合もあれば、安値で取引される場合もある。一定の価格差はない。これはアンチモン鉛についても同様である。[1]

1901年に米国で採掘された鉱石からの鉛の総生産量は279,922ショートトンで、そのうち211,368トンが脱銀、57,898トンが軟質（ミズーリ州および近隣州からの鉛を意味する）、10,656トンがアンチモンでした。これらは「鉱物産業」の統計です。米国地質調査所はほぼ同じ量を報告しました。1902年の生産量は、脱銀199,615トン、軟質70,424トン、アンチモン10,485トンで、合計280,524トンでした。ミズーリ州ジョプリンでは、鉱石から直接年間4,000～5,000トンの白鉛が生産されており、これにより米国の鉛の総生産量は年間約3,500トン増加します。 「軟鉛」として報告されている鉛の生産量は、ミズーリ州および近隣州の全生産量を表すものではありません。なぜなら、これらの地域では、鉱石の大部分（特定の地域で1トンあたり約1オンスの銀を含む以外は銀を含まない）が銀を含む鉱石と精錬され、銀を含む鉛になるからです。また、少なくとも1つのケースでは、鉱石を混合せずに精錬して得られたほぼ銀を含まない鉛が、追加の精製のために脱銀されます。

鉛鉱石はアメリカ合衆国に広く分布している。ロッキー山脈一帯には、多かれ少なかれ鉛を含む鉱石が産出される地域が数多く存在する。5 金や銀と同様に。このため、鉛鉱業は銅鉱業や亜鉛鉱業ほど集中した産業とは一般的に考えられていない。しかし、米国で生産される鉛の70%以上が5つの地区から産出され、上位3つの地区では比較的少数の鉱山から産出されているのは事実である。1901年から1904年までのこれらの統計は以下のとおりである。[2]

生産量（トン） パーセント
地区 1901 1902 1903 1904 1901 1902 1903 1904 参照。
クール・ダレーン 68,953 74,739 89,880 98,240 24.3 26.3 32.5 32.5 1
ミズーリ州南東部 46,657 56,550 59,660 59,104 16.4 19.9 21.2 19.6 b
コロラド州リードビル 28,180 19,725 18,177 23,590 10.0 6.9 6.6 7.8 c
ユタ州パークシティ 28,310 36,300 36,534 30,192 10.0 12.8 13.2 10.0 d
ジョプリン、ミズーリ州-カンザス州 24,500 22,130 20,000 23,600 8.6 7.8 7.2 7.8 つまり
合計 196,600 209,444 224,251 234,726 69.3 73.7 81.0 77.7
a. 1901年と1902年の生産量は、鉱山からの直接的な収益に基づいて算出されており、製錬時の鉛の損失として6%が考慮されています。1903年と1904年の生産量は、アイダホ州全体の鉛生産量の95%と推定されています。

b.この数値には、ボン・テール、フラット・リバー、ドー・ラン、マイン・ラ・モット、フレデリックタウンの鉱山の生産量のみが含まれています。これは、州の鉛・亜鉛鉱山検査官の報告に基づき、生産された鉱石の量から算出されたものであり、ボン・テール、フラット・リバー、ドー・ランの鉱山の鉱石（精鉱）は鉛含有率60％とみなされています。

c.州鉱山局長の報告書

d.造幣局長による「米国における金銀の生産」に関する報告書（製錬時の鉛の損失として6パーセントを考慮）。

e.「鉱物産業」が報告した統計によると、鉱石（精鉱）は70パーセントの鉛を産出するとされている。

これら5つの地域以外では、米国で生産される鉛の大部分はアイダホ州、コロラド州、ミズーリ州、ユタ州の他の鉱山から産出されており、他のすべての州の生産量を合わせてもごくわずかである。主要な5つの地域における鉛の生産状況を検証することは興味深い。

コロラド州リードビル発 ― かつて米国最大の鉛生産地であったリードビルの鉱山は、炭酸塩鉱石の鉱床が枯渇した後、比較的重要性を失ったが、その後、新たな重要性を獲得した。6 非常に大きな塊で産出する混合硫化物鉱石を分離する手段が導入された。 リードビルの鉛生産量は、1897 年は 11,850 トン、1898 年は 17,973 トン、1899 年は 24,299 トン、1900 年は 31,300 トン、1901 年は 28,180 トン、1902 年は 19,725 トンであった。 リードビルの混合硫化物鉱石は、1 トンあたり約 8 パーセントの Pb、25 パーセントの Zn、10 オンスの銀を分析する。 これは、1 トンあたり約 38 パーセントの Zn と 6 パーセントの Pb を分析する亜鉛製品と、1 トンあたり約 45 パーセントの Pb、10 または 12 パーセントの Zn、10 オンスの銀を分析する方鉛鉱製品に分離される。

クール・ダレーン。—この地区の鉱山は、広範囲にわたる割れ目状の鉱脈上に開かれています。鉱石は低品位で、選鉱が必要です。採掘された状態では、鉛が約10パーセント、銀が変動する割合で含まれています。鉱物として販売され、平均して鉛が約50パーセント、銀が1トンあたり30オンスです。この地区での鉛鉱石の生産は、銑鉛の主要市場から遠く離れていること、労働力が高価であること、資材が比較的高価であることなどの不利な状況下で行われています。一方で、鉛の品位が比較的高い大規模な鉱床と、銀の含有量が多いこと、多くの場合、水力が安価であること、坑道を通して採掘できることなどの利点があります。粗鉱石1トンの採掘と製粉のコストは2.50ドルから3.50ドルです。製粉所は一般的に鉱山からある程度離れた場所にあり、鉱石は鉄道で8セントから20セントの費用で輸送されます。 1トンあたり。選鉱は、1トンあたり40～50セントの費用で大規模な製粉所で行われます。鉱石中の鉛の約75パーセントが回収されます。精鉱は、鉛含有量の90パーセント、銀含有量の95パーセントで販売されます。ただし、1トンあたり8ドルの製錬費用と、1トンあたり50ドル未満の鉱石の場合は1トンあたり8ドル、50～65ドルの場合は10ドル、65ドルを超える場合は12ドルの運賃が差し引かれます。鉱石の価格は鉱山渡しで計算されます。鉛の決済価格は、アメリカン製錬精製会社が任意に決定したものです。鉛（鉱石中）が3.5セント、銀が50セントの場合、50パーセントの鉛を含む鉱石1トンの鉱山渡し価格は次のようになります。鉛と30オンスの銀の量は、おおよそ以下のとおりです。

1000 × 0.90 = 900 ポンドの鉛、3.5セント。 31.50ドル
30 × 0.95 = 28.5オンスの銀、50セント。 14.25
総額（鉱山渡し価格） 45.75ドル
運賃10ドルと製錬費8ドルを差し引いた金額 18.00
正味価格（鉱山渡し） 27.75ドル
7

平均して原鉱石6トンに対して精鉱1トンと仮定すると、原鉱石1トンあたりの価値は約4.62ドル半、純利益は約1.62ドル半となり、銀価格が1オンスあたり50セントを超えるごとに、これらの数値は23.75セント増加します。

鉱山からの報告によると、1895年以降のクール・ダレーンの生産量は以下のとおりです。

年 鉛、トン 銀、オンス 比率 [3]
1896 37,250 2,500,000 67.1
1897 57,777 3,579,424 61.9
1898 56,339 3,399,524 60.3
1899 50,006 2,736,872 54.7
1900 81,535 4,755,877 58.3
1901 68,953 3,349,533 48.5
1902 74,739 4,489,549 60.0
1903 [4] 100,355 5,751,613 57.3
1904 [4] 108,954 6,247,795 57.4
クール・ダレーン地区の生産者数は比較的少なく、その多くは最近、フェデラル・マイニング・アンド・スメルティング・カンパニーという名称のもとに統合された。この会社とは別に、バンカーヒル＆サリバン鉱山、モーニング鉱山、ヘラクレス鉱山があり、これらは最近、アメリカン・スメルティング・アンド・リファイニング・カンパニーによって経営権が確保された。

ミズーリ州南東部。この地域で生産される鉛の大部分は、ボン・テール、フラット・リバー、ドー・ラン、マイン・ラ・モット、フレデリックタウンの各鉱山を含む分散鉱区と呼ばれる地域から産出され、中でもボン・テール鉱山とフラット・リバー鉱山が最も重要である。この地域の鉱石は、方鉛鉱が浸透したマグネシウム石灰岩である。鉱床はほぼ平坦で非常に大きい。鉱石の含有率は約5%で、鉛の含有率は約65%である。鉱石の品位が低いことがこの地域の唯一の欠点であるが、数多くの利点によって十分に相殺されるため、採掘は非常に収益性が高く、この地域とクール・ダレーン地域とで鉛の生産コストを比較すると、どちらがより安価に生産できるかは未だ不明である。ミズーリ州南東部の鉱山は、わずか60～100マイルの距離にある。8 セントルイスからは遠く離れているが、燃料が安価なイリノイ州南部の炭田地帯に近接している。鉱石は地表からわずか100～500フィートの深さにある。地盤は立木を必要とせず、非常に良好な状態である。労働力と資材は比較的安価である。この地域で一般的な大規模採掘と製錬は、粗鉱1トンあたり1.05ドルから1.25ドルで実施できる。ほとんどの鉱山会社は自社で鉱石を製錬する設備を備えており、製錬所は鉱山内またはセントルイス近郊にある。セントルイスへの精鉱の運賃は1トンあたり1.40ドル、銑鉛は1トンあたり2.10ドルである。セントルイスで納入される銑鉛の生産コストは、投資利息、償却費などを考慮しない場合、1ポンドあたり約2.25セントである。

1901年に分散地区の鉱山で生産された鉛は、銑鉛換算で46,657トンでした。1902年には56,550トンでした。この地区の製粉能力は1日あたり約6,000トンで、これは年間約57,000トンの銑鉛の生産能力に相当します。セントジョセフ鉛会社は1,000トンの新しい製粉所を建設中で、セントルイス製錬精製会社（ナショナル鉛会社）は生産量をさらに増やしており、これらの改善により1日あたりの製粉能力は約1,400トン増加し、この地区は66,000トン以上の銑鉛を生産できるようになります。この地区では、クール・ダレーンと同様に、産業が密集しており、生産者は全部でわずか9社しかありません。

ユタ州パークシティ。—この地域で生産される鉛のほぼすべては、シルバーキング、デイリーウェスト、オンタリオ、クインシー、アンカー、デイリーの各鉱山から産出される。これらの鉱山には、銀を含む方鉛鉱と閃亜鉛鉱を含む低品位鉱石の大きな鉱脈があり、方鉛鉱は選鉱によって得られ、亜鉛を含む尾鉱は、市場状況が許せば亜鉛鉱石としてさらに処理するために蓄積される。[5]

ジョプリン地区。―ミズーリ州南西部とカンザス州南東部のジョプリン地区として知られる地域で生産される鉛は、すべて同地区の亜鉛鉱石の選鉱過程における副産物として得られます。鉛の含有量は約77%で、米国で大量生産される鉛鉱石の中では最高品位です。この鉛は、一部は銑鉛の製造に、一部は直接鉛精錬に使用されます。9 白鉛の製造。この地区の鉛鉱石生産量は、1895年に31,294トン、1896年に26,927トン、1897年に29,578トン、1898年に26,457トン、1899年に24,100トン、1900年に28,500トン、1901年に35,000トン、1902年に31,615トンでした。この地区の鉛鉱石生産量は、亜鉛鉱石の生産量に応じて多かれ少なかれ変動し、1901年に達成された数値を大幅に上回る可能性は低いと考えられます。

10

ミズーリ州南東部の鉛の発生源に関する考察
　HAウィーラー著
（1904年3月31日）

ミズーリ州南東部で大量に採掘されている鉛の産地は、長らく議論の的となってきた。鉛の起源は単なる理論上の問題ではなく、鉱床が下層の砂岩層まで広がっている可能性に重要な影響を与える。

ミズーリ州に散在する鉛鉱石は、セントルイスの南60～130マイルに位置するセントフランソワ郡、マディソン郡、ワシントン郡のカンブリア紀の頁岩質マグネシウム石灰岩中に産出する。この石灰岩はボンヌ・テール、またはミズーリ地質調査所の「第三マグネシウム石灰岩」の下半分として知られており、この地域の堆積層の基底となっている「第三砂岩」と呼ばれる砂岩の上に堆積している。この砂岩の下には、アルゴンキン紀および始生代の結晶質斑岩と花崗岩が存在し、未変質のカンブリア紀および下部シルル紀の堆積物の中に、限られた範囲の小丘や島として露出している。

鉛は、厚さ5～100フィート、幅25～500フィート、長さ9000フィートを超える、ほぼ水平な鉱体として、石灰岩中に散在する方鉛鉱の不規則な粒として産出する。鉱脈構造はなく、周囲の岩石の破砕や角礫化もないが、これらの鉱体は明確な軸またはコースを持ち、驚くべき信頼性と持続性を持つ。確かに、石灰岩は、周囲の不毛地帯よりも、鉱石を含む場所では、通常、色が濃く、多孔質で、非常に暗い（有機質）頁岩の薄い層を持つ傾向がある。しかし、鉱体は徐々に消滅し、有価岩と無価岩の間に明確な境界線はなく、この地域の石灰岩のどの範囲においても、鉛が完全に存在しないことはほとんどない。鉱体の主要なコースは、11 緩やかな背斜褶曲、そしてわずかな断層に伴う多数の交差鉱脈は、主鉱脈とほぼ同等に重要であり、5000フィートにわたって追跡されてきた。これらの交差鉱脈は、少なくとも交差部付近では主鉱脈よりも鉱石量が多い場合もあるが、幅は狭く、水平方向のシート状鉱脈とは異なり、垂直方向の鉱脈の特徴をより強く示している。

鉱体の大部分は石灰岩の基底部またはその近傍に存在し、多くの場合、下層の砂岩と石灰岩の間の遷移岩に存在しますが、注目すべき重要な鉱体の中には、砂岩の上方 100 ～ 200 フィートの地点で発見されたものもあります。そのため、地表からの採掘深度は、上部鉱体では 150 ～ 250 フィート、主要鉱体または基底鉱体では 300 ～ 500 フィートと、浸食によって鉱石を含む石灰岩が除去された深さに応じて変化します。後者の厚さは 400 ～ 500 フィートです。

方鉛鉱に伴って、少量の黄鉄鉱（特に鉱床の縁辺部に見られる）と、ごく少量の黄銅鉱、閃亜鉛鉱、およびジーゲナイト（ニッケルとコバルトの複硫化物）が産出する。方解石も産出するが、特に最近の浸出作用によって石灰岩に空洞、洞窟、または水路が開いた場所では、二次的な濃集作用によってこれらの開口部が方解石と方鉛鉱の結晶で覆われることが多い。散在鉱石には重晶石は全く産出しないが、重晶石は第三マグネシウム石灰岩の上部層（ポトシ層）の主要な脈石鉱物であり、さらに上位の第二マグネシウム石灰岩の小規模な鉱床には必ず存在する。

鉱石の平均品位は低く、銑鉛の収率は3～4パーセント程度ですが、鉱石は非常に安定しており採掘も容易なため、現在この地域では年間約7万トンの銑鉛が生産され、非常に満足のいく利益を上げています。1873年の生産量は約2500トン、1883年は約8500トン、1893年は約2万トンであったことから、この地域はまだ歴史が浅く、主な成長はここ5年以内に起こったことがわかります。

ミズーリ州やミシシッピ川流域の他の地域には、鉛鉱床が数多く存在するが、規模ははるかに小さく、この地域と特徴が似ているものはない。これは特異な事実である。ドイツのメッヘルニッヒ鉛鉱床は散在しており、ミズーリ州のものよりも品位が低いが、砂岩層に産出する。12 そして（ミシシッピ川流域以外のすべての鉛鉱床と同様に）それらは銀を含んでおり、少なくとも銀の採掘が利益を生むのに十分な程度には銀を含んでいます。そして、私の物語は、散在鉱床の非銀含有性にかかっています。

これらの堆積物の起源を説明するために提唱された数多くの仮説のうち、検討に値すると思われるのは、（a）側方分泌説と（b）深層起源の溶液からの沈​​殿説の2つだけである。経済地質学の黎明期に発展した他の理論も興味深いが、それは主に、地質学的知識を求めて奮闘した初期の人々が、現代の研究と観察への道を切り開いた際の困難さによるものである。

側方分泌説は、現在では二次濃集仮説として現代化されているが、ミズーリ州南東部および中央部の鉛鉱床に適用すると、非常に妥当性が高い。ミズーリ州全域に分布する石灰岩（州の半分以上を占める地層）は、石炭紀からカンブリア紀まで幅広い年代にわたっているにもかかわらず、鉛と亜鉛が微量でも含まれていないことはほとんどないからである。

亜石炭紀層はほぼ完全に石灰岩で構成されており、その厚さは1200～1500フィートにも及ぶ。これらの石灰岩には、農民の期待を抱かせるのに十分な量の鉛（そしてまれに亜鉛）が含まれていることが多く、ハンニバルからセントルイス、つまりミシシッピ川沿いに125マイル、そして西は州中央部まで、多かれ少なかれ探鉱が行われてきたが、結果はほとんど期待外れだった。

セントルイスの採石場では、下部石炭層のすぐ下に、世界的に有名なミレライトの優れた標本が、この亜石炭紀石灰岩の空隙の糸状の内壁として産出する。これらの空隙は、固く変質していない岩石中に存在し、偶然に割れるまで空隙の存在を示す手がかりは一切ない。空隙はピンク色のドロマイト、方解石、ミレライトの結晶で覆われており、時折、重晶石、亜セレン石、方鉛鉱、閃亜鉛鉱も見られる。これらは厚さ約5フィートの明確な層準に存在し、このミレライト層の上下の石灰岩の空隙には方解石のみ、あるいはまれにドロマイトのみが含まれている。しかし、ミズーリ州南西部、ジョプリン付近のこの亜石炭紀の地層には、この地域を世界で最も重要な亜鉛生産地たらしめている無数の鉛と亜鉛の鉱脈と鉱床が存在する。断層と限定的な褶曲が見られる一方で、13 ミズーリ州東部および中部では、セントフランソワ郡やジョプリン地区と全く同じくらいの規模で、これまでのところ、ジョプリン地域を除いて、この地層では採掘可能な鉱床への鉱物濃集は発見されていない。

ミズーリ州中央部の大部分を構成する次の重要な石灰岩層はシルル紀のもので、鉛と亜鉛が広範囲に広く分布している。石灰岩の溶解によって残された表層粘土では、農民が遊離した鉛を求めてジリスを掘り出すことで低賃金を得ていることが多く、こうした無数ではあるが取るに足らないジリスの穴を合わせると、かなりの量になる。しかし、農作業は他に何もすることがない場合にのみ行われる。なぜなら、ごくまれな例外を除いて、生活できるだけの賃金は得られず、岩石を採掘した場合の経済的成果はさらに満足のいくものではないからである。それでも、この拡散した鉛と亜鉛が局所的に浸出・再沈殿して形成されたと思われる小さな鉱床がいくつか発見されている。こうした鉱床は、方鉛鉱や閃亜鉛鉱がよく結晶化した形で、必ず結晶化した「ティフ」または重晶石を伴う、開口部や洞窟に見られる。これらの鉱脈や二次的な濃集鉱床で、2000トンもの鉛や亜鉛を産出した例は知られておらず、500トンを産出した例もごくわずかです。ただし、これらの鉱脈の一つは最近、世界最大の鉛鉱山として、印刷インクを大量に使用して採掘されました。しかし、鉛や亜鉛の微量な鉱化や「輝き」が見つからずに掘削孔を掘ることはほぼ不可能な広大な地域が存在します。ミズーリ州中央部のこれらの鉛鉱床が側方分泌によるものであることはほぼ間違いないようで、より好ましい条件が整えば、さらに大きな鉱脈が発見される可能性もあります。

側方分泌理論をミズーリ州南東部の散在鉱床に適用すると、巨大な鉱体、重晶石の欠如、局所的な小規模な二次鉱床を除いて方鉛鉱の非結晶状態、そして鉱石の主流と横流の明確な流れが明らかになる。最も長く精力的に採掘されてきたボン・テール鉱床は、長さが約9000フィートに達し、鉛の生産量は約35万トン、金額にして3000万ドルに上り、枯渇には程遠い。最近発見された鉱床も同様に有望である。母岩はミズーリ州中央部ほど砕けておらず、露出も少ないため、鉱床としてははるかに不利である。14 鉱泉水の横方向の循環のためではあるが、鉱床は中央地域の鉱床をはるかに凌駕している。

さらに、ボン・テール層は厚い頁岩層が多数挟まれており、上層の水が鉱石層の基底部（鉱石の大部分が存在する場所）に到達するのを妨げるため、浸出可能な領域は非常に限られた垂直範囲、または鉱体の大部分が存在する約 100 フィートよりもわずかに厚い範囲に限定されるだろう。鉛の比較的急速な沈殿を示すこのような大きな鉱体は、深部起源以外には満足に説明できないと常に感じてきたが、散在鉱石が実質的に銀を含まない、または少なくとも 1 トンあたり 1 ～ 3 オンスしか含まないという事実は、大きな障害となっている。隣接する花崗岩に時折見られる小さな割れ目脈の鉛は、常に銀を含むと報告されている。こうして、フレデリックタウン近郊のアインシュタイン銀鉱山は、花崗岩中の幅1～6フィートの割れ目状の鉱脈を採掘した。この鉱脈は典型的な複雑な鉱脈充填構造を持ち、1トンあたり40～200オンスの銀を含む方鉛鉱を産出した。採掘された鉱石の量は、操業のために建設された高価な設備に見合うものではなかったが、方鉛鉱は銀に富んでいた。一方、10マイル離れたラ・モット鉱山の散在鉱石では、通常の1トンあたり1.5オンスしか銀が含まれていない。私が散在鉱帯で見つけた微細な方鉛鉱の標本は、西部の鉱夫であれば間違いなく銀を含むと評価するだろうが、分析の結果、この場合の構造は他の原因によるものであり、銀は約2オンスしか見つからなかったことがわかった。ワシントン郡のピーチオーチャード採掘場では、第三マグネシウム石灰岩の上位層またはポトシ層において、アーサー・サッチャーが1トンあたり8～10オンスの銀を含む硫化物および炭酸塩鉱石を発見したという、一見例外的な事例が報告されている。そして、シルバーシティとして知られる短命の集落が、これらの鉱石を採掘するために出現した。しかしながら、これらの鉱床は、下層の斑岩から間違いなく伸びている小さな垂直の裂け目や脈と関連していることがわかった。

最近、私はジャクソン・レベル鉱山を調査しました。この鉱山は過去50年間、銀鉱山として知られてきました。フレデリックタウンの南約7マイルに位置し、アルゴンキン期のフェルサイト層にある割れ目状の鉱脈で、散在する石灰岩層を突き抜けて低い丘のように突き出ています。最近、坑道が掘られました。15 石灰岩の縁から1000フィート未満の深さ約150フィートの地点にある。この鉱脈は幅が狭く、わずか1～12インチで、壁面は滑面状になっており、北東約20度の方向に走り、東に80～86度傾斜している。充填物の大部分は白色石英で、鉱脈には方鉛鉱と閃亜鉛鉱が多かれ少なかれ含まれている。WBポッター教授が行った精製方鉛鉱の分析では、銀含有量は1トンあたりわずか2.5オンスで、散在鉛鉱石でよく見られる量と変わらない。この割れ目鉱脈の鉛は間違いなく深部起源であると考えられ、実質的に銀を含まないため、ミズーリ州南東部の散在鉱床の鉛の深部起源説に対する最後の反論が解消されると思われる。

16

ミズーリ州南東部の鉱業　ウォルター
・レントン・インガルス著
（1904年2月18日）

セントジョセフ鉛会社は、ボンテールにある自社の鉱山の操業において、巻き上げに使用されているケージを鉱山へのアクセスに使用することを許可していません。作業員は仕事場への行き帰りには梯子を登らなければなりません。この規則は、地区内の他の鉱山には適用されません。セントジョセフ鉛会社は、ボンテールの地下での鉱石の運搬に電気運搬車を使用しています。地区内の他の鉱山では、一般的にラバが使用されています。地区内の鉱山の水流は非常に変動が大きく、水量が非常に少ない鉱山もあれば、水量が多い鉱山もあります。セントラル鉱山は地区全体で最も水量が多い鉱山の1つで、毎分約2000ガロンの水を生成します。ミズーリ州南東部の石炭は、鉱山に納入された1トンあたり2ドルから2.25ドルで、毎分2000ガロンの水を供給するコストは、深さ約350フィートから毎分何リットルもの水を汲み上げることは、採掘と製粉のコストにおいて非常に大きな項目であり、その総額は1トンあたり1.25ドルをわずかに超える程度になると予想されている。

この地域の鉱脈は異常に大きい。その正確な走向は特定されていない。走向の優勢方向は北東と考える者もいれば、北西と考える者もいる。鉱脈は両方向に伸びており、交差する地点で最大の鉱石堆積が見られる。しかし、もし実際に鉱脈網が存在するとすれば、それは非常に大規模なものである。垂直方向にも違いが見られる。坑道によっては鉱石層を1層しか貫通していないものもあれば、2層または3層貫通しているものもある。鉱体の厚さはわずか数フィートの場合もあれば、100フィート以上の場合もある。複数の鉱体が重なり合って存在することは、明らかに異なる石灰岩層の鉱化作用を示しているが、非常に厚い鉱体では、ゾーン全体が鉱化作用を受けているように見える。

鉱石の品位は非常に変動しやすい。鉱物含有量はわずか1～2％の場合もあれば、15％以上の場合もある。17しかし、この地域の大規模鉱山（1日あたり500～1200トンの鉱石を処理）における平均収率は、おそらく鉱物の約5％で、鉛の含有量は65％であり、これは精鉱の形で金属鉛として3.25％の収率に相当する。選鉱場での実際の回収率は約75％であり、これは原鉱石中の鉛の含有量が約4.33％であることを示している。

18

ミズーリ州南東部における鉛採掘
　RDOジョンソン著
（1905年9月16日）

ミズーリ州南東部の鉛鉱床は、マグネシウム石灰岩の特定の層に方鉛鉱が散在している。鉱床の規模は概して水平方向であるが、輪郭は極めて不規則である。大きな鉱体は通常、互いに平行に配置された一連の小さな鉱体から構成されている。これらの小さな鉱体は合体することもあるが、一般的には、厚さの異なる貧鉱石または不毛岩によって互いに隔てられている。鉱体の垂直方向および水平方向の寸法は、ダイヤモンド掘削によってかなりの精度で測定でき、得られた情報から地図を作成することができる。このような地図（地表の等高線がプロットされている）を用いることで、地表および地下の排水路や坑道も考慮に入れ、坑道の適切な位置を正確に決定することが可能となる。

この地域で最初に掘られた坑道はボンヌ・テールにあり、そこでは鉱床が比較的地表近くに存在していた。当初は、小さな単室坑道を複数掘るのが一般的だった。しかし、鉱床がさらに深く掘り進むにつれて、浅い坑道よりもはるかに設備が整った二室坑道を掘るようになった。

フラットリバー（鉱床がはるかに深いところにあり、中には500フィートを超えるものもある）では、坑道は7×14フィート、6½×18フィート、7×20フィートである。これらの大きな寸法は、2つのケージ通路と梯子通路だけでなく、広々としたパイプ室も確保している。この地域では大量の水を汲み上げる必要があるため、坑道内のパイプの管理は最重要事項である。ボン・テールでは、汲み出しで処理できるか、岩石と一緒に運び出せる程度の水量しか見つからなかった。そこでは、坑道の隅に小さな空気管を通すだけで十分だった。19 遭遇する水の量が非常に多く、鉱山の操業継続が水の継続的な除去に依存する場合、パイプの手入れが非常に重要になります。毎分 4000 ～ 5000 ガロンの水が湧き出る坑道には、カバーとシースで覆われた 12 インチの柱管 2 本と 4 インチの蒸気管 2 本が設置されています。さらに、パイプ室には、おそらく 8 インチの空気管のほか、伝声管、電線を通すパイプ、上層階から排水槽へ水を運ぶパイプも設置されます。これらを適切に手入れするには、専用の区画と十分なスペースが必要です。

立坑は、仮設のヘッドフレームと容量8～14立方フィートの鉄製バケットを使用して掘削されます。水の流入が少ない場所では、30日間で104フィートが掘削され、8時間交代制の3シフト、2台の掘削機、各掘削機に2人の作業員が配置されました。2¾インチの掘削機がほぼ exclusively 使用され、3¼インチの掘削機も掘削に使用されましたが、速度の向上は特に見られませんでした。

遭遇する水の量が沈下速度（ひいては1フィートあたりのコスト）に与える影響は非常に大きいため、数値はほとんど意味をなさない。状況は全く均一ではない。

いずれの地点（通常は200フィートに達する前）で水平方向の開口部に遭遇する。この開口部からは必ず水が湧き出ており、その量は地表の降水量にほぼ比例する。この地点にポンプ場を設置するのが一般的である。坑道は「リング」で囲まれ、水は側面の貯水槽に導かれ、そこから汲み出される。この貯水槽は、沈下ポンプからの排水も受け入れる。

堅固な石灰岩に掘られた坑道には、ガイド、パイプ、および梯子プラットフォームを支えるために必要な支保材以外に、木材による補強は必要ありません。これらの支保材は8×8インチと6×8インチのもので、7フィートまたは8フィート間隔で配置されます。

坑道は、下部ケージ着場として決定された地点から 10 フィート下の深さまで掘られます。底部の端から、狭い坑道が水平方向に 15 フィートまで掘られ、その地点で幅が 10 フィートに広げられ、さらに 20 フィート掘られます。その後、全体 (10 × 20 フィート) が、坑道の底から 28 フィートまたは 30 フィート上の地点まで持ち上げられます。このチャンバーの下部がサンプとなります。このチャンバー (片側、ケージ着場から 10 フィート上、またはサンプの底から 20 フィート上の地点) から、「ポンプ室」が切り出されます。このポンプ室は長さ 40 フィートで、幅は20 貯水槽は長さが20フィート（約6メートル）ある。ポンプ小屋の上部と立坑をつなぐために、狭い坑道が掘られている。この坑道を通って、様々な配管が立坑からポンプ小屋へと引き込まれている。

ポンプは、鉱山の底から10フィートの高さに設置されます。ポンプの故障や地下水脈への接触による鉱山の浸水は、ポンプが最後に水没するような高さに設置する必要性を教えてくれました。これにより、ポンプを稼働させたり、稼働状態を維持したりする時間を確保できます。ポンプは堅固な岩盤の上に設置され、空気ポンプと凝縮器は、貯水槽の上に設置された木材の上に、より低い位置に設置されます。

この構造では、坑道の底部が排水槽の前室として機能し、そこに鉱山からの洗浄水と坑道からの滴下水が集められる。排水槽本体の清掃はほとんど必要ない。

ポンプは一般的に、高性能な複合式および三重膨張式、ポットバルブ式、外部パッキン式プランジャー型である。電力配電設備を備えた工場では、近年、直結式の複合遠心ポンプを導入し、大きな成功を収めている。

コーンウォール式ポンプは、この地域ではあまり使われてこなかった。そのようなポンプが1台設置されたことはあるが、設置した会社でさえ、その例に倣うことはなかった。

鉱石の分布が不規則なため、石炭採掘や鉱脈採掘のような体系的な坑道掘削や採掘計画は不可能である。坑道の両側、かつ水平方向の長辺に対して直角の方向に、幅12～14フィートの坑道が60～70フィートの長さで掘削される。これらの幅広の坑道には、軌道と、ゴンドラをケージに出し入れするための「渡り線」が設けられている。

鉱床が最初に開発されると、通常は2層、場合によっては3層で採掘が行われます。しかし、最終的にはこれらの層が互いに食い合い、下層からのみ鉱石を引き上げるようになると、状況は一変します。

下層部の深さを決定することは、妥協の産物である。下層部には良質な鉱石が豊富に含まれていることが分かっているが、採掘となると、より大きな費用がかかる。しかし、この下層部は、鉱体本体の下部を貫通することを目的としている。一般的に、上層部の下にある鉱石は、最終的には下層部から、局所的な地下揚水やポンプによる採掘費用をかけずに採掘できると予測するのが妥当である。

鉱石はただ追うしかない。誰も事前に予測することはできない。21 結果がどうなるかは予測不可能だ。鉱床の不規則性のため、一般的な採掘計画はほとんど、あるいは全く役に立たない。一部の経営者は、鉱床の外周部を採掘し、内部を「鉱石埋蔵量」として残すことで、鉱床の範囲を特定しようと試みている。しかし、地下ダイヤモンド掘削によって岩石の質をかなり正確に判断できるにもかかわらず、そのような埋蔵量は全く存在しないことが判明している。多くの鉱床は狭すぎて、鉱石の供給を維持しながら鉱床の範囲を特定するシステムを採用することができない。

鉱床を構成する個々の鉱体は、不毛な岩盤によって完全に隔てられていることはほとんどなく、鉱石の「細脈」や「支脈」によって繋がっていることが多い。注意深い鉱山管理者は、こうした不毛な岩盤の存在、あるいは鉱床の端を示す不毛な岩盤の壁など、あらゆる事例を毎月の鉱山地図に記録しておく。こうした注意は、掘削作業で鉱石の採掘がうまくいかなくなった時や、鉱石の探索が必要になった時に、大きな成果をもたらす。

採掘方法は、鉱石層の上部まで上昇し、6フィート（約1.8メートル）の胸壁を前方に掘削する。鉱石層が十分に厚い場合は、その後に下方採掘を行う。胸壁の掘削孔は通常7～8フィート（約2.1～2.4メートル）、採掘孔は10～14フィート（約3～4.3メートル）の深さである。

天井と床の両方に、8フィートまたは10フィート間隔で8フィートまたは10フィートの穴が開けられています。これらの穴は、近隣の岩盤を調査するために設けられています。天井では、さらに重要な役割として、地層の間に溜まる可能性のある水を排出し、地層の崩落を防ぐという役割も果たしています。天井の状態や安全性は、ハンマーで叩いて確認します。音が空洞状、つまり「ドラムのような」音であれば、天井は危険です。緩んだ地層の間に水が溜まっている場合は、当然ながら天井の状態を判断することはできません。

各シフトで2名の作業員が、不安定で危険な岩塊をすべて取り除き、鉱山を安全な状態に保つ義務を負っています。これらの作業員は「鉱夫」と呼ばれています。時には、天井のかなりの部分が非常に危険な状態になり、修復するには危険すぎるか費用がかかりすぎるため、その下の空間は柵で囲われます。一般的に、鉱山は安全であり、その状態が維持されています。落石による重大な事故はごくわずかです。

屋根は完全に柱で支えられており、木材は一切使われていません。22柱は、鉱床または岩盤の残骸の一部です。柱の大きさや形状は様々です。通常、断面は円形で、直径は10～15フィート、間隔は天井の形状に応じて20～35フィートです。柱は一般的に上部が広がっており、天井をできるだけ支えるようになっています。柱の高さは、もちろん鉱床の厚さに対応しています。

掘削作業はすべて2¾インチの打撃式ドリルで行われます。ダイヤモンドが1カラットあたり6ドルの価値があった初期の頃は、地下掘削用のダイヤモンドドリルが使用されていました。現在では、ダイヤモンドドリルは、いわゆる「ドラミー」と呼ばれる天井を掘削するための長い水平孔を掘る際に時折使用されます。空気圧は60～80ポンドで変動します。100ポンド以上の圧力も使用されたことがありますが、ドリルの修理費用があまりにも高額になったため、高圧の利点が相殺されてしまいました。

各掘削機は「掘削作業員」または「前手」と「後手」と呼ばれる2人の作業員によって操作される。10時間のシフトあたりの平均掘削深度は約40フィートだが、ある鉱山では平均55フィートを維持していた。

鉱山によっては、「掘削工」と「後部作業員」が装填と発破を行うところもあれば、交代勤務の合間に発破を行う「発破工」が行うところもある。掘削工が発破を行う場合は、「火薬係」が「ニフター」、つまり火薬の棒を作り、そこにキャップと導火線を挿入して固定する。一般的な採掘には35パーセントの火薬が使用される。

バッテリー発破は、坑道掘削にのみ用いられる。鉱山作業においては、この方法ははるかにコストがかかることが分かっている。激しい衝撃によって天井の地層が緩み、危険な状態になるからである。

潤滑と照明には大量の油が使用される。「ゼロ」ブラックオイルや同グレードのオイルがドリルに使用される。照明には一般的に鉱夫油が使用されるが、一部の鉱山では低グレードのフェルサイトワックスが使用されることもある。

掘削作業員2人組には、それぞれ約1.5パイント（約680ml）のオイル缶が2つずつ支給される。1つは黒油用、もう1つは鉱夫用オイル用だ。これらのオイル缶は、坑道近くの地下にある「オイルハウス」で、作業員が交代勤務に入る際に支給される。この「オイルハウス」は「オイルボーイ」と呼ばれる係員が管理しており、オイル缶を清潔に保ち、オイルを充填し、作業開始時に作業員に配るのが仕事だ。作業終了時には、オイル缶はオイルハウスに戻される。

23

湿気の多い場所では、帽子のランプに灯油が使われる。

油庫には3つのタンクが設置されている。場合によっては、これらのタンクには地上の油庫から坑道を通って下ってくるパイプを通して油が供給される。これらのタンクには油ポンプと目盛付きゲージグラスが備え付けられている。

ショベル作業員または積込作業員は8人から12人のグループで作業し、照明用オイル1ガロン缶を支給される「ストローボス」と呼ばれる監督者によって管理される。貨車の容量は20立方フィート（1トン）である。通常、1人のショベル作業員は10時間のシフトでこれらの貨車20台に積込を行う。彼らは「ハーフスプリング」と呼ばれる、柄が長く先端が丸いショベルを使用する。

貨車は箱型で、クレードルに載せて積み下ろしされる。車輪はルーズタイプと「アナコンダ」タイプのマンガン鋼製が最も一般的である。線路の軌間は24～30インチで、本線には16ポンドレール、側線と仮設線には12ポンドレールが使用されている。貨車はラバによって牽引される。ある鉱山では圧縮空気式機関車を導入し、順調に運用している。

坑道には一般的に、蒸気式と電動式の両方のギア式巻き上げ機が設置されている。後期の巻き上げ機はすべて初期動作式である。

一般的に、貨車はゴンドラで上部まで吊り上げられ、そこから排出される。しかし、ある坑道には5トンのスキップが設置されており、底部の貯蔵庫から貨車が投入される。スキップは上部に到達すると自動的に排出される。この設計は従来の方法に比べて多くの利点があり、他の鉱山事業者にも好まれるだろう。

24

ミズーリ州南西部の鉛鉱石
　C・V・ペトレイアス、W・ジョージ・ウォーリング著
（1905年10月21日）

ミズーリ州南西部およびカンザス州ガリーナ近郊の隣接地域で産出される鉛鉱石は、亜鉛採掘の副産物として得られ、方鉛鉱はジギング工程で閃亜鉛鉱から分離される。かつては、方鉛鉱（セルサイトやアングレサイトを含む「乾いた骨」とともに）が粘土質の地表鉱床から採掘される主要鉱石であり、閃亜鉛鉱は副産物であった。より深い採掘現場では閃亜鉛鉱が圧倒的に優勢であることが判明しており、これは1904年の同地区の出荷量（亜鉛精鉱267,297トン、鉛精鉱34,533トン）からも明らかである。

鉛は、直径1ミリメートル未満から1フィートまでの立方体状の塊として産出する。劈開は完全であるため、ハンマーで叩くと、それぞれの鉱石片はより小さな完全な立方体に砕ける。この点において、この鉱石はロッキー山脈地域で産出される方鉛鉱とは異なる。ロッキー山脈地域では、ほとんどの場合、鉱物が最初に堆積した後に、ねじれやせん断による歪みによって完全な劈開が破壊されていると考えられる。ジョプリン地区の鉛鉱床では、片岩状構造やねじれ構造が見られる場合もあるが、それは稀であり、常に局所的なものである。

通常のジギング選鉱工程では、方鉛鉱と閃亜鉛鉱および白鉄鉱（「ムンディック」）の分離は非常に完全であり、鉛精鉱中の亜鉛と鉄の含有率はごくわずかである。これを裏付ける例として、この地域から無作為に抽出した直近の連続100回の鉛鉱石出荷分の分析結果を以下に示します。

7つの出荷品を分析したところ、鉛含有量は57～70％だった。
15件の出荷分を分析した結果、鉛含有量は70～75％だった。
46件の出荷分を分析した結果、鉛含有量は75～79％だった。
32件の出荷分を分析した結果、鉛含有量は80～84.4％であった。
100件の出荷の平均78.4%がリード
25

鉛含有量が70～84.4％の出荷サンプル14個について、亜鉛と鉄の含有量を検査した。平均は鉄が2.24％、亜鉛が1.78％で、亜鉛の最高含有量は4.5％であった。これらの鉱石からは、ビスマスやヒ素は検出されず、アンチモンもごく微量しか検出されなかった。銀の含有量は約0.0005％（1トンあたり7分の1オンス）で、銅（黄銅鉱として産出）の含有量とほとんど変わらない。

これらの鉱石から生産される銑鉛は非常に純度が高く、柔らかく、品質も均一であるため、「ミズーリ産軟鉛」という言葉は、鉛合金や、リサージ、赤鉛、白鉛、オレンジ鉱物などの製品の製造において、卓越した品質の代名詞となっています。コロラド産鉛に一般的に含まれるビスマスを含まないため、白鉛の製造に特に適しています。また、ガラス製造用のリサージや赤鉛にも適しています。これらの酸化物は、クリスタルガラスの製造に使用するため、微量の銀や銅さえも除去するために、二段階精製を行う必要があります。ミズーリ産軟鉛から作られるこの製品は、国内やヨーロッパで生産されるどの精製鉛よりもはるかに優れており、有名なタルノヴィッツ産鉛をも凌駕します。他の鉛では決して得られない、ガラスに独特の光沢と透明度を与えます。ミズーリ州南東部、ケンタッキー州、イリノイ州、アイオワ州、ウィスコンシン州産の鉛は、いずれも同様の結果をもたらすが、精製はより困難である。これは、鉛に銀と銅がやや多く含まれているだけでなく、アンチモンも多く含まれているためである。

ジョプリン地区で生産される鉛精鉱の評価は、通常モリブデン酸塩法またはフェロシアン化物法による湿式分析に基づいて行われます。支払われる価格は様々に決定されます。ある買い手は、平均鉱石に対して固定価格を支払い、控除は行いません。例えば、現在のレートでは、鉱石の鉛含有量が75%でも84%でも、1,000ポンドあたり32.25ドルです。銑鉛はセントルイスで4.75ドルです。[6]別の買い手は、80%以上の鉱石に対して32.25ドルを支払い、80%未満の鉱石に対しては1単位あたり50セントを控除します。また別の買い手は、分析で示された鉱石の鉛含有量の90%に対して、銑鉛のセントルイス価格から、例えば鉱石1トンあたり6ドルから8ドルの製錬費用を差し引いた金額を支払います。

ジョプリン地区における鉛鉱石購入の発展の歴史は、かなり興味深い。地区の初期の頃、鉱石は完全にスコッチ炉で精錬されていたが、26 最も純度の高い鉱石からは、70パーセントの金属鉛が得られる。当時、この地域では化学分析は知られていなかったため、豊富なスラグ中の鉛は考慮されなかった。一般的に、純粋な方鉛鉱には1000ポンドの鉱石に対して700ポンドの鉛が含まれていると考えられていたため、700ポンドの鉛の価値から、1000ポンドの鉱石あたり4.50ドルの運賃と製錬費用を差し引いた金額が鉱夫に返還された。買い手は、鉱石の外観、純度、および製錬時の挙動に基づいて、自分たちの判断で鉱石を等級付けした。たとえば、地表近くから採掘され、粘土に埋め込まれ、多かれ少なかれ硫酸塩で覆われた鉱石は、より深い採掘場から採掘された純度の高い方鉛鉱よりも金属をより容易に得ることができた。

これが現在の購入方法の起源である。鉛は前述のように亜鉛採掘の副産物とみなされているという事実がなければ、このようなシステムはほとんど容認されなかっただろう。

当初、ミズーリ州とカンザス州の地域で産出される鉛鉱石はすべて、同じ地域で空気炉（反射式発汗炉）または水炉（スコッチハース）を用いて製錬されていました。しかし、市場では徐々に競争が激化しました。鉛精錬業者は、酸化製品の製造において純粋な硫化鉛に特別な価値があることを発見しました。鉱石の一部はセントルイス、さらには遠く離れたコロラド州にまで運ばれ、そこで銀の採取に使用されました。アメリカン・スメルティング・アンド・リファイニング社が設立され、アイダホ州の膨大な鉛鉱床からの産出量が大幅に増加して以来、ミズーリ州産の鉛鉱石がコロラド州に送られることはなくなりました。

1901年までは、ミズーリ州南西部の鉱石はほぼ一社が支配していた。現在、鉛鉱石はミズーリ州ジョプリン、カータービル、グランビー、カンザス州ガリーナ、イリノイ州コリンズビルの製錬所向けに購入されているが、現在の価格は製錬所の経営を圧迫するほど高すぎるとの不満の声が聞かれる。しかし、実際の鉛含有量に関わらず、70％の収率を前提として鉛鉱石の代金を支払うという旧来の原則は、依然として広く用いられている。

この件に関心のある方は、これらの鉱石を製錬する際の回収率70%、鉱石1000ポンドあたり32.25ドル、運搬費1トンあたり50セント、セントルイスでの鉛価格100ポンドあたり4.77ドルを基準として、返還費用、すなわち粗利益を計算してみると非常に参考になるでしょう。なお、この地域では鉛鉱石の水分に対する控除は一切行われません。27 興味深いことに、アイザック A. ハウウィッチ博士は、（最近発行された米国国勢調査局の鉱山と採石場に関する特別報告書の中で）ミズーリ州の軟質鉛鉱石の平均鉛含有量を 68.2 パーセントと推定している。これは、ミズーリ州の主要な鉱業および製錬会社 5 社からの報告に基づいている。これらの会社は、自社および購入した鉱石 103,428 トンから 70,491 トンの鉛を生産したと報告している。1902 年の鉛鉱石の平均価格は、1,000 ポンドあたり次のように報告されている。イリノイ州、19.53 ドル。アイオワ州、24.48 ドル。カンザス州、23.51 ドル。ミズーリ州、22.17 ドル。ウィスコンシン州、23.29 ドル。ロッキー山脈および大西洋沿岸諸州、10.90 ドル。インガルス（「鉱業」第12巻）によると、1903年当時、ジョプリン地区の鉱石は2000ポンドあたり平均53ドルで取引されていたのに対し、南東部地区の平均価格は46.81ドルだった。

28
29

パートII
焙焼反応製錬
スコットランド式炉床と反射炉

30
31

スコッチ・ハースにおける鉛精錬
　ケネス・WM・ミドルトン著
（1905年7月6日）

改良されたスコッチ炉が鉛精錬において再び注目を集めていることを踏まえ、イングランド北部における現在の利用状況について簡単に説明することは興味深いだろう。

予備焙焼が必要な場合、水ジャケット付き高炉で最良の結果が得られることを認めつつも（これは特に労働コストが高い場合に当てはまる）、スコッチ炉で未処理の鉱石を製錬する方法も代替案として残されている。私が最近訪れたある工場では、すべての鉱石が未処理の状態で製錬されていた。別の工場では、すべての鉱石が予備焙焼を受けており、この2つのケースで得られた結果を比較することは有益である。以下のデータは、鉛を約80パーセント含む、比較的「溶融しやすい」方鉛鉱に関するものである。

炉床で原鉱石を精錬する場合、24時間で7.5ロングトンもの鉱石を処理でき、最初の火で炉から直接生産される鉛の量は8400～9000ポンドです。これは鉛全体の56～60パーセントに相当し、残りの24～20パーセントは煙とスラグになります。

2時間予備焙焼した鉱石を製錬すると、炉から直接12,000ポンドの鉛が生産され、これは鉱石の65パーセントに相当します。鉱石を焙焼すると、同程度の含有量の鉱石であれば炉からの生産量はほぼ同じになります。しかし、未加工の鉱石を製錬する場合、方鉛鉱が細かく粉砕されていると、生産量はここに示した値よりも大幅に低下する可能性があります。一方、最も好ましい条件下では、24時間で12,000ポンド、あるいはそれ以上の生産量に達することもあります。

私は、鉛を84パーセント含む方鉛鉱（ただし非常に細かく砕かれている）を未精製の状態で精錬する様子を見る機会がありました。鉱石は湿った状態に保たれ、送風もかなり弱めでしたが、それでも鉱石の一部が煙道に吹き込まれ、24時間で炉から生産された鉛はわずか5100ポンドでした。

32

鉛含有量がわずか65％の方鉛鉱は、炉で未精製のまま製錬しても満足のいく結果が得られません。24時間で製錬できる鉱石はわずか6トンで、直接生産できる鉛は4500～5400ポンドに過ぎません。これは、最初の火で使用した鉱石の約43％に相当し、残りの22％はスラグになるか、煙として煙道に排出されます。さらに、鉛含有量65％の鉱石は24時間で1500ポンドの石炭を必要としますが、鉛含有量80％の方鉛鉱はわずか1000ポンドで済みます。

ここで、未精錬と予備焙焼後の精錬のコストについて少し触れると、（検討してきた2つの作業の場合）約80パーセントの鉛を含む方鉛鉱に関しては、結果はすべて未精錬の方が有利であることがわかります。

鉛1トンあたりの製錬コストは以下のとおりです。

鉱石精錬（未加工）

製錬工の賃金 2.04ドル
製錬所用石炭（425ポンド） 0.38
合計 2.42ドル
この場合、一部の鉱石にはごく少量の石灰も使用されますが、そのコストは生産される鉛1トンあたり4セントを超えることは決してありません。

予備的なローストを受ける

焙煎工の賃金 0.61ドル
焙煎用石炭（425ポンド） 0.65
製錬工の賃金 1.08
製錬用石炭（75ポンド） 0.11
泥炭と石灰 0.08
合計 2.53ドル
また、鉱石を焙焼しない製錬所の製錬工は、より高い賃金を受け取っている点にも留意すべきである。彼らは8時間勤務で約1.5トンの鉛を生産し、炉1基につき2人なので、2人で合計3.06ドル、つまり1人あたり1.53ドルの賃金を得る。一方、焙焼した鉱石を製錬する2人の工は、8時間勤務で約2トンの鉛を生産するため、1人あたり1.08ドルの賃金を受け取ることになる。

次に炉での煙製錬に移ると、未処理の鉱石と焙焼後の鉱石を製錬した場合の結果を比較することができます。また、炉で焙焼鉱石を製錬する場合、鉛のわずか6.5パーセントしか煙に含まれないのに対し、33 そのため、原鉱石を製錬する際には、かなり大きな割合のエネルギーが失われます。原鉱石を製錬する場合、発生する煙は水分が約40パーセント含まれている状態が最も処理に適​​しています。炉の監視は（鉱石製錬時のように2人ではなく）1人で行い、24時間で3000ポンドの鉛が生産され、使用する石炭の量は2100ポンドです。石灰は必要ありません。

焙焼した煙を製錬する場合、2人の作業員が炉の番をし、24時間で6000ポンドの生産量が得られ、使用する石炭の量は1800ポンドである。後者の場合、蛍石が（実質的に無料で）入手可能であり、少量の蛍石と少量の石灰を煙の製錬に用いると効果的である。

鉛1トンあたりの製錬コストは以下のとおりです。

フューム製錬された原料

製錬工の賃金 2.88ドル
製錬所用石炭（1400ポンド） 2.13
合計 5.01ドル
予備焙煎を受ける煙

焙煎工の賃金 2.08ドル
焙煎用石炭（1450ポンド） 2.18
製錬工の賃金 2.04
製錬所用石炭（600ポンド） 0.92
泥炭と石灰 0.08
合計 7.30ドル
この場合も、鉱石の場合と同様に、原料の煙を製錬する者の賃金は高く、8時間勤務で1.44ドルであるのに対し、焙焼した鉱石を製錬する者の賃金は8時間勤務でわずか1.02ドルである。

煙を焙煎するには4時間かかるのに対し、鉱石の場合は2時間で済む。

スコッチ炉製錬に関するこれらの事実から、例えば鉛含有量が70%を超える方鉛鉱（特に鉛含有量が80%までの鉱石で、しかも「自由」製錬に有害な不純物がほとんど含まれていない場合）であれば、未精製の鉱石を製錬することで非常に満足のいく結果が得られるように思われる。しかしながら、鉱石を焙焼する工場では、未精製の鉱石を製錬する試みが何度か行われたものの、この方法を採用するに足る十分な成功は得られなかったと言わざるを得ない。ただし、製錬された鉱石は平均して鉛含有量が75%であり、この目的に十分適しているように見える。

34

おそらく、これは原鉱石を製錬する際の炉の運転方法が、焙焼鉱石を扱う際の運転方法とはかなり異なるためであろう。さらに、問題となっている工場では炉は最新式ではなく、火を起こすたびに送風口の前に泥炭を落とすという古い慣習が今も残っているため、この作業中は送風を止める必要があり、その間は火力が弱くなりがちである。

炉床で発生した灰色のスラグは小型の高炉で製錬され、少量の低煙と、場合によっては少量の蛍石が添加されて製錬が促進されます。スラグ製錬に関するいくつかの数値は興味深いかもしれません。スラグ製錬業者は24時間で9000ポンドの鉛を生産します。生産される鉛1トンあたりのスラグ製錬コストは次のとおりです。

製錬工の賃金 1.60ドル
コカ・コーラ（1500ポンド） 3.42
泥炭 0.06
合計 5.08ドル
ウィアデール（ダラム郡）産のスコッチ炉で製錬された鉛と、高炉で製錬されたスラグ鉛の最近の分析結果を以下に示す。

炉から発生する鉛の煙 炉からの銀鉛 高炉スラグ鉛
鉛 99.957 99.957 99.013
銀 0.0035 0.0200 0.0142
（ 1ロングトンあたり1オンス2ペニーウェイト21グラム
） （1ロングトンあたり6オンス、10ペニーウェイト、16グラム
） （1ロングトンあたり4オンス、12ペニーウェイト、18グラム
）
錫 なし なし なし
アンチモン なし なし 0.874
銅 なし なし 0.024
鉄 0.019 0.019 0.023
亜鉛 なし なし なし
99.9795 99.9960 99.9482
スコットランドの一般的な暖炉の形状は​​、おそらくよく知られているため、詳細な説明は不要でしょう。最も適している寸法は以下のとおりです。奥行き21インチ、幅27インチ、奥行き8～12インチ。以前は奥行きが24インチでしたが、これは風圧と作業員にとって大きすぎることが分かりました。

溶融鉛を保持する鋳鉄製の炉は35 レンガ造りの炉は、深さが8インチで、鉛を約¾トン収容できる大きさであれば十分です。炉の前にある作業台または傾斜板は炉と一体で鋳造され、下端の両側に隆起したホルダーがあり、溢れた鉛を溶解炉に流し込むための樋があります。溶解炉は、底に仕切りと開口部があり、きれいな鉛が流れ込むようになっているのが最適です。こうすることで、表面の滓をすくい取る必要なく、鉛を型に流し込むことができます。溶解炉の下に小さな暖炉があると便利です。

炉床の両側には、厚さ9インチ、高さ15インチ、長さ27～28インチの重い鋳鉄ブロックが炉床の上に置かれている。金属を節約するため、現在ではこれらは中空に鋳造され、空気が通過するようになっている。炉床の背面には、「パイプストーン」と呼ばれる別の鋳鉄ブロックが立っており、そこから炉内に送風が行われる。古いタイプのパイプストーンでは、送風は単純な円形または楕円形のパイプを通って行われ、一般的なサイズは幅3～4インチ、高さ2½インチで、パイプストーンは水冷されない。この構造では、送風口が正確に中央になるようにパイプストーンを細心の注意を払って設置しない限り、炉床は満足に稼働しない。また、水冷がないため、溶融時に発生する煙によって金属が急速に燃焼してしまう。さらに、送風はパイプの端に付着したスラグによって停止する傾向がある。既に述べたように、火を起こすたびに、送風口の前に泥炭を落とし、送風のための通路を確保します。しかし、この古い慣習にはいくつかの深刻な欠点があります。第一に、送風を連続して行うことができないこと、第二に、製錬工が炉の横から入れるように炉の上部を開けておく必要があることです。この場合、製錬工は炉の上に設置された大きなフードの下で作業し、横から鉱石を投入します。フードの下にいない状態で正面から火をかき戻している時でさえ、多少の煙が吹き出すのを防ぐことは不可能です。また、炉の上部が煙突で閉じられ、製錬工が正面から作業する場合よりも、鉛中毒になる危険性がはるかに高くなります。最適な配置は、炉床を正面の開口部を除いて煙突で完全に囲み、炉床の作業台の上に小さな補助煙道を設けて、炉床前のシャッターから吹き出す可能性のある煙を捕捉し、直接外気へ繋げることです。

36

改良型のパイプストーンでは、送風管に接続されたパイプが背面の半円形の開口部に差し込まれ、開口部の平らな面の隆起部にしっかりと押し付けられます。パイプストーンを通過するにつれてアーチは徐々に平らになり、送風は溶融鉛の液面から約2インチ上の位置にある、長さ12インチ、幅1インチの長方形のスリットを通って炉内に放出されます。スリットのすぐ上には1½インチ突き出た棚があります。背面と前面は同様の構造になっているため、片面が損傷した場合はパイプストーンを裏返して使用できます。

水は直径2.5インチの鉄管を通ってパイプストーンまで運ばれ、パイプストーンを通過した後、反対側の端から水箱へと導かれる。この水箱は炉の横に設置されており、真っ赤に熱せられたスラグの塊がそこに投げ込まれ、製錬作業員を有害な煙から守る。

パイプストーンの上には、同じく鋳鉄製の背石が乗っており、側面のブロックよりもやや高く伸びている。鉛の表面より上の部分にこれだけの金属が必要なのは、鉛に付着した部分的に溶融した塊を長い棒で叩き落とさなければならないためであり、もし鋳鉄の代わりに耐火レンガを使用したら、すぐに壊れて使えなくなってしまうからである。

覆い付きの炉床で、鉱石を正面から投入する場合、原鉱石の製錬には次の方法が採用されます。投入物は炉床内の溶融鉛の上に浮かび、炉を操作する2人の製錬工は短い間隔で、鉛の下に長い棒を差し込んで投入物を持ち上げます。側面やパイプストーンに付着したスラグの破片は砕かれます。火を弱めた後、部分的に還元された鉱石の塊は、燃え殻やスラグと混ざり、炉の奥にシャベルでくべられます。スラグはワークストーンの上に引き出され（スラグに付着した鉱石の破片は砕かれて炉床に戻されます）、ワークストーンの横に置かれた水箱で急冷されます。細かく砕かれ、一般的に湿った状態に保たれた石炭を1、2シャベル分、必要な量の鉱石とともに火に投げ込まれます。鉱石も細かく砕かれている場合は湿った状態に保たれます。 2人の製錬工の任務の一つは、溶鉱炉から鉛を型に注ぎ出すことである。鉱石の製錬には、かなり強力で安定した送風が必要であり、火の前面を明るく保つために、送風は鉱石全体に行き渡るように吹き付けられる。スラグが油っぽくなりすぎたら、火の前面に少量の石灰が投げ込まれる。

原料の精錬では、一人の男が炉の世話をする。37 鉱石の製錬ほど頻繁に補充する必要はなく、一人で行う作業は鉱石の製錬よりも容易である。還元されていないクリンカーとスラグは鉱石の製錬と全く同じように処理され、この場合も石炭は炉の奥に投げ込まれるが、送風は炉の前面まで吹き抜けない。それどころか、炉の前面は濃い泥のような粘稠度を持つ煙で固められる。送風は鉱石の製錬に必要なほど強くはない。その目的は、煙を炉の最も高温の部分、あるいは送風が最も強く感じられる部分に投入する前に、部分的に加熱することにある。パイプストーンを水冷する必要があるのは、煙を製錬する場合のみである。

炉の点火には2～3時間かかる。炉床には鉛が溜まっており、炉床が正常に稼働するにはこれを溶かす必要がある。火を抜くのに約45分かかる。クリンカーは取り除かれ、次の点火のために保管される。炉床の側面と背面は清掃される。

38

イリノイ州アルトン近郊の連邦製錬所[7]
O. プファール著
（1906年6月2日）

イリノイ州アルトン近郊にあるフェデラル・リード社の工場は1902年に建設された。シカゴ・ピオリア・アンド・セントルイス鉄道と接続しており、原材料の供給も生産された鉛の出荷もすべて同鉄道で行っている。

製錬される鉱石は、ミズーリ州南東部産の方鉛鉱で、苦灰質脈石と少量の黄鉄鉱（少量の銅、ニッケル、コバルトを含む）を伴い、主に鉛を60～70パーセント含む微細な精鉱から構成される。これに加えて、少量の塊鉱も製錬される。

この工場の際立った特徴は、資材の取り扱い設備が非常に優れている点である。鉱石、コークス、石炭を貯蔵する貯蔵庫はコンクリートと鋼鉄でできており、その上に敷設された線路を走る貨車から積み込まれる。工場内で資材を輸送するには、電気機関車が牽引する狭軌鉄道が使用されている。

鉱石はスコッチハース法で製錬される。鉄と石で完全に構築された建物内に、20基の炉が一列に並んでいる。各炉のサンプ（4×2×1フィート）には約1トンの鉛が入っている。炉は、列全体に沿って流れる主送風管からの低圧送風で稼働する。送風は、背面の風箱から8本の1インチ鉄管を通って、鉛の浴槽から2インチ上の位置で炉内に入る。両側面と背面壁は、内幅1インチの鋳鉄製水ジャケットで冷却される。

各炉では2人の作業員が8時間交代で働き、生産される鉛100ポンドごとにそれぞれ4.75セントと4.25セントを受け取ります。鉱石は計量され、炉の前に積み上げられます。近くの線路では、2つの区画がある平鉄製の貨車でコークスが運ばれます。炉作業員は主に39 黒人。各炉の脇には少量の石炭が備蓄されており、これは主に鉛釜の下で小さな火を維持するために使われる。製錬作業中は、少量の石炭が時折追加されるだけである。

各炉の上には鉄製のフードが設置されており、そこから煙やガスが排出されます。煙やガスはまず工場全体に伸びる集塵管を通って、内径10×10フィート、長さ1500フィートの集塵煙道へと送られます。この煙道のほぼ中央には毎分10万立方フィートの風量を持つファンが設置されており、煙やガスをバグハウスへと送り込みます。バグハウスでは、長さ25フィート、直径18インチの粗く織られた綿布の袋1500個を通してろ過され、その後、高さ150フィートの煙突を通って排出されます。

集塵煙道で回収された粉塵は、袋に捕らえられた煙とともに燃焼され、その中に含まれる石炭が可燃物となる。粉塵はくすぶりながら、やや粉々に砕け散る。生成物（主に硫酸鉛）は、炉床炉から出る灰色のスラグとともに、竪型炉で製錬される。鉛の総抽出率は約98パーセントであり、すなわち、スコッチハース製錬と高炉製錬を組み合わせたプロセスにより、原鉱石に含まれる鉛の98パーセントが回収される。

スコッチ炉からの鉛の直接収率は約70パーセントです。また、鉛を多く含む灰色のスラグも生成され、これは鉱石の重量の約25パーセントに相当します。鉛はほぼ同量ずつスラグと煙道ダストに移行します。鉛含有量の高い鉱石（鉛80パーセント以上）でフル稼働すると、20基の炉は24時間で約200トンの鉛を生産できます。炉床炉でのコークスの消費量は鉱石のわずか8パーセントです。これらの炉からの鉛は、容量35トンの鋳鉄製ケトルで蒸気により30分から1時間かけて精製され、単独で、またはシャフト炉からの鉛と混合して棒状に鋳造されます。「フェデラルブランド」は、鉛がほぼ99.9パーセント、銅が0.05～0.1パーセント、ニッケルとコバルトが微量含まれています。

炉床炉からの中間生成物の処理は、次のように行われます。前回の操業で発生したスラグ、燃焼煙道ダスト、焙焼マット、および多量の鉄スラグ（アルトン製鉄所からのもの）を、ワークリードとマット用の12羽口高炉で製錬します。この炉は、40 炉の奥には鉛の貯槽がある。マットとスラグは前面から一緒に排出され、分離のために複数のスラグポットを通過する。スラグを注ぎ出した後、ポットの壁に付着したまま残った貝殻は炉に戻される。廃棄スラグ（鉛を約0.5パーセント含有）はすべて、製錬所の敷地内にある谷に投棄される。

シャフト炉から得られた鉛は、傾斜した2枚の穴あき鉄板で構成された炉床を持つ小型反射炉で溶解される。残渣はシャフト炉に戻され、溶解した鉛は直接精錬釜に流れ込み、4時間かけて満たされる。ここで約1時間蒸気処理され、酸化物をすくい取った後、シュタイツサイフォンを通して棒状に鋳造される。マットは粉砕され、反射炉（長さ60フィート）で焙焼される。

発電所は、3基のスターリングボイラーと2基の250馬力複式エンジン（うち1基は予備）から構成され、さらにエンジンに直結された蒸気駆動式ダイナモが1基あり、発電所全体、電気機関車などに電力を供給している。

コークスはペンシルベニア州から調達され、1トンあたり約4ドルかかる一方、石炭は近隣の炭鉱から調達され、1トンあたり1ドルかかる。

設備の整った研究所では、鉱石や鉱滓中の鉛の含有量をアレクサンダー法（モリブデン酸塩法）で毎日測定している一方、鉛中の銀含有量（1トンあたり1オンス強）は、平均的なサンプルを用いて月に一度だけ推定している。工場がフル稼働している時は、150人の雇用を生み出している。鉛中毒の症例はまれにしか発生せず、発生したとしても軽症にとどまるという。

41

タルノヴィッツにおける鉛精錬
（1905年9月23日）

本号の別の記事に掲載されている、プロイセンのタルノヴィッツにおけるハンティントン＝ヘーバーライン法の導入に関する記述は、特に興味深い。なぜなら、この新しい製法によって、鉛製錬の古典的な製法の一つが完全に取って代わられた経緯が明らかにされているからである。鉛製錬における焙焼反応法、特に反射炉で行われる製法は、ヨーロッパにおいてさえ長らく衰退の一途を辿っていた。タルノヴィッツは、この製法が最も盛んに行われていた場所の一つであった。

ヨーロッパ以外では、この製法は広く普及することはなかった。1970年代には、ジョプリン地区やミズーリ州の他の地域で、フリントシャー炉を用いて試みられた。その後、ミズーリ州フラットリバー地区のデズロージュにある工場で、改良されたフリントシャー炉とターノウィッツ炉を用いてこの製法が採用された。同工場は現在も操業しているが、規模は縮小されている。

タルノヴィッツで行われていた焙焼反応製錬法は、比較的大きな装入量、ゆっくりとした焙焼、そして低温を特徴としており、これらの点でケルンテン式製錬法やウェールズ式製錬法とは異なっていた。反射炉自体で鉛を最大限に抽出することは目的ではなく、そこから生じる鉛含有量の高い残渣は、その後高炉で製錬された。反射炉製錬に適さないほど鉛含有量の低い鉱石は、通常の炉で焼結され、他の製錬法からの残渣とともに高炉で製錬された。これらの製錬法のいずれにおいても、鉛の損失は比較的大きかった。ハンティントン・ヘーバーライン法の最も明白な利点の1つは、鉛の損失を低減できることである。タルノヴィッツにおけるその点に関する結果は、ビアーンバウム氏によって明確に述べられており、彼の論文は間違いなく多くの注目を集めるだろう。[8]

42

ミズーリ州デズロージュにおける反射炉を用いた鉛精錬
　ウォルター・レントン・インガルス著
（1905年12月16日）

反射炉を用いた鉛製錬の焙焼反応法は、米国では広く普及することはなかったが、初期の頃はミズーリ州で原始的な空気炉と併用して導入されていた。より高度なフリントシャー炉はジョプリン地区のグランビーで試されたが、そこではスコッチ炉に取って代わられた。フリントシャー炉の最も大規模な設置は、ミズーリ州南東部のフラットリバー地区のデズロージュで行われた。この工場は1903年までフル稼働していたが、鉱石を他の場所に輸送して製錬する方が経済的であることが判明したため、工場の大部分が閉鎖された。しかし、余剰鉱石を処理するために2基の炉が引き続き使用されている。歴史的に興味深いことに、冶金学文献ではこれまで記述されていないデズロージュでの技術的成果を記録しておく価値がある。

鉱山に併設された選鉱場の近くに位置し、精鉱の製錬用に設計されたデズロージュ工場は、5基の炉から構成されていた。炉の構造は様々であった。最も古い炉はフリントシャー型で、炉床の幅は10フィート、長さは14フィートであった。他の炉はフリントシャー型とタルノヴィッツ型を組み合わせたものであった。当初は、上シレジアのタルノヴィッツにある新しい炉と同様に、かなり大きな長方形の炉床と、炉床の喉部近くの片側に鉛製のサンプを配置して建設されたが、この構造では良好な結果が得られなかったため、炉床は再配置され、サンプは片側ではなく、フリントシャー型のように炉床の中央に配置された。ただし、タルノヴィッツ型の炉床の長方形の形状は維持された。このように改造された炉は、炉床の幅が11フィート、長さが16フィートであったが、1基だけ炉床の幅が13フィートのものがあった。

同じ量の鉱石がそれぞれの毛皮に通された。43炉の面積を増やしても、採用した加熱方法では大きな炉のすべての部分で必要な温度に達することができないため、実際には何の役にも立たなかった。特に、炉幅が 13 フィートの炉に反対した。これは、適切な状態を維持するのが難しく、効率的に扱うのも難しいことがわかった。11 フィートの幅でさえ大きすぎると考えられ、10 フィートの幅が好まれた。この点に関して、タルノヴィッツの古い炉は長さ 11 フィート 9 インチ、幅 10 フィート 10 インチであったのに対し、新しい炉は長さ 16 フィート、幅 8 フィート 10 インチであったことに留意すべきである (Hofman、「鉛の冶金」、第 5 版、p. 112)。これらの寸法はすべてデズロージュで超えられた。

デズロージュのフリントシャー炉には片側に3つの作業扉がありましたが、他の炉には4つありましたが、炉のその部分の温度が不十分なため、炉口に最も近い扉は閉じられたままで、片側に3つしか使用されませんでした。炉床が11 × 14 フィートの炉の火格子面積は 6.5 × 3 フィート = 19.5 平方フィートでした。11 × 16 フィートの炉の火格子面積は 8 × 3 フィート = 24 平方フィートでした。したがって、火格子面積と炉床面積の比率はそれぞれ約 1:8 と 1:7.3 でした。（タルノウィッツの比率 1:10、スティパーストーンズの比率 1:6⅔ と比較してください。）灰受けは、イギリスの慣習に従って後ろから開いていました。火格子の棒は鋳鉄製で、長さは 36 インチでした。格子棒は上部で厚さ1インチ、間隔は⅝インチでした。開口部は中央のリブを含めて長さ32インチでした。格子棒の深さは中央部で4インチ、両端で2インチでした。格子棒の表面から火室扉までの距離は、炉によって異なりました。炉床が11×16フィート、格子が8×3フィートの炉の中には、格子棒が火室扉より6インチ低いものもありましたが、他の炉では格子棒は火室扉とほぼ同じ高さでした。

炉は火格子上に比較的薄い石炭層で運転され、燃焼は非常に不完全で、灰中の未燃焼炭素の割合が一般的に高かった。これは、採用された燃焼方法と石炭（イリノイ州南部産）の質の悪さから避けられないことであった。しかし、石炭の過剰な消費は、主に「燃焼開始」（反応期間の開始）の際に石炭層全体をかき出し、薪と大きな石炭の塊で新しい火を起こすという慣習に起因していた。

各炉の喉部には、16 × 18 インチの煙道が 2 つありました。44 各煙道にはそれぞれ独立したダンパーが設けられていた。各炉には高さ約55フィートの鉄製の煙突があり、そのうち13フィートはレンガ造りの台座（64×64インチ）で、残りの42フィートは支線で支えられた鋼板であった。煙突の直径は42インチであった。炉の外側端から煙突までの距離は約6フィートであったため、煙道内に煙道粉塵が溜まる機会はほとんどなかった。しかし、月に一度程度、煙突の底部が開けられ、炉ごとに約2台の荷車（約600ポンド）の煙道粉塵が回収された。この粉塵の鉛含有率は約50パーセントであった。

炉小屋は幅45フィートの木造建築で、側面は板張り、屋根は波形鉄板葺きの切妻屋根で、鉄骨トラスで支えられていた。炉はこの小屋の中に並んで設置され、炉の長手方向の軸は建物の長手方向の軸と直角になっていた。炉の火室側の外側から建物の側面までの距離は10フィートだった。石炭は建物の横にある鉄道線路から荷下ろしされ、手押し車で炉まで運ばれた。炉の間隔は18フィートのものもあれば、22フィートのものもあった。作業員たちは間隔が広い方が作業が楽になるため好んだ。これはこの製錬方法において重要な要素だった。

炉の床から作業扉までの高さは約 36 インチでした。作業扉は鋳鉄製の枠でできており、内側の開口部は 7 × 11 インチ、外側の開口部は 15 × 28 インチでした。炉の中央の作業扉の反対側には、床面より少し下に設置された鋳鉄製の半球形のポットが置かれていました。このポットは深さ 16 インチ、直径 24 インチで、金属の厚さは ¼ インチでした。ポットの上部から作業扉の線までの距離は 31 インチ、ポットの上部から出湯口の下部までの距離は 7 インチでした。出湯口は幅 4 インチ、高さ 9 インチで、厚さ 1 ½ インチの鋳鉄板を貫通して開いていました。出湯口の下、ポットの上縁と同じ線上に、直径 3 ½ インチの出湯口がありました。作業扉の枠には前面に突起があり、そこにバックスタブ（炉床板）をはめ込むことで枠を固定していた。炉の側面の他の部分、火室も含めて、すべて厚さ⅝インチの鋳鉄板で覆われていたが、明らかに軽すぎたため、ひどくひび割れていた。

1893年に建設された炉の費用は約1400ドルで、煙突は含まれていませんでしたが、45 材料費は現在の費用で約2000ドルになるだろう。炉の構造は簡素だったが、修理は決して大きな問題ではなかった。月に一度、炉の喉部を清掃するために約24時間炉が停止し、2ヶ月に一度、燃焼室の内張り替えなどの修理が必要だった。炉の内部を修理する必要がある場合は、作業員が入れるほど十分に冷えるまで2日間が失われた。炉を再点火するには、適切な温度まで上げるのに8～12時間かかった。1年365日のうち、炉は喉部の清掃や燃焼室、アーチなどの修理のために20～25日を失っていた。

炉を2交代制で稼働させた場合の操業スケジュールは以下のとおりであった。

ドロップチャージ 午前4時
作業を開始する 午前7時
撃ち始めろ 午前11時
最初のタップを開始 午後1時
スラグをかき出す 午後2時30分
2回目のタップを開始 午後3時
ドロップチャージ 午後4時
作業を開始する 午後5時30分
撃ち始めろ 午後11時
最初のタップを開始 午前1時
スラグをかき出す 午前2時30分
2回目のタップを開始 午後3時
炉の3交代制勤務の場合、スケジュールは以下のとおりです。

ドロップチャージ 午前7時
撃ち始めろ 午前0時
タップを開始 午後1時
スラグをかき出す 午後2時
タップを開始 午後2時30分
ドロップチャージ 午後3時
撃ち始めろ 午後8時
タップを開始 午後9時
スラグをかき出す 午後10時
タップを開始 午後10時30分
ドロップチャージ 午後11時
撃ち始めろ 午前4時
タップを開始 午前5時
スラグをかき出す 午前6時
タップを開始 午前6時30分
炉床は、約8インチの灰色のスラグを叩いて作られた。46 レンガ製の土台の上にしっかりと据え付けられ、その土台は粘土を詰め込んで固められた。炉床は、各装入物の取り出し後に必要に応じて補修された。

製錬システムは、シレジアのものよりもウェールズで行われていたものに類似しており、原料は迅速に処理され、鉛を直接高濃度で抽出し、鉛含有量が比較的低い灰色のスラグを得ることを目的としていた。平均的な炉の原料量は 3500 ポンドであった。反応期間の開始時に、約 85 ～ 100 ポンドの砕いた蛍石が炉に投入され、原料とよく混合された。その後、炉の扉はしっかりと閉じられ、温度が上昇した。火格子は事前に清掃されていた。最初の出銑で約 1200 ポンドの鉛が得られた。少量のチップと樹皮が釜の中の鉛に投入され、数分間棒でかき混ぜられ、すくい取られ、型に流し込まれた。銑鉄の重さは 80 ポンドであった。すくい取られたものと滓は炉に戻された。銑鉄は「普通の軟質ミズーリ」として販売された。操業終了後、灰色のスラグは炉から熊手でかき出され、手押し車に乗せられ、建物の外の山積みの場所に運ばれた。スラグは時折他の製錬所に出荷され、鉛含有量が40％を超える場合は95％、それ以下の場合は90％が支払われた。

24時間で2交代制で操業していた頃は、各炉には1人の製錬工（1.75ドル）と1人の助手（1.55ドル）が配置されていた。彼らは石炭、鉱石、融剤を自分たちで調達し、灰色のスラグと灰を運び出さなければならなかった。冬期は3交代制で操業していたが、彼らの賃金はそれぞれ1.65ドルと1.50ドルに過ぎなかった。日勤には監督者がいたが、夜勤にはいなかった。石炭の総消費量は通常、鉱石1トンあたり約0.8～0.9であった。使用されたのは採掘されたままの石炭で、運搬費は1トンあたり約2ドルだった。石炭は品質が劣っており、前述のように無駄に燃焼されていたため、消費量はタルノヴィッツの平均（鉱石1トンあたり約0.5）と比べて高かった。

デズロージュにおける慣行の主な特徴を、タルノヴィッツ、シレジア、ホーリーウェル（フリントシャー）、スティパーストーンズ（シュロップシャー）、ウェールズにおける慣行と比較したものを以下の表に示す。シレジアとウェールズのデータ​​は、ホフマン著「鉛の冶金学」第5版、112、113ページから引用した。

47

詳細 ホーリーウェル スティパーストーン タルノヴィッツ タルノヴィッツ デロージュ
炉床の長さ（フィート） 12.00 9.75 11.75 16.00 16.00
炉床の幅（フィート） 9.50 9.50 10.83 8.83 11.00
格子長さ（フィート） 4.50 4.50 8.00 8.00 8.00
格子幅（フィート） 2.50 2.50 1.67 1.67 3.00
火格子エリア：炉床エリア 1:8 1:6⅔ 1:10 1:10 1:7-1/3
24時間あたりの料金、 3 3 2 2 3
24時間あたりに精錬された鉱石量（ポンド） 7,050 7,050 8,800 16,500 10,500
鉱石の分析値、鉛含有率（％） 75-80 77.5 70-74 70-74 70
灰色スラグ、充填率（％） 12 15 30 27
灰色スラグ、鉛含有率（％） 55 38.8 56 38
24時間あたりの男性 6 4 4 6 6
鉱石1トンあたりに使用される石炭 0.57-0.76 0.56 0.46 0.50 0.90
デズロージュの通常の炉装入量は3500ポンドでした。24時間で3回の装入を行うことで、1炉あたりの1日の処理能力は10,500ポンドになりました。これらの数値は、製粉所から納入されたままの精鉱の湿重量を示しています。その粒径は9mm以下でした。平均水分含有量を5%と仮定すると、1炉あたりの1日の処理能力は約10,000ポンド（5トン）の乾燥鉱石になります。

冶金結果は、1900 年の 2 か月の操業の数値で示されています。製錬された鉱石の量は 1012 トンで、乾燥重量で約 962 トンに相当します。生産された銑鉛は 523.3 トンで、鉱石の重量の 54.4 パーセントです。生産された灰色スラグは 262.25 トンで、鉱石の重量の約 27 パーセントです。鉱石の分析値は約 70 パーセントの鉛で、製錬された鉱石中の含有量は 673.4 トンです。灰色スラグの分析値は約 38 パーセントの鉛で、含有量は 99.66 トンです。90 パーセントを仮定すると、灰色スラグ中の鉛のうち、高炉でのその後の製錬で回収可能なのは89.7トンであり、この工程における鉛の総抽出率は523.3 + 89.7 ÷ 673.4 = 91パーセントであった。したがって、特に集塵室がないことを考慮すると、この工程の冶金効率はかなり高かった。

5基の炉を稼働させ、各炉が1日あたり3回の原料処理を行う場合の製錬コストは、おおよそ以下のとおりです。

現場監督1名、時給3ドル 3.00ドル
暖房設備修理チーム5組、9.90ドル 49.50
6℃で21トンの石炭を荷揚げ。 1.26
15℃で14トンの鉛を積載。 2.10
7トンの灰色スラグを15℃で積み込みます。 1.05
総労働力 56.91ドル48
石炭21トン、1トンあたり2ドル 42.00ドル
流量と供給 13.00
鍛冶と修理 10.00
合計 121.91ドル
湿った鉱石 6.25 トンを基準にすると、1 トンあたり 4.65 ドルになります。1900 年の 7 か月連続の実際のコストは次のとおりでした。労働費、1 トンあたり 1.98 ドル。石炭、1.86 ドル。フラックスと消耗品、0.51 ドル。鍛冶と修理、0.39 ドル。雑費、0.017 ドル。合計、4.757 ドル。灰色スラグの製錬コストを 1 トンあたり 8 ドルと見積もると、灰色スラグの割合を方鉛鉱精鉱 1 トンあたり 0.25 トンと見積もると、後者の処理の総コストは湿った原料 1 トンあたり約 6.75 ドル、または乾いた原料 1 トンあたり約 7 ドルになります。このコストは、より大規模でより完璧に設計されたプラントでは大幅に削減できます。

デズロージュでの製錬方法は、抽出される金属の量や製錬コストのいずれにおいても、同規模で建設時期もほぼ同じ工場で同じ種類の鉱石を製錬する際に用いられていた焙焼還元製錬法やスコッチハース製錬法と比べて劣るものではなかったが、セントルイス近郊のより大規模で新しい工場は、デズロージュ工場を閉鎖して鉱石をそちらに送る方が賢明となるほど、十分に有利な条件を提示できた。反射式製錬法の欠点の1つは、灰色のスラグを輸送する必要があることであり、小規模工場で生産されるスラグの量は、独立した竪炉を稼働させるには不十分であった。

49

第3部
焼結およびブリケット化
50
51

ブロークンヒルにおける堆積炉によるスライムの脱硫[9]
EJ ホーウッド著
（1903年8月22日）

ブロークンヒル硫化物鉱石の構成成分が密接に混ざり合っているため、方鉛鉱の粒子を閃亜鉛鉱や脈石から分離するには、かなりの粉砕と研磨が必要であることはよく知られています。したがって、かなりの量の物質が、鉱石のすべての構成成分の微細で明確な粒子からなるスライムに変化し、その相対的な割合は、さまざまな構成成分の硬度と量という2つの特性によって決まることが理解されるでしょう。スライムの分析によると、その内容は次のようになります。

方鉛鉱（PbS） 24.00
閃亜鉛鉱（ZnS） 29.00
黄鉄鉱（FeS₂） 3.38
酸化鉄（Fe₂O₃ ） 4.17
ガーネットに含まれる酸化鉄（FeO） 1.03
ロードナイトやガーネットに含まれる酸化マンガン（MnO） 6.66
カオリンやガーネットに含まれるアルミナ（Al₂O₃ ） 5.40
ガーネットなどに含まれる石灰（CaO） 3.40
シリカ（SiO₂） 22.98
銀（Ag） 0.06
100.48
これらの鉱物の中で最も柔らかい方鉛鉱は、原鉱石よりもスライム中に多く含まれています。また、同じ理由で、方鉛鉱は最も細かい状態で存在しており、水中で最後に沈殿するスライムが常に鉛を最も多く含み、より硬い成分である閃亜鉛鉱と脈石の割合がそれに応じて減少するという事実によってよく示されています。52 量が多いのは、一般的に粒子サイズが大きく、その結果、より早く沈降するためである。

スライム処理によって鉱石を構成する各鉱物がほぼ完全に分離されるため、テーブルやバナーを使用して高品位の精鉱を生産するのに役立つことは言うまでもなく、既存の機械でも微細なスライムの処理において鉛をかなり回収することは十分に可能である。しかし、微細なスライムのバニングを過度に行おうとすると機械の処理能力が大幅に低下し、その結果として必要な機械の面積が大幅に増加するため、この作業は遅かれ早かれ採算が合わなくなる。

スライムのバナー処理の程度は、製錬所を所有する鉱山の場合よりも、精鉱の販売を唯一の収益源としている鉱山の場合の方が、当然ながら少なくなります。プロプライエタリー・カンパニーの場合、粉砕で発生したスライムはすべて、分級後に機械にかけられます。すでに説明した理由から、精鉱の形で鉛を高収率で回収することは期待も達成もされませんが、最も細かい鉛含有スライムは、機械群から集められた尾鉱と合流させ、尖った箱に送り込みます。そこで、水力分級の助けを借りて、細かい高品位スライムを洗い流し、沈殿槽とタンクに運びます。そこで水は静水化され、スライムが沈殿し、広い溢流口から澄んだ水として流れ出ます。このようにして回収されるスライムは、週に1200トン以上、つまり鉱石の重量の約11％に相当し、約20％の鉛含有率を示します。鉛17％、亜鉛17％、銀18オンスを含み、鉛の価値で言えば、原鉱石の元の鉛含有量の約11％、銀含有量ではそれよりやや高い割合を占めています。これらのスライムは製粉所の副産物であり、その発生は避けられませんが、製粉コストに計上されないため、非常に価値のある資産です。特に、簡単な操作で製錬目的に十分な脱硫が可能であることが実証されており、同時に、炉内の圧力に耐える能力があるため、製錬に適した物理的状態に変換できることから、その価値はさらに高まります。

ブロークンヒル・プロプライエタリー・カンパニーは数千もの53 製錬所はこれまで、焙焼炉がより価値の高い精鉱で完全に占有されていたため、これらのスライムを処理できずにいた。さらに、ロップ式機械焙焼炉でのスライムの脱硫は、さまざまな理由で好ましくない。すなわち、このような微細な材料で大量の粉塵が発生し、作業員に害を及ぼすためである。また、スライムは特に高温時に精鉱に比べて軽いため、焙焼炉の容量が減少し、その結果、作業コストが増加する。さらに、焙焼炉のベッド上の材料の厚さを一定の小さな最大値に制限する必要がある。加えて、機械焙焼炉によるスライムの脱硫は、ヒープ焙焼の場合よりも完全ではなく、焙焼とブリケット化の合計コストは、ヒープ焙焼のコストを1トンあたり3シリング（または75セント）も上回るため、後者には多くの利点がある。これらの山積みの石炭は、焙煎の準備として、厚さ約5インチの塊に砕かれ、処理されます。一方、必然的に発生する細かい乾燥した粉塵は、水を入れた練炭機で練り上げられ、現在の作業で発生する湿ったスライムと同様の方法で処理されます。

製粉所から生産されたスライムは、半流動状態で貯蔵庫から鉄道貨車に流し込まれ、鉱山のさまざまな側線のいずれかに横付けされるとすぐに、シャベルで粗レンガに切断するのに適した状態になり、レンガはかなり速く乾燥し、焼成が必要になったときに鉄道貨車に簡単に再積載されます。各作業員が1日に約20トンのレンガを切断できるため、コストは小さいです。スライムを塊にする他のさまざまな方法が試され、その中には、半流動状態の材料を移動式トロッコで運搬し、その横に約9インチ間隔で板を設置して、幅9インチ、厚さ5インチの長い板を形成できるようにする方法がありました。これらの板は乾燥後、適切な塊にまとめてプラットフォーム トラックに積み込まれ、そこから鉄道貨車に積み込まれました。平らな面を持つレンガは焼成時に互いに密着しやすく、焼成効率が劣ること、また人件費がかなり高いことから、この方法は中止された。別の方法としては、鉄道貨車から排出されたスライムを部分的に乾燥させ、つるはしで塊に砕くというものがあったが、この方法では小粒のレンガが多く発生するだけでなく、側線スペースもより多く必要とした。54 乾燥に要する時間が、現在使用されている方法よりも長くなるためである。もちろん、通常のレンガ製造機を使用することもできるが、レンガ製造の前後のスライムの取り扱いコストを考慮すると、現在使用されている単純な方法よりもコストが高くなる。材料は乾燥に時間がかかるまで流動性が高すぎるため、レンガ製造機に送る前に二度取り扱う必要がある。しかし、スライムをトラック内で十分に乾燥させる時間があれば、機械によるレンガ製造の方がおそらく好ましいだろう。小片の 10 パーセント強は、塊を鉄道トラックに出し入れする際に発生するが、これは既に述べたように、焼結工場のパグミルで水と混ぜ合わせ、一部はスライムで山を覆い、過剰な空気を排除するために使用される。残りは既に説明したように捨てられ、レンガに切断される。

現在、山積みの現場では、塊は作業員から作業員へと手渡しで運ばれ、山積みの目的地まで運ばれている。しかし、側線は二重に敷設されており、山積みの隣の線路で移動式クレーンを使用できるように設計されている。塊は主にトラックに適合する木製のスキップに積み込まれる予定である。ただし、材料が脆いため自動荷下ろしが不可能となる可能性があり、スキップから山積みの所定の位置まで塊を手作業で運ぶ必要があるだろう。とはいえ、クレーンを使用すればかなりの労力を節約でき、焼結材の積み込みにも同様に有利となる。

煙による不便さを軽減するためには、側線の長さを十分に確保し、燃焼窯から十分な距離を保って積み上げ作業を行うことが望ましい。同様の理由から、一度に大量の原料を積み上げ、同時に火をつけるのが望ましい。積み上げられた原料は約2週間しか燃焼しないため、その間は煙が発生しない長い期間が確保される。

スライム焙焼の実験段階では、燃料（主に木材）が最大5パーセントの量で使用され、堆積物の底部の地面に置かれました。そこには、空気循環のために、レンガを粗く積み上げた煙道もいくつか設置されました。しかし、燃料の使用量は徐々に減らされ、現在では底部に燃料を全く置かず、代わりに1パーセント未満の木材を使用するという方法に至りました。55 燃料は、煙道の小さな拡張部分、つまり燃料の山の外側の下に配置され、中心間隔は約12フィート（約3.7メートル）である。この燃料で点火後24時間以内に焙焼作業を開始でき、その後は追加の燃料は不要であることがわかっている。

山積みの寸法に関しては、底部の幅が22フィート、側面は1対1よりもやや緩やかな傾斜で、上部の平坦部が高さ約7フィートとなるのが最も適していることがわかっています。外側の皮層は常に約6インチほど焼きムラがあるため、露出面を最小限に抑えるために、長さをできるだけ長くすることが推奨されます。同社は最大2000フィートの長さの山積みを行っています。

焙焼中は、空気供給量を調整する注意が必要である。目的は、焙焼が激しくなりすぎると、塊の外側の部分が焼結して部分的に溶融する一方で、内部には未処理のスライムが残ることを避けるためである。焙焼時間を長くすることでこれを回避し、より完全な脱硫を実現できる。主任分析官であるブラッドフォード氏が行った実験では、400℃の温度で硫化物スライムが塩基性硫酸塩に変化し、800℃の温度では塩基性硫酸塩の分解と溶融性ケイ酸鉛の形成により材料が焼結することが実証された。

実際には、もともと約 14 パーセントである材料の硫黄含有量は 6.5 ～ 8.5 パーセントに減少し、その半分は塩基性硫酸塩、残りの半分は硫化物の形になります。材料の大部分は焼結して、かなり固い塊に固まります。山は煙突なしで構築され、山の頂上に沿って幅約 5 フィートの帯が漆喰のスライムで覆われずに残され、このことと塊が積み上げられる開放的な方法により、自然な通風が確立され、山の底にある煙道の開口部を部分的に閉じることで調整できます。初期段階では石積み窯が使用され、良好な結果が得られましたが、必然的に狭い空間で焼成材料を扱う追加コストも考慮すると、建設費用を正当化するほど山積み方式で得られる結果よりも優れているわけではありませんでした。

これらのスライムの脱硫操作で起こる化学反応には大きな関心が寄せられており、一方では、予想外に速い反応速度が56 発生する焙焼は、硫化物が非常に微細な状態で多かれ少なかれ多孔質であるため、空気が硫黄に容易にアクセスし、亜硫酸ガス（SO₂）を生成することに起因する可能性がある。一方、カーマイケル氏を筆頭とする他の人々は、スライム中に存在するロードナイトと石灰化合物に関連して、操業中にいくつかの反応が起こると主張しており、彼はそれを次のように説明している。

「窯の温度が鈍い赤色に達すると、ロードナイト（ケイ酸マンガン）は酸化マンガンとシリカに変化します。さらに高い温度では、カルシウム化合物も分解され、硫化カルシウムが生成されます。この際、スライムから硫黄が供給されます。塊に浸透する空気は、酸化マンガンと硫化カルシウムをそれぞれ四酸化マンガンと硫酸カルシウムに酸化します。その過程は以下のとおりです。」

3MnO + O = Mn 3 O 4
CaS + 4O = CaSO 4、
そのため、鉛は硫化物スライムに濃縮酸素を運搬し、鉛の場合は次の式に示すように、酸化マンガンと硫化カルシウムへの還元反応が起こる。

PbS + 4Mn 3 O 4 = PbSO 4 + 12MnO
PbS + CaSO₄ = PbSO₄ + CaS。
酸化マンガンと硫化カルシウムの酸化反応が繰り返され、脱硫が停止するか、窯の温度が酸化が起こらない温度まで下がるまで、これらの交互反応が繰り返される。これらの反応は発熱反応であるため、脱硫に必要な熱の一部を供給する。脱硫は、金属硫酸塩と硫化物との間の特定の同時反応によってもたらされる。

「おそらく最初に起こる反応は、2当量の金属硫化物が1当量の金属硫酸塩と反応し、金属、金属硫化物、および亜硫酸に還元される反応であり、鉛の場合、次の式で示される。

2PbS + PbSO 4 = 2Pb + PbS + 2SO 2。
57

「このようにして生成された金属は、空気の存在下で酸化され、この状態で生成された金属硫化物のさらに一部と反応し、鉛の場合、次の式に従って金属の生成が増加し、亜硫酸が発生します。」

2PbO + PbS = Pb + SO 2。
この反応で生成された金属は、空気の流れの酸素によって完全に再酸化され、さらに金属硫化物と反応する自由度が高まり、反応が繰り返され、未分解部分の脱硫において重要な役割を果たす。脱硫が進み、金属硫酸塩が蓄積されるにつれて、金属硫化物と様々な割合の金属硫酸塩との間で、金属、金属酸化物の生成、および亜硫酸の発生を伴う反応が起こり、以下のように進行する。

「鉛の場合、2当量の金属硫酸塩と1当量の金属硫化物を用いると、次の式に従う。」

PbS + 2PbSO 4 = 2PbO + Pb + 3SO 2。
「鉛の場合、金属硫酸塩3当量に対して金属硫化物1当量の場合、次の式に従う。」

PbS + 3PbSO₄ = 4PbO + 4SO₂。
硫化鉛の揮発性は、特に亜硫酸などの不活性ガスの存在下では、硫酸塩、酸化物、または金属自体よりも高いため、鉛の深刻な損失につながる可能性があると考えられます。しかし、揮発しやすい硫化物は、高温の鉱石、亜硫酸、および塊を通過する空気との間で触媒反応を起こして生成される少量の無水硫酸（SO₃）によって、非揮発性の硫酸塩として捕捉されるため、損失は最小限に抑えられます。スライム中の銀化合物は非揮発性であるため、この金属の損失はごくわずかであることがわかっています。スライム中の亜鉛含有量は大幅に減少するため、製錬に適した材料になります。脱硫が終了したら、数日間冷却します。塊の分裂について58 溶鉱炉に送られる際、壁の下部はできるだけそのまま残しておき、次の焙焼に利用できるようにすることで、壁全体を再建する必要がないようにしている。[10]

59

製錬用微粒子の準備
　TJ グリーンウェイ著
（1905年1月12日）

ブロークンヒル・プロプライエタリー・ブロック14として知られる会社の工場で、ブロークンヒル複合硫化物鉱石の濃縮によって生じた銀鉛精鉱とスライムを主とする原料を製錬する過程で、私は高炉で大量の微粉末原料を処理する際に伴うあらゆる問題に対処しなければなりませんでした。これらの問題を回避するために、私はさまざまなブリケット化プロセスを試しました。そして、多かれ少なかれ満足のいく結果が得られなかった経験を経て、半乾式レンガプレス法として知られる方法で通常のレンガを製造する際に用いられる方法と同様の手順を採用しました。このブリケット化方法は、微粉末原料を安価かつ効率的に硬質の半溶融塊に変換するだけでなく、現代の製錬で必要とされる重い炉装入物に特に適した硬質塊にするだけでなく、硫黄、ヒ素などを大幅に除去します。したがって、鉛、銅、貴金属を含む濃縮物、スライム、その他の微細な物質の処理に幅広く応用できる。

このブリケット成形プロセスは、以下の一連の操作から構成されます。

1. 細かく粉砕した材料を水と新たに生成した消石灰と混合する。
2. 混合物を、通常のレンガと同じ大きさ・形のブロック状に成形する。
3. 適切な蓋付きの窯に練炭を積み重ねる。
4. 練炭を燃焼させて、溶かさずに硬化させ、同時に硫黄、ヒ素などを除去する。
5. 材料は混合プラントに投入され、ふるい分けした消石灰（通常3～5パーセント）と水が、粉状混合物を生成するのに必要な割合で加えられる。60 これは、手で握ると乾燥した塊に固まります。混合物を調製する際には、砂状の材料に、粘液などの細かい材料を適切な割合で混ぜ合わせると良いでしょう。細かい材料が結合剤として機能するためです。

私が使用しているミキサーは、長さ約8フィートの鉄製の樋で構成されており、樋の中を回転する一対のシャフトが横切っています。各シャフトには、ねじ状に並んだ一連の刃が取り付けられており、一方のシャフトの刃がもう一方のシャフトの刃の間の隙間を通過するように配置されています。各種材料は、手押し車やトラックから混合樋の一端に投入され、樋のもう一方の端から連続的にエレベーターに送られ、そこからレンガ成形工場へと運ばれます。

2. 採用された設備は半乾式レンガプレス機であった。この機械はエレベーターから混合物を受け取り、ブリケットの形で供給する。ブリケットはすぐに窯に積み込むことができる。精鉱やスライムなどの材料は、プレス作業中に金型内で比較的動きが少ないことがわかった。そのため、金型への正確な充填を可能にする装置の使用が必要となる。また、製錬所で処理される材料は圧縮性が異なることもわかった。そのため、調整可能なバネによって金型に押し込まれるプランジャーを備えたレンガプレス機を採用する必要がある。剛性機構によって作動するプランジャーを備えたレンガプレス機は、詰まりや破損が非常に起こりやすい。
3. 濃縮物やスライムなどの原料から作られるブリケットは融点が異なり、可燃性も有しており、燃焼時には亜硫酸やその他の有害なガスを含む大量の煙が発生します。そのため、このようなブリケットは、燃焼操作を正確に制御し、煙を適切に排出するための装置を備えた窯で燃焼させる必要があります。この目的には、1回の焼成で30～50トンのブリケットを収容できる適切な窯が使用されます。ホフマン型再生窯は、一部の原料の処理に使用できますが、一般的な用途には、ここで設計した窯の方が便利であることがわかります。

練炭は、材料の特性と得られる製品に応じて積み重ねられる。様々な積み重ね方法とその採用理由は、一般的なレンガ焼成作業を研究することで容易に理解できる。61 大きなレンガ工場。積み上げ作業が完了すると、窯の前面は以前の作業で発生した焼成ブリケットで埋められ、すべての接合部はしっかりと接着される。

4. 黄鉄鉱またはその他の自己燃焼性材料から作られた練炭を燃焼させるには、窯の炉内で10～20時間火を維持するだけでよい。この燃焼が十分に継続されたと判断されたら、火格子を取り外し、窯の前面と同様に、燃焼した練炭で前面を固定する。次に、これらの固定部分に約2インチ四方の穴を開け、練炭のさらなる燃焼に必要な空気が適切な制御下で窯内に流入するようにする。このように炉を閉じた後、3～6日間続く燃焼の進行状況は、窯の前面に開けられた小さな点検穴を通して監視される。燃焼が完了したと判断されたら、燃焼した練炭の冷却を加速するために前面を部分的に引き剥がし、練炭は砕かれ、取り扱いが容易になり次第、製錬所へ搬送される。

黄鉄鉱精鉱やその他の燃焼しやすい材料から作られた練炭をこのように処理すると、焼結されるだけでなく、多かれ少なかれ効果的に焙焼されます。そのため、窯や炉で塊状のまま効果的に焙焼できる鉱石であれば、焼結と焙焼の両方が良好な練炭が形成されることは当然のことと言えます。実際、通常の窯や炉での焙焼処理では効果的に処理できない多くの種類の鉱石から、焼結と焙焼が良好な練炭を作ることができるという点では、さらに優れています。さらに、燃焼しやすい材料と燃焼しにくい材料の混合物から、燃焼性の良い練炭を作ることもできます。黄鉄鉱やその他の燃えやすい物質を多く含む練炭は、空気供給を適切に制御しないと、しばしば高温になり、溶融して固まります。これは、焙焼時に黄鉄鉱のマットを不適切に扱うと溶けてしまうのとよく似ています。焙焼精鉱など、燃えにくい物質を扱う場合は、焼結を目的として練炭化を行います。この場合、窯の焼成は3～4日間続けられ、その手順は通常のレンガを焼成する場合と全く同じです。

62

以前のブリケット製造作業では、細かく砕いた材料を練り混ぜるだけでブリケットを作っていました。これは、手作業で「粗製」レンガを作る際に採用されていた方法と似ています。このブリケット製造方法には明らかな欠点がいくつかあり、半乾燥レンガプレス工場が利用可能になるとすぐに放棄しました。このプロセス、またはその改良版がどの程度適用できるかは、私が提供した情報に基づいて、ブロークンヒル・プロプライエタリー社が、方鉛鉱約20％、閃亜鉛鉱約20％、珪質脈石約60％からなるスライムの焼結と焙焼に同様の方法を採用したという事実によって示されています。この場合の手順は、スライムを練り混ぜ、練り混ぜたものを床の上で乾燥させるだけでした。その後、乾燥させた材料を適切な切断工具で塊状に切り分け、通常の山焼きと同様の方法で、その塊を焼成台の上に積み上げる。この会社は現在、この方法で毎週500トンから1000トンのスライムを処理している。しかし、このスライムを練炭にして窯で焼却すれば、より良い結果が得られることは間違いない。

最初に説明した方法で材料をブリケット化して燃焼させる場合、労働費を1時間あたり25セント、木材または石炭を1トンあたり4ドルとすると、材料1トンあたり1ドルから1.50ドルの費用がかかる。

63

鉱物のブリケット化
　ロバート・ショール著
（1902年11月22日）

冶金プロセスや人工石の製造におけるブリケット化の価値は、広く理解され、高く評価されている。製錬工場では、常に多かれ少なかれ排煙粉塵、微細鉱石、そして時には微細精鉱を処理する必要があるが、このような微細な材料を直接炉に投入すると、トラブルや不具合が生じ、炉の処理能力も低下する。鉱物ブリケット化は、機械にかなりの摩耗を生じさせ、結合剤、労働力、および取り扱いに相当な費用がかかるため、多くの製錬業者はブリケット化を避けようとする。

しかし、財政面の問題は一見深刻そうに見えるかもしれないが、実際にはそれほど深刻ではない。現代のブリケット製造機の生産量が多いことを考慮すると、修理費用はブリケット1トンあたりわずか数セントに過ぎない。総費用は主に人件費、電力費、結合剤費によって決まり、アメリカのほとんどの製錬所ではブリケット1トンあたり0.65ドルから1.25ドルの範囲で変動する。

粘土を結合剤として用いる一般的なレンガプレスは、ヨーロッパでもこの国でも使用されていたが、大規模な工事には時間がかかりコストも高すぎる上、粘土の存在は通常好ましくない。

イギリスのイェードン（燃料）プレスは、イギリスのフェリーヒルにあるカールトン鉄工所の工場や、同じくイギリスのコートブリッジにある鉱石燃料会社の工場でも長年使用されており、またヨーロッパ大陸のいくつかの企業でも使用されています。パリのデュピュイ＆サンズは、主にマンガン鉱石、鉄鉱石、黄鉄鉱に使用されるプレスをいくつか供給しました。地域によっては、コークス粉が加えられることもあります。粘土ブリケットまたは泥ケーキを作るのは、ブリケット化の最も原始的な方法ですが、40～50パーセントの水分を蒸発させるために熱を消費する必要があり、かなりの量の煙道粉塵が発生するものの、この方法は、細かい鉱石や煙道粉塵を直接炉に投入するよりも優れています。

64

鉱石の塊化を防ぐ唯一の他の方法は、スラグ反射炉で鉱石の微粉を溶融し、スラグピットに排煙ダストを加えてスラグ鉱石と混合することである。これは銀鉛製錬所では時折行われるが、銅製錬所や鉄製錬所では実用的ではない。

鉱物をブリケット化する際には、徹底的な混合と練り込みが何よりも重要です。これを適切に行えば、比較的低い圧力で良質でしっかりとしたブリケットを作ることができ、6～8時間の自然乾燥後、または熱風室で余分な水分をより速やかに除去した後、炉への投入準備が整います。良質なブリケットは、製造後数時間で過度の破損や粉塵を生じることなく輸送でき、炉内で完全に溶融するまで形状を維持し、煙道への粉塵の発生を最小限に抑える必要があります。ブリケットは高密度でなければならず、そうでなければ悪天候の影響で崩れてしまいます。

アメリカの機械市場で主流となっているプレス機は、シカゴのチザム・ボイド・アンド・ホワイト社製のものと、ピッツバーグのHSモールド社製のブリケット成形機である。どちらも広く普及しており、多くの冶金工場では導入することで大きなメリットが得られるだろう。

一般的に、結合剤として4～6パーセントの石灰乳が使用され、これは望ましい融剤効果ももたらします。完全な装置は、プレス機の他に、石灰を緩めるためのミキサーと、鉱石の微粉、煙道粉塵、または精鉱が投入される主ミキサーに液体を比例的に排出する供給ポンプで構成されています。

チザム・ボイド・アンド・ホワイト社のプレス機は、毎分80個のブリケットを製造します。新しいディスクを使用した場合、ブリケットの直径は4インチ、高さは2½インチとなり、10時間あたり約872立方フィート、つまり材料の重量に応じて50～80トンのブリケットを製造できます。ディスクが摩耗するとブリケットの高さが下がり、それに伴って機械の処理能力も低下します。ディスクの重量は約1600ポンドで、ほとんどの大規模製錬所は自社の鋳造工場を所有しているため、費用をかけずに交換できます。装置の駆動には通常、約30馬力の有効動力が必要です。この機械は冶金学者や技術者にはよく知られているため、これ以上の説明は不要でしょう。

HSモールド社は、自社の機械を徹底的に実用的なものにすることにも成功しました。この機械はプランジャーです。65プレス機。製造された最大のプレス機は6つのプランジャーを備え、25回転で直径3インチ、高さ3インチのブリケットを150個、つまり10時間あたり1080立方フィート製造します。定格生産能力は10時間あたり100トンです。

プランジャー式プレスを使用する場合、原料の機械的水分含有量は7%以下でなければなりません。湿った精鉱をブリケット化する必要がある場合は、適切な粘度になるように乾燥した鉱石微粉または煙道ダストを添加する必要があります。ブリケットは非常に固く、数時間の自然乾燥だけで十分です。

ブリケットの円筒形は非常に優れており、炉内の適切な空気循環を確保し、結果として迅速な酸化と溶融を可能にする。

モールド社のプレス機の摩耗は、主に冷間圧延鉄製のブッシングとピストンに限られています。補助機械は、スラック装置、フィーダー、メインミキサーで構成されています。プレス機は非常に堅牢な設計で、修理費用はブリケット1トンあたり3セント以下とされています。

ブリケット成形のような粗雑な工程では、摩耗や損傷は避けられません。煙道粉塵、鉱石微粉、微細精鉱を適切に処理するには、摩耗や損傷はほぼ絶対に必要となります。

エジソンはニュージャージー州にあった自身の磁気鉄選別工場で、間欠作動式のプレス機を多数使用していたが、この工場はしばらく前に閉鎖された。

66

煙道粉塵と微細鉱石用のレンガ製造工場
　ジェームズ・C・ベネット著
（1904年9月15日）

ここに説明する、微細鉱石と煙道ダストをレンガ状に成形するためのプラントは、セルビー製錬所の技術部門で設計され、図面が作成されました。プラント内の機械設備は、ボイド社製の4型レンガプレス、7フィートの湿式パンミル（チリミル）、50馬力の誘導モーター、コンベア式エレベーター、および必要なプーリーとシャフトで構成されています。

プレス機、チリミル、モーターは、いずれも標準型で、それぞれの製造業者から改造なしで購入したため、特に言及する必要はありません。チリミルは、レンガプレスの製造業者から購入しました。コンベアエレベーターは敷地内で製造され、14インチの8層ゴムベルトで構成され、6インチ間隔で鋼板製のバケットがフランジ付きプーリー上を走行します。バケット、より正確にはフライトは、No.12鋼板で作られ、フランジ加工により背面と端部が形成され、端部はそれぞれ1つのリベットでフランジ付き底部に固定されています。工場は16か月間稼働しており、エレベーターの修理はほとんど、または全く行われていません。ただし、原料に​​含まれる酸によって腐食されるベルトの交換は例外です。この最初のベルトは9か月間連続使用されました。当初の設計では、1日12時間稼働で100トンの処理能力でしたが、この速度では作業員がプレス機の生産量に対応できないほど高速化する必要があることが判明しました。そのため、速度を約25%削減し、1日あたりの生産量を約75トンに減らしました。この生産量は、取り扱う材料の重量の変動により、重量ベースで表すと多少変動します。

レンガを大きくすることで生産能力を約90トンまで増やすことができる可能性は高いが、それは可能ではあるものの、機械は標準サイズの建築用レンガを製造するように設計されているため、かなりの改造が必要となるだろう。しかし、この方法で生産量を増やすと、取り扱い作業が67 レンガの数は現在の生産量である 75 トンと同じなので、大幅には増加しません。重量で約 16 パーセント多く処理する必要があります。 100 トンの容量を基準に、ビンは約 3 日分の生産量、つまり 300 トン強を保管できるように設計されています。ビンはすべて鋼鉄製で、高温の材料を焙焼炉から直接投入できるため、取り扱いを 1 回減らすことができます。数種類の材料を保管できるように、ビンは 7 つの区画に分けられ、片側に 3 つ、もう片側に 4 つあります。下部は 3/8 インチの鋼板で、上部は高さの約半分で 5/16 インチの鋼板です。

レンガプレスへの搬入に先立ち、材料の取り扱い方法に注意を喚起しておくと良いでしょう。図面でご覧いただけるように、ビンは作業床から 2.5 フィートの高さに床が設置されており、作業員が最小限の労力で材料に手が届くようになっています。ビンの床は前面から 2.5 フィート突き出ており、かがむ必要なくシャベル作業ができるプラットフォームを形成しています。この突き出たプラットフォームには、ビンの前面の開口部の中間に 12 × 18 インチの長方形の穴が開けられており、プレスを傷つける可能性のあるボルトやその他の粗い材料が飛び出さないようにスクリーンが取り付けられています。プラットフォームに穴が開けられている位置は、材料が前面の開口部を超えて溢れ出した場合でも、床に直接落ちないようにするために採用されました。容量 7 立方フィートのバケットが 2 つ用意されています。それぞれのバケットは、チリミルの1回の投入量に相当する大きさである。これらのバケットはホッパー状の底部を持ち、足で操作するスイングゲートが取り付けられている。そのため、バケットをチリミルのパンの上を移動させ、投入物を直接パンに投入することができる。バケットは、床から7フィート（約2.1メートル）の高さに吊り下げられた、1インチ×3インチ（約2.5センチ×7.6センチ）の鉄製レール上を移動する。

装入方法は次のとおりです。バケットを、装入物の一部を構成する材料が入っている区画に最も近いプラットフォームの穴の下に移動させ、所定の数のシャベル一杯分の材料を汲み出してバケットに入れ、次に材料が必要な次の区画にバケットを押し進め、そこで同じ操作を繰り返します。バケットに必要量の鉱石または68 煙道から出る粉塵を排出する際、バケットを建物の奥まで運び、そこで必要な量の消石灰を加える。石灰を最後に入れることで、粉塵や鉱石に囲まれた状態になり、排出時にバケットの側面に付着するのを防ぐことができる。

図1（a）—セルビー製錬所の鉱石レンガ製造プラント（平面図）
69

材料を貯蔵庫に運び、貨車から貯蔵庫に材料を積み込む作業に従事する人員を除いて、工場全体の操業に必要な人員は12人で、以下のように配置されています。1人は石灰を準備し、1人は特殊な形状の長い柄のシャベルを使ってミルから材料を取り出し、エレベーターコンベアに供給します。1人はプレス機の供給口を清掃します（これを機械的に行おうと試みましたが、材料の粘着性が非常に高いためうまくいかず、手作業に切り替えました）。1人は事故発生時にプレス機を制御し、金型を清潔に保ちます。1人は給油係、3人はプレス機からレンガを受け取り、レンガを積んだ貨車をプレス機から乾燥室に運び、2人はレンガを棚に置きます。

図1（b）—セルビー製錬所の鉱石レンガ製造プラント（立面図）
乾燥小屋の説明はほとんど不要でしょう。屋根付きの小屋で、側面はなく、レンガを移動式の棚に載せて、作業環境が許す限り隙間なく並べる仕切りが設けられています。現在の乾燥方法は自然換気によるものですが、機械式乾燥システムが検討されています。70加圧乾燥により、外部から建物内に空気が引き込まれ、レンガを通して外へ排出される仕組みになっています。乾燥室は加圧工場に隣接しており、実際には工場の裏側に位置しているため、製品の運搬距離を最小限に抑えることができます。レンガが取り扱いに耐えられるほど十分に乾燥するのに必要な時間は、天候にもよりますが、2日から8日程度で、通常は約3日です。

71

第4部
高炉での製錬
72
73

現代の銀鉛製錬法[11]
アーサー・S・ドワイト著
（1903年1月10日）

ロッキー山脈で開発された長方形の銀鉛高炉は、羽口部で42×120～48×160インチ、上部で54×132～84×200インチの面積を持ち、羽口レベルから装入物上部までの高さは15～21フィートです。このような高炉は、24時間あたり80～200トンの装入物（鉱石とフラックスのみで、スラグとコークスは含まない）を製錬します。再製錬が必要なスラグは装入物の20～60パーセントに相当します。コークスの消費量は装入物の12～16パーセントです。送風圧力は1平方インチあたり1.5～4ポンドで、平均は2ポンド近くです。手動装入炉のガスは、装入床の下の開口部から排出されます。炉には、鉄製の床板にあるスロット（幅約20インチ、炉のほぼ全長にわたって伸びています）を通してガスが供給されます。または、装入床面より上のフード（レンガまたは鉄板）を通してガスが供給され、煙道への下降管が設けられています。フードの両側には装入扉が設けられており、好ましくは炉の全長にわたって伸び、通常は数インチの高さの敷居があり、給油者がシャベルを持ち上げるようになっています。

銀鉛高炉が適切に操業している場合、以下の条件が満たされるはずです。(1) 装入物中の鉛の大部分が鉛井戸で直接地金製品として現れること。(2) スラグは流動性があり、清浄であること。(3) マットの鉛含有量が低いこと。(4) 炉の上部は冷たく静かで、鉛のヒュームと煙道粉塵の発生量が最小限であり、装入物はシャフト全体に均一に降下すること。(5) 炉の速度が良好であること。(6) 炉内に深刻な付着物や地殻がないこと。つまり、羽口は適度に明るく、開いていること。74 また、鉛井戸内の鉛の液面は、爆風や炉内の溶融スラグとマットの柱の高さによって生じる圧力変化に速やかに反応するはずであり、これは製錬柱とるつぼの間に十分な接続が存在することを示している。上記の条件のうち最初の３つが満たされると、良好な還元（この用語は炉が還元作用を発揮している度合いを表す）が得られる。

特定の炉には、還元率を決定する5つの主要な要因があります。すなわち、( a ) 炉装入物の化学組成、( b ) 燃料の割合と性質、( c ) 空気量と圧力（これに送風温度も加えることができるかもしれません。なぜなら、熱風は鉛製錬の実践ではまだ成功裏に適用されていませんが、それがいつになるかは時間の問題だと私は信じているからです）、( d ) 製錬炉の寸法と比率、( e ) 製錬塔の機械的特性と配置です。

上記の要因のうち、1つを除いてすべては的確に評価できます。しかし、機械的要因については、一般論と漠然とした表現しかできません。鉱石の賢明な選択と適切な前処理、粗鉱の粉砕と微鉱のブリケット化は、機械的要因の調整に大いに役立ちますが、不注意な供給によって、こうした努力もほとんど無駄になってしまう可能性があります。機械的要因の重要性と可能性は一般的に見過ごされ、その症状は誤って診断されています。例えば、スラグの種類の重要性は、機械的要因を犠牲にして、間違いなくかなり誇張されてきました。スラグは、計算どおりに正確に降下することはめったにありません。鉱石をよく理解し、過去の鉱石の経験に基づいて、鉄、硫黄などに一定の経験的補正を適用する必要があります。しかし、これらの経験的補正は、還元に対する機械的要因の影響を、定式化されていない形で表している可能性もあります。つまり、機械的要因は、鉱石の支配的な物理的性質と、当該工場で慣習的に維持されている供給方法の特殊性によって決まるのです。一定の鉱石装入量では、製錬塔の機械的条件を変更するだけで、スラグとマットの組成に大きな相互変動が生じる可能性があり、燃料と送風の両方の効率的な利用を同じように制御する必要があるため、機械的要因は、おそらく還元の支配的な要因であると考えられる。75 しかし、それを測定する方法は限られているため、唯一の解決策は、適切な調整を行い、それを正の定数として維持することであり、その後、スラグ、燃料、送風量を、炉の作業効率と金属節約に向けて、より確実に調整することができる。

鉄の挙動― 鉛の産出量は装入物中の鉄の反応に大きく左右されるため、この金属こそが状況を左右する鍵となる。このプロセスの成功は、鉛をマットから分離させるのにちょうど良い量の鉄を還元し、残りの鉄は酸化鉄に還元されてスラグとなることに大きく依存する。鉄を還元しすぎると炉内にスラグが形成される。鉄は主に固体の白熱炭素との接触、および高温の一酸化炭素の作用によって酸化物から還元される。固体炭素による還元はより無駄が多いが、鉛製錬においては、この方法で還元を行うことにはさらに深刻な問題がある。なぜなら、この方法では炉頂温度が比較的高くなり、鉛の揮発が多かれ少なかれ起こるからである。一酸化炭素による還元は鉛炉にとって理想的な条件である。これは、燃焼領域を充填カラムの下部に維持し、上部に十分な空間を確保することで、ガスが下降する充填物に熱を放出し、還元作用を発揮できるようにすることを意味します。そうすることで、ガスが排出される頃にはほぼ燃焼し尽くされます。ガスの体積と温度は低下し、排出速度が遅いため、排煙や煙道粉塵中の鉛の損失を最小限に抑えることができます。

鉛高炉における高温を避けるべきだという考えは、誤解に基づいています。他の条件が許せば、装入物中の鉛をすべて揮発させるのに十分な高温が必要となります。羽口前の高温は製錬速度の速さを意味し、適切な条件下での高速製錬は、鉛が焼鈍や揮発の影響を受ける時間を短縮します。急速に下降する装入物は、上部から冷たい鉱石が絶えず補充されるため、ガスの熱を効果的に吸収し、非常に効率的な集塵・排煙装置として機能します。長い煙道やバグハウスなどを検討する際には、最も効果的な集塵装置は炉自体であるべきだということを念頭に置く必要があります。

12年前以前の慣行、特にコークスと木炭の混合を使用する場合は、炭素による還元が恐らく一般的であり、必要な燃料の割合は非常に76 高い。今日の平均的な診療において、この点に関してまだまだ改善の余地があると考える十分な理由がある。

送風量― 複数の炉に送風機に接続された大きな送風管から空気を供給するのが一般的です。空気は抵抗が最も少ない経路を優先的に通るため、いずれかの炉の内部抵抗が増加すると、その炉が取り込む空気量は減少し、他の炉が不当に有利になります。すべての炉をほぼ同じ装入量、同じ高さの製錬塔で維持することによってのみ、運転の均一性と厳密な制御を確保できます。合理的な計画としては、可変速の送風機を各炉に直接接続することのように思えますが、この計画は数多くの試行を経て、通常は共通の送風管を使用する方式に取って代わられています。しかし、私が長期間にわたって行った試行では、非常に良好な結果が得られたため、他の試行の失敗は外部要因によるものとしか考えられません。

鉛高炉に必要な特殊な雰囲気は、炭素と酸素という2つの拮抗元素の適切な比率によって決まります。空気が多すぎると、炉は還元不足の兆候を示し、一般的には燃料の増量が必要だと解釈されますが、燃料の目的は余剰空気を燃焼させることなので、これは全くの無駄です。蒸気ボイラーで燃焼される余分な石炭によっても、さらに無駄が生じます。真の解決策は、空気の量を減らすことです。過剰なコークスを燃焼させるのは、鉱石を精錬するのと同じくらい大変な作業です。燃料が多すぎると、必ず炉の速度が遅くなり、火が上方に燃え上がり、固体炭素による還元が優勢になります。適切な量の空気で最小限の燃料比率を維持することで、鉄が固体炭素ではなくガスによって還元される条件が促進されます。

爆風圧力。—圧力には必然的に抵抗が伴います。爆風圧力は、バッスルパイプに取り付けられた単純な水銀圧力計で測定すると、2つの方法で増加させることができます。(1) 装薬の隙間を通過する空気量を増やす。これは間違った方法ですが、残念ながら、私たちの実務ではあまりにも一般的であるため、非難するためだけでも言及する価値があります。(2) 空気量を変えずに、隙間チャネルによって生じる摩擦を増やすことによって、77 内部抵抗を適切に調整することで、炉の断面を小さくする（つまり、より細かい装入物にする）、あるいは長くする（つまり、より高い製錬塔にする）ことができます。したがって、適切に調整された内部抵抗こそが、高炉の唯一の真の基盤であり、適切に調整された高炉は、迅速な製錬、低い白熱ゾーン、そして装入塔内をゆっくりと上昇するガスによる鉱石への非常に強力な作用をもたらします。これらの条件は、COによる鉄の還元を促進します。このように、明らかに主要因である内部抵抗の調整は、炉への適切な装入によってのみ達成できます。

装入物の投入 ―装入物が溶融ゾーンに到達する前に、その予備的な準備が徹底的であればあるほど、実際の製錬はより速やかに進むことは自明である。乾燥、加熱、還元などの通常の準備工程を経ずに、時期尚早に羽口に到達した原鉱石は、徐々に溶解するか、スラグとして機械的に運び去られるまでそこに留まらなければならない。このようなことが起こると、プロセスは著しく遅延する。同様の理由から、装入物の成分を均一に混合すれば製錬が促進されるはずであり、私はあらゆる場合において装入物の成分を均一に混合することを推奨する。

供給の理論は単純だが、実際はそうではない。装入物が均一な大きさの塊で構成されていれば、上昇するガスは炉壁に近い抵抗の少ない通路を見つけ、それを優先的に炉体の中心へと導くだろう。通路が狭くなると、ガスの速度が速くなり、装入物の中心部がガスの作用を受けなくなるだけでなく、通過する部分も過熱される。多くの鉱石粒子が壁に焼結したり、煙道の粉塵として持ち去られたり、スラグが早期に形成され、燃料が無駄になる。要するに、過熱に伴うあらゆる不規則性と損失が発生する。実際には、装入物は決して均一ではなく、粗粒と細粒の混合物である。より細かい材料を壁の近くに、より粗い材料を中央に配置することで、ガスが製錬塔全体を均一に上昇するように調整することができる。炉の上部から静かに、かつ全体的に均一に煙が出ているのは、炉に燃料が適切に供給されていることを示す目に見える兆候です。

大きな電荷の影響。—しばしば指摘されている78 ある一定の範囲内では、装入量が多い方が少ないよりも好ましい結果が得られるということが分かっており、この事実を説明するために数多くの試みがなされてきました。私の観察によれば、少なくとも鉱石と燃料が交互に層状に装入される場合、合理的な説明として次のことが考えられます。鉱石の装入量が多いということは、それに応じて燃料の装入量も多いということです。ガスはコークスを容易に通過できるため、各燃料層はガスが炉全体に分布する機会をもう一度与えることでガスの流れを均一化する傾向があり、その後に遭遇する鉱石の各層はガスを覆い、ガスが圧力下で通過することを強制します。これは効果的な化学反応に最も好ましい方法です。

機械式供給炉では、鉱石と燃料は通常、貨車から同時に投入されるため、別々の層が分離されず、供給不良による影響を防ぐための分配ゾーンが存在しない。したがって、粗粒と微粒の適切な配置を確保するには、より一層の注意が必要となる。このことが、初期の機械式供給の試みのほとんどが失敗に終わった理由をある程度説明しているのかもしれない。

装入物の機械的特性。—非常に細かい装入物はガスを過剰に覆い、数カ所でガスが破裂して吹き抜け穴を形成し、操業を著しく妨げ、スラグ中の原鉱石の損失を引き起こし、過熱によるあらゆる弊害を伴います。少量の塊と残りが細かい装入物は、さらに好ましくない組み合わせです。非常に粗い装入物はガスの排出を容易にし、最終的には同様に過熱と還元不良を引き起こします。解決策は、細かい鉱石をブリケット化し（ただし、できればすべてではなく）、粗い鉱石を理想的な結果に近づく程度に粉砕することです。理想的な結果は、おおよそ、直径5～2インチの破片が約3分の1、2～0.5インチの破片が3分の1、残りの3分の1が0.5インチ以下の破片で構成される混合物として説明できます。コークスは装入前に多少砕いておく方が望ましい。良質のコークスに通常伴う程度の微粉は、全く問題ない。フォークでコークスを扱い、微粉を捨てるという一般的な方法は、良質な燃料の無駄遣いとして非難されるべきである。装入するスラグは、直径6インチ以下の破片に砕くべきである。79 スラグ殻の塊を丸ごと投入するやり方は良くない。スラグを熱いまま使用しても経済的ではなく、必要なのは熱いものではなく冷たい装入物である。装入物に適量の水分が含まれているのは良いことだが、それは容易に乾燥できる形態でなければならない。鉱石混合物を敷き詰める際に湿らせたり、装入物に投入する前に水を撒いたりすることは、しばしば有利である。この水分を蒸発させるには燃料を消費する必要があるが、製錬ゾーンが上昇する場合ほどではない。しかし、炉に直接大量の水をかけることは、いかなる状況下でも許されない。ただし、他のより確実な手段が認識されていない場合に、過度の過熱を抑えるための抜本的な措置として、そのようなことが時折行われることがある。装入前に適度に水を撒く主な利点の1つは、多くの場合、より好ましい機械的特性をもたらし、細かすぎる装入物では塊状に近い状態に近づけ、粗すぎる装入物では詰め込みを助けることである。

粗鉱と細鉱の挙動の違い― シャベルで鉱石をすくうと、底部と中央には細鉱が、上部と側面には粗鉱が優勢であることが観察されます。シャベルから投げると、粗鉱は細鉱を追い越して落下します。円錐状に積み上げると、粗鉱は底部に転がり落ち、細鉱は頂点付近に残ります。このように、動きやすい粗鉱と動きの鈍い細鉱の挙動の違いが、手動式と機械式両方の供給作業における実務上の鍵となります。供給装置に粗鉱を中央に、細鉱を側面に投げ入れるように指示するだけでは不十分です。他の方法の方が簡単であれば、そのような指示はほとんど意味をなしません。正しい方法を間違った方法よりも容易にすることで、望ましい結果を確実に得ることができます。

一般的に、床板のスロットから手動で投入する開放型炉は、両側に長い投入扉があるフード付き炉ほど満足のいく結果が得られないことが認められています。開放型炉では、投入物を側面に投げ出すのが比較的難しく、スロットが狭いほど難しくなります。投入物の大部分は中央付近に落下し、その場所が側面よりも高くなります。細かい鉱石は落下した場所に留まる傾向がありますが、粗い鉱石は側面に転がり落ちる傾向があるため、投入物の配置が本来あるべき配置とは正反対になります。フード付き炉では、ほとんどの材料は自然に扉の近くに落下し、粗い鉱石が転がり落ちる中央よりも側面が高くなり、80 鉱石をシャベルで投入する際の投擲によって、粗い鉱石が中央部に集中する傾向がある。

適切な条件バランスが見つかれば、ルーチンの絶対的な規則性が良好な結果の秘訣となる。経験豊富で有能な給油担当者は、その仕事の良心的な規則性によって功績を上げている。前任者の給油不良によって炉が損傷している場合、プログラムを多少変更する必要があるかもしれないが、彼の基本原則はまず規則性を回復し、それを維持することである。給油能力の低い担当者は、たった1回のシフトで、キャンペーン期間中に修正に何日もかかるような障害を引き起こす可能性がある。個人的な要素は、良いことよりも害をもたらすことが多い。

機械式供給。―供給者の作業が機械の規則性に近づくほど優れていると認められるならば、人的要因を完全に排除し、目的に合った機械を設計することが望ましいはずである。我々が達成したいことが明確であれば、これは比較的簡単な問題となるだろう。鉛製錬における機械式供給に対する偏見は、もはや正当な根拠はない。多くの大規模工場で既に成功裏に運用されており、他の工場にも導入が進められている。我々の炉はシャベルでは対応できないほど大きくなり、従来の材料処理方法では効率の限界を超えてしまった。我々は否応なく機械式供給に移行せざるを得ないのだ。しかし、導入の動機が何であれ、その主な正当性は、設置と適切な調整が成功裏に完了した後、結果として得られる操業成績の大幅な向上、金属節約などによって明らかになるでしょう。これにより、冶金技術者が対処しなければならない最も不確実な要素の1つが取り除かれ、手動供給に伴う不規則性の下ではほとんど不可能だった方法で、他の要素（燃料と送風の比率、スラグ組成など）をより明確に把握し、研究および調整することが可能になります。

81

銀鉛高炉の機械的供給[12]
アーサー・S・ドワイト著
（1903年1月17日）

歴史的事実。 1888年、ミズーリ州セントルイスのセントルイス製錬精製会社では、カップアンドコーン方式で供給される銀鉛炉が稼働していたが、おそらくそれ以前にも同様の試みが行われていたと思われる。というのも、ハーンは（「米国の鉱物資源」、1883年）でこの装置を用いた実験について概括的に言及しており、炉内の熱が徐々に上昇して過熱を起こしたため、実験は成功しなかったとしているからである。私がセントルイス工場を訪れた時（1888年）、炉は過熱の兆候を示していたが、これは炉の典型的な状態ではなかったかもしれない。セントルイスの炉を建設したAFシュナイダーは、その後、ニュージャージー州パースアンボイのグッゲンハイム工場にカップアンドコーン方式の供給装置を備えた円形炉を建設したが、良好な結果が得られたと言われているものの、精製製品の処理は、一般的な鉱石製錬における性能の基準にはならない。

カップアンドコーンフィーダー。—カップアンドコーンは円形炉への供給には全く合理的な装置ですが、長方形炉への供給には全く不向きです。メキシコのアグアス・カリエンテスでは、銅製錬用に後者のタイプの炉が2組の円形カップアンドコーンフィーダーとともに設置されましたが、この装置を鉛炉に適用したところ、悲惨な結果となりました。円形の分配が長方形炉の要件に適合することはあり得ないことを考えると、その理由は明らかです。ニュージャージー州パースアンボイの工場では、より合理的な装置が設計されました。

図2. —ニュージャージー州パースアンボイの鉛炉。図3と直角の垂直断面図。
プフォートカーテン。約10年前、アメリカの製錬所のいくつかはプフォートカーテンを採用し、82 要件は、鉄製のデッキプレートから吊り下げられた鉄板製の筒で構成され、筒と炉壁の間に約15インチの空間が確保され、この空間は炉のダウンテイクに接続されていた。筒には装入床まで鉱石が満たされていた。この装置は、炉の煙の発生を防ぎ、装入作業の手間を軽減するため、しばらくの間人気があったが、装入物がどのように沈んでいくかを観察することが不可能であったため（83 （それを指ぬきより下に落とす）一方、付着物を防ぐためにカーテンを取り外す必要があり、最も重要なことは、粗粒と細粒の分布が正しいものとは逆になり、炉の作業が不規則になり、金属の損失が大きくなることであり、炉壁近くでガスを排出することでその悪影響が強調された。

図3．—ニュージャージー州パースアンボイの鉛炉。図2と直角に交わる垂直断面図。
84

テルヒューン格子。 —RHテルヒューンは、炉の両側に1つずつ、装入床の端から炉の中心線に向かって下向きに傾斜した2つの格子からなる装置（米国特許第585,297号、1897年6月29日）を設計した。格子は炉の中心に向かって先細りになっており、開口部もそれに合わせて側面に向かって先細りになっているため、装入物が格子に投入されると粗粒と細粒に選別される。この装置は、その概念において正しい。

プエブロ方式。— 1895年、WWアレンの指揮の下、プエブロ製錬精製会社の工場が改築され、機械式供給方式が導入された。この方式は、大規模に適用されて成功した最初の方式となった。この工場の炉は、送風口で60×120インチ、両側に直径4インチの送風口が6つあり、ノズル（水冷式）はジャケットの内側に6インチ突き出ている。送風口上の製錬塔の高さは20フィートである。ガスは装入床の下から排出され、炉の上部は、装入トロッコを排出する直前に係員が開ける、蝶番付きでカウンターウェイト付きの厚板鉄製の扉で閉じられている。シャフトの側壁には鉄製のドア枠があり、通常はレンガで塞がれているが、装入トロッコの移動を妨げることなく、修理やバーリングのためにシャフトにアクセスできるようになっている。シャフトを横切るように、通常のストックラインから約18インチ上に、3つのA字型の鋳鉄製偏向板が取り付けられており、シャフトの面積を4つの等しい長方形に分割している。

プラントの全体配置を図4に示す。装入台車ピットから、炉群と一直線上に、装入床面に対して17度の角度で傾斜した架台が伸びている。軌道の軌間は、炉の上部の長さとほぼ等しい。鋼製のテールロープで駆動される装入台車は、この軌道上を装入台車ピットから炉群内の任意の炉まで横方向に移動する。巻き上げドラムは、炉建屋内の傾斜部の頂上に設置されている。炉建屋内の端には、テールロープに適切な張力を維持するための重りが付いた締め付け滑車がある。装入台車の積載量は5トンである。底面はA字型で、作業員1名がボルトを素早く操作して台車を降ろせるように設計されている。

図4．—プエブロ遺跡群。斜面を通る縦断断面図。
車が移動している間、荷役係は二人一組で荷車に荷物を積み込み、それぞれが半分ずつ積み上げていく。85
86特定の材料を積み込む。その後、彼らは分かれて、それぞれ両側の車輪係の列に適切な位置につく。車が戻ってくると、車輪係は順番に自分のバギーを車の両端に降ろす。コークスは粉砕を避けるために最後に投入される。車輪係は常に車に備えていなければならず、車の戻りを待たなければならないため、このシステムは厳密には労働の節約にはならない。そのため、通常よりも多くの車輪係が必要となる。図5、6、7は車を示す。

図5．プエブロ社製充電車（側面図）
両端から投入して満たした貨車の垂直断面を見ると、粗鉱と細鉱が規則的とは程遠い配置になっていることがわかる。その構造を分析すると、両端付近に円錐形の山があり、その間に谷があり、そこでは粗鉱が優勢であることがわかる。先に述べた炉内の偏向板は、装入物が投入されるときに細鉱を分散させる役割を果たす。偏向板がなければ炉への供給は失敗に終わるが、偏向板があれば成功する。ただし、炉は高温の頂部で運転される傾向があるため、完全には成功しない。7基の炉で、それぞれが1日平均100トンの鉱石を製錬すると、手作業での供給と比較して、1日あたり63ドル、つまり鉱石1トンあたり9セントの節約になる。これには蒸気のコストが含まれるが、機械の摩耗は含まれない。これは明らかに最大値である。炉の数が少なくなれば、機械式原料の固定費がすぐに1トン当たりのコストを押し上げ、結果として両システムの経済性はほぼ同等になるだろう。

87

図6．プエブロ充電車（平面図）

図7．プエブロ社製充電車（側面図）
88

イーストヘレナシステム。—これは、HW ヒクソンによってユナイテッド製錬精製会社のイーストヘレナ工場に導入されました。工場は、それぞれ 48 × 136 インチの鉛炉 4 基と、21 フィートの製錬塔で構成されていました。これらはすべてオープントップ炉で、中央のスロットから原料が供給され、ガスは床下から排出されました。2 台の Allis デュプレックス水平ピストンブロワー (直径 36 インチ、ストローク 42 インチのエアシリンダー、電動モーターからベルトで駆動) によって供給される 30 ～ 48 オンスの送風を使用し、24 時間あたり約 180 トンの原料 (鉱石とフラックス) を製錬することができました。ヒクソンの供給方式は、緊急時に手動供給に簡単に戻れるように完全に遮断することなく、既存の条件を満たすように設計されていました。図 9 に示すように、炉の列に対して直角にトラックウェイがあります。傾斜路を登り上がった車は移送台車に降ろされ、ケーブルを外した後、テールロープシステムを使って炉の上を移動させることができる。装入車の軌間は4フィート9インチ、移送台車の軌間は11フィート8インチである。傾斜路の下端にあるスイッチにより、2台の装入車を使用でき、1台が装入されている間に、もう1台が移動している。空の車を下ろす際には、移送台車から手動ウインチで始動させる必要がある。図10と図11は装入車を示し、図12は移送台車を示す。

図8．プエブロ式炉。（炉頂部の断面図）
装入車は 10 × 4 × 3.5 フィートで、鉱石、フラックス、スラグ、燃料を 6 トン積載でき、鉱石とフラックスの合計は通常 8800 ポンドです。底部は平らで、側面に蝶番で取り付けられた 2 つの扉で構成されており、車の上部にある縦方向の巻き上げ機に巻き付けられたチェーンによって閉じられています。装入ピットは鉄板で覆われており、中央にスロットがあります。89 各車両は、炉の上部のスロットと全く同じ形状をしている。積載された鉱石運搬車は、2人の作業員によって車輪から取り出され、荷降ろし作業中にスロットに沿って引きずりながら、各運搬車の中身を積載車の全長にわたって慎重に分配する。各運搬車には1種類の原料のみが入っており、所定の順序で連続して積載車内に薄い層を形成する。コークスは3層以上に分けられる。

図9．―イーストヘレナシステム。（縦断面図および傾斜面平面図）

図10．―イーストヘレナ充電車。（側面図）
この装置の最初の数回の試作は満足のいくものではなかった。炉はすぐに過熱状態になり、鉛の生産量が減少し、手作業に戻す以外に解決策はなかった。90 投入。全量の鉱石が炉の中央に投入されると、中心部に微粉の塊が形成され、塊は壁に向かって転がり落ちる傾向があった。この好ましくない傾向は、装入貨車の底部を支える鎖の存在によってさらに強調された。貨車を排出するために鎖をほどくと、装入物に鎖が挟まり、貨車の側面に多かれ少なかれ押し付けられるため、扉が下ろせなかった。そのため扉はゆっくりとしか開かず、しばしば係員が棒で補助する必要があった。このゆっくりとした開閉の結果、かなりの量の微粉鉱石が最初にふるい落とされ、炉の中央に隆起を形成した。最後に落下する粗い部分は、その斜面から自然に側面に向かって転がり落ちた。1899年4月に筆者が訪問した際に判明したこの事実が、事態の鍵となった。テールロープ機構を操作する係員は、最初の3分の1または2分の1の装入物が落下している間は、搬送台車をスロット上で素早く前後に動かし、残りの排出中は台車をスロットの真上に静止させて、粗い材料が炉の中央に落下するように指示された。こうして、比較的細かい材料の山が、スロットの両側に1つずつ、装入床に残された。これらはその後、炉の両側に材料をしっかりと投げ捨てるように指示され、手作業で投入された。

図11．―イーストヘレナ充電車（平面図）
この改良された手順が開始されたとき、炉の上部は非常に高温になっていました。数時間後には過熱は解消され、鉛の生産量は増加し、炉は正常に稼働するようになりました。これは1899年5月1日頃に行われ、91 当時から1900年2月20日頃まで、上記のように改良されたヒクソン式供給装置は継続的に稼働していた。1898年10月、3基の炉を稼働させ、手作業で供給していた場合、炉1基あたりの労働コストは1日あたり42.06ドルであった。1899年10月、同じ数の炉を稼働させ、機械式供給装置を使用した場合、1日あたり41ドルとなり、1トン当たりのコスト削減額はわずか0.6セントであった。

図12．―イーストヘレナ鉄道の充電車と移送車。（立面図）

図13．―スプレッダーとカーテンを備えたイーストヘレナシステム。（実験型）
ドワイト式スプレッダーとカーテン。— 1900年1月、筆者は再びイーストヘレナ工場を訪れ、高価な東部産コークスの代わりに、ある安価な地元産コークスがうまく使えない理由を調査する機会を得た。奇妙に思えるかもしれないが、コークスの特異な挙動は、炉への不適切な供給に起因することが判明した。当時9ヶ月間稼働していた機械式供給システムをさらに調査したところ、決して完璧ではなく、ヒクソン車から排出された材料を適切に分配し、手動供給を完全に不要にするスプレッダーを設計することが望ましいと思われた。図13に示すように、実験的な構造物が配置された。供給スロット周辺のフランジ付き鋳鉄板を押し戻し、45度の傾斜を持つ屋根型のスプレッダーを隙間に設置し、両側に約8インチ幅の開口部を残した。92スプレッダーの両側に鉄製のカーテンを2枚吊るし、スプレッダーを滑り落ちる細かい鉱石がカーテンの端を越えて炉の両側に向かって飛び出し、粗い鉱石がカーテンに当たって炉の中央に向かって跳ね返るように調整した。このようにして行われた選鉱は、カーテンを上げ下げすることで調整可能であった。この装置は驚くほどよく機能することがわかった。最初にこれを装備した炉はすぐに改善を示した。旧システムで稼働していた他の炉と比べて、平均速度が向上し、送風量が少なく、スラグとマット中の鉛が少なく、地金生産量も多かった。スプレッダーとカーテンの成功が確立されたため、炉には恒久的な構造物が設置され、唯一の変更点は、スプレッダーの稜線を床面と同じ高さに下げ、カーテンを93 それらは省略されたが、それらの補助がなくても供給は明らかに満足のいくものであった。それらがない状況では、散布機を下げることは適切な手順であった。なぜなら、それによって材料が均一に分散され、壁面の摩耗も軽減されたからである。最終的な形状は図14に概略的に示されている。これは1900年2月以来イーストヘレナで完全に満足のいく結果をもたらしており、ユタ州ソルトレイクにあるアメリカン製錬精製会社の新しい工場の機械式供給装置の基礎として採用されている。

図14．―イーストヘレナシステム。（最終形態、概略図）
システムの比較。—機械設計においては、プエブロのシステムはイーストヘレナのシステムよりも優れており、構造と操作がより簡素である。ケーブルの取り付けや交換、搬送車の操作などに時間を浪費することはない。どちらのシステムでも、線路は炉の真上を直接走っており、炉の修理中はこれが不便となる。プエブロの車両は構造が簡素で、往復にかかる時間はイーストヘレナの車両の約半分であるため、後者の2両の車両はこの点において大きな違いをもたらさない。プエブロの装入車への充填システムもより迅速である。94 容量1トンあたり、イーストヘレナの貨車を満杯にするのに2.5～3倍の時間がかかります。これは、車輪係の待ち時間が長くなり、結果として材料の移動コストが高くなります。おそらく、処理する装入物1トンあたり7～8セントがプエブロに有利になります。しかし、どちらのシステムも労働力を無駄にしています。炉の結果については、イーストヘレナシステムでの装入物のより良い分配により、炉の運転の規則性が大幅に向上し、過燃焼傾向が減り、燃料の節約、炉壁への付着物の減少、金属の節約が大きくなると考えられています。これらの結論の半分が正しいとすれば、装入貨車の満杯コストにほぼ完全に起因する、プエブロシステム有利の1トンあたり7～8セントの差は、炉に均一かつ適切に供給されることの重要な利点に比べれば取るに足らないものになります。

装入カートの真の機能。—機械式供給装置の根本的に重要な特徴は、供給を実現するためにどのような近似的な手段が用いられたとしても、炉内に材料を自動的に分配する部分である。

鉛精錬の実務で試されてきた数多くの供給装置をざっと見てみると、小型の荷車や手押し車から炉に原料を投入する方式は、粗粒と細粒の適切な分級と分配を概して確保できず、結果として失敗に終わった一方、原料を大きな単位で炉に運搬するための装入貨車というアイデアが採用されたことは、成功と同時期に起こったように思われる。したがって、多くの人が装入貨車を重要な要素とみなすのは当然のことである。しかし、この問題に対するこの見方は、事実の真の視点とは一致しておらず、全く不必要な形で適用範囲を限定しているにすぎない。装入貨車の本質的な機能は、安価で便利な輸送であることは明らかである。原料の分配は全く別の問題であり、プエブロ方式のように装入貨車が補助的に用いられる場合もあれば、イーストヘレナ方式のように全く異なる特別な手段が分配に用いられる場合もある。

議論を最後まで進めるために、イーストヘレナの工場が95 段々畑式採掘システムを採用し、炉頂部は鉱石貯蔵庫の床面と同じ高さにする。いくつかの注意点を守れば、スプレッダーは、現在装入貨車で運ばれる大量の装入物と同様に、バギーで運ばれる少量の装入物でも良好な結果が得られ、炉への搬送費用は、現在装入貨車ピットへの搬送費用と実質的に変わらない。もちろん、炉頂部は、バギーが排出時にスロットに沿って移動できるように配置する必要があり、装入貨車への充填時と同様に、炉壁と平行な必要な縦方向の分布が得られるようにする必要がある。スプレッダーの両端を寄棟屋根のように構築すれば、前後の適切な供給が確保される。

このように、搬送車、ひいては高額な修理費や運転コストのかかる強力な昇降装置の必要性を排除することで、機械式供給の問題を大幅に簡素化し、現在では実現不可能と考えられている多くの既存工場において、自動供給を成功裏に導入する道を開くことができる。

96

製錬と精製のコスト
　マルバーン・W・アイルズ著
（1900年8月18日）

鉛製錬に関する技術文献には、コストに関するデータが著しく不足している。多くの著者は、化学的側面と工学的側面を詳細に論じれば、自らの責務を果たしたと考えており、コストに関する産業的な考察は経験によって導き出されるものとしている。技術者や冶金学者が様々な製錬工程におけるコストに関するデータを収集したとしても、それを私的な情報とみなしたり、あるいは自身の利用のために秘匿したりするなど、一般には公表をためらう傾向がある。

以下のコスト表は、コロラド州デンバーのグローブ製錬所における製錬および精製の実際の結果に基づいて作成されたものであり、鉛製錬に関する文献に貴重な情報を提供することを期待して掲載しています。これらの結果は暫定的なものであり、記載された期間においては正しいものの、現在の製錬条件に合わせるには大幅な調整が必要です。

鉱石1トン（2000ポンド）あたりの手焙焼コスト

1887 3.975ドル │ 1893 —
1888 4.280 │ 1894 3.429
1889 4.120 │ 1895 2.806
1890 3.531 │ 1896 2.840
1891 3.530 │ 1897 2.740
1892 — │ 1898 2.620
当初、焙煎は主に手作業で行われていましたが、後にブラウン・オハラ社製の機械式焙煎炉が2台導入され、コストは削減されました。しかし、この種の焙煎炉に通常期待されるほどの削減効果は得られませんでした。これは、修理に多額の費用がかかり、それに伴う作業時間のロスが、生産量増加による見かけ上の利益を相殺したためです。上記の数値は、焙煎業者への請求額が管理費、事務費などの経費に比例していたため、平均よりもやや高いと考えられます。

97

年間コスト削減を検討する際には、炉の構造や操業における多くの変更、および労働力、燃料などの項目を考慮に入れなければならない。1887年から1899年にかけて、手動焙焼炉の構造における主な変更は、幅を2フィート増やすことであり、これにより各鉱石投入量に200ポンドを追加することが可能になり、24時間あたり炉1基あたり合計1200ポンドの増加となった。投入物の処理において、製品の状態に重要な変更が加えられた。以前は、材料は溶融箱で溶融され、溶融またはスラグ状の状態で炉から取り出されていた。これにより、投入物の粉塵がほとんど発生せず、炉の生産量が大幅に増加するため、シャフト炉でのその後の処理に優れた材料が得られたが、鉛と銀の損失が大きいという欠点が利点を大きく上回り、溶融箱を完全に廃止する必要が生じた。経験から、製品の最適な状態は半溶融または焼結状態であることが判明した。これは、スラグポットに引き込まれた焙焼鉱石の粒子を、重い鉄製の円盤で叩いて圧縮した状態である。このような条件下での微粉の量は非常に少なく、鉱石中の鉛の含有率、使用する熱量、および圧縮の程度によって決まる。

総コストが削減された理由の一つは、1893年の金融混乱後の人件費の減少であり、もう一つは燃料費の削減である。以前は高価だった塊炭が、コロラド州南部産の緩い炭に置き換えられたためだ。

2つの方法による人件費を比較すると、機械式焙煎炉の方が1トンあたり54セント有利であることがわかります。しかしながら、この有利な点はコストがかかり、必要な大量の高級燃料と、以下の表には示されていない修理費用によって相殺されてしまうと私は考えています。実際、5年後、あるいは10年後には、手動焙煎機による1トンあたりの平均焙煎コストは、これらの機械式焙煎機によるコストよりもさらに低くなるだろうと私は確信しています。

焙煎コストの詳細を説明し、手動焙煎機と機械式焙煎炉の比較を示すために、以下の表を作成しました。

98

1898年における手動焙煎機および機械式炉の月平均コストの詳細

月 ハンドロースター ブラウン・オハラ機械炉
1日あたりの焙煎総トン数 1日あたりの焙煎トン数 労働 石炭 一般経費 労働 石炭 一般経費
1月 5,691 184 1.47ドル 0.53ドル 0.80ドル 0.92ドル 0.80ドル 1.32ドル
2月 5,677 203 1.44 0.44 0.99 0.72 0.58 1.01
行進 5,821 188 1.51 0.53 0.64 0.76 0.64 0.62
4月 5,472 182 1.47 0.47 0.71 0.80 0.69 0.87
5月 5,444 176 1.55 0.51 0.84 0.80 0.69 0.81
6月 4,859 162 1.58 0.48 0.71 0.90 0.68 1.17
7月 5,691 184 1.59 0.48 0.75 0.72 0.56 0.64
8月 5,910 191 1.55 0.46 0.83 0.72 0.55 0.75
9月 5,677 189 1.55 0.45 0.74 0.73 0.55 0.67
10月 6,254 202 1.48 0.49 0.72 0.65 0.50 0.60
11月 6,291 213 1.42 0.47 0.80 0.66 0.53 0.70
12月 5,874 198 1.45 0.48 0.78 0.79 0.63 0.81
平均 1.50ドル 0.48ドル 0.77ドル 0.76ドル 0.62ドル 0.83ドル
合計 2.75 2.21
製錬コスト― 米国の鉛鉱石混合物には、鉛の他に金、銀、そして一般的に銅が含まれており、これらの金属を回収するために処理されます。製錬の総コストは、多数の項目から構成されています。立地と輸送、燃料、融剤、労働力といった問題が主な要因であり、これらに加えて、炉への原料の搬入と搬出、炉自体、その大きさ、形状、製錬方法、送風量と圧力なども考慮する必要があります。1887年から1898年までの以下のコスト表は、製錬技術の発展における大きな進歩と、それに伴う鉱石1トンあたりの処理コストの削減を概ね示しています。

製錬の平均コスト（1トンあたり）

1887 4.644ドル 1891 4.170 1895 2.786
1888 4.530 1892 4.906 1896 2.750
1889 4.480 1893 3.375 1897 2.520
1890 4.374 1894 3.029 1898 2.260
この製錬コスト表に関連して、1887年から1889年の期間に生じた変化を考慮する必要がある。その概要は以下のとおりである。

99

1886年と1899年の製錬状況を比較し、発展の進展を示す

インディアナ州トゥイレスの炉エリア。 トゥイエレス、フォートからの爆撃の高さ。 爆風圧力（ポンド/平方インチ） 前炉容量（立方フィート） スラグ沈殿 燃料 除去されたスラグ量（1回あたりの重量） マット除去済み、1回あたりの重量（ポンド）
1886 30 × 100 11 1 6 鉢植えで 木炭 手作業で280 手作業で200
1899 42 × 140 16 3～4 128 炉の中で コカ・コーラ 機関車による輸送：3000～6000 馬で2000～3000
工場内における手作業の代替として機械輸送を導入する余地は十分にあると考えており、現在16～22％の灰分を含むコークスを、より純度が高く高品質な燃料に置き換えることで、燃料費を大幅に削減できると確信しています。

パークス法による精錬コスト― 一般的に、ベースとなる地金の精錬コストは1トンあたり3ドルから5ドル程度であると言えます。この金額は、人件費、亜鉛鉱石、石炭、コークス、消耗品、修理費、および一般経費に基づいています。利息、手数料、仲介料、および副産物の処理といった追加項目を考慮に入れると、総精錬コストは処理される地金1トンあたり約10ドルとなります。

コストの変動は時折発生し、その主な原因は、地金供給の不規則性とそれに伴う工場の操業への影響など、いくつかの要因によるものです。処理に利用できる地金の量が少ない場合、工場は最大能力で稼働できず、1トンあたりのコストは当然増加します。この変動を説明するために、1893年の9ヶ月間に精製されたベース地金1トンあたりの平均コストを以下に示します。

1月：4.864ドル、2月：5.789ドル、3月：5.024ドル、4月：3.915ドル、5月：5.094ドル、6月：4.168ドル、7月：4.231ドル、8月：4.216ドル、9月：5.299ドル。

年間変動はほとんど変化がなく、1トン当たりの平均コストは1893年が4.75ドル、1894年が3.99ドル、1895年が4.21ドル、1896年が3.90ドルでした。精錬の総コストを検討する際には、利息、表現料、分離料、仲介料、副産物の再加工といった追加要素も考慮する必要があります。ドレ銀が工場内または他の場所で処理されるにつれて、総コストは少なくなります。100 またはそれ以上。以下の表は、同一工場で切断作業を行う場合の費用を詳細に示しています。

処理された地金1トンあたりの精製にかかる平均月間コスト

商品 1895年1月から7月 1895年7月から12月 1896年1月から7月 平均
労働 2.351ドル 1.718ドル 1.836ドル 1.968ドル
亜鉛合金 0.757 0.840 0.987 0.861
石炭 0.585 0.442 0.461 0.496
コカ・コーラ 0.634 0.418 0.511 0.521
消耗品、修理費、
その他諸経費 0.343 0.273 0.252 0.289
興味 1.808 1.075 1.070 1.317
表現 1.360 1.015 0.882 1.085
別れと仲介 2.483 2.084 1.796 2.121
副産物の再加工 1.567 1.286 1.625 1.492
合計 11,888ドル 9.151ドル 9.420ドル 10.151ドル
精製された地金のトン数：5,511.58 9,249.07 10,103.43 8,287.99
様々な費用項目を分析することは重要であり、以下にその概要を簡単に示します。

人件費と人件費― この項目にかかる費用は年によってほとんど変動がなく、その削減は主に賃金の削減ではなく、一人当たりの生産量の増加によって決まります。同じかわずかに増加した人件費で生産量を増やすことができれば、トン当たりの人件費は減少します。これは、炉の容量を拡大し、地金とその製品をより簡単かつ迅速に処理できる装置を使用することによって実現されます。現代の精錬所で使用されている炉、沈殿槽、レトルトのサイズが小さいことは批判の対象となりますが、この点については大幅な改善が可能だと私は考えています。

亜鉛合金。―この商品の価格は市場状況によって変動しますが、地金1トンあたりの必要量が固定されているように見えるため、今後ほとんど変化はないでしょう。

石炭。―地金1トンあたりに必要な量はほぼ一定であり、石油やガス燃料に置き換えることで燃料費を削減できる可能性はあるものの、燃料費は総コストに比べて非常に小さく、この分野での改善の余地はほとんどない。

備品。―この項目には、ほうき、シャベル、手押し車などが含まれ、その量は少量で、毎年ほぼ一定です。

修理。—このアイテムは非常に小さく、正常に動作します101構造上、床材には特に注意を払いたい。床材は厚さ1.5～2インチの鋳鉄板でできており、よく突き固め平らにした地面の上に2～3インチの砂を敷き詰めて敷くべきである。レンガの床を常に補修するのは面倒なだけでなく、追加の労力が必要となるため費用もかさむ。さらに、レンガの床では金属くずを節約することもできない。

長期的には、炉や釜の露出したレンガ部分をすべて鉄板で保護することが経済的であることがわかるだろう。

製油所建屋の建設にあたっては、将来増築の可能性が最も高い端部や側面を除き、レンガ壁を使用することをお勧めします。端部や側面には波形鉄板を使用しても構いません。屋根は波形鉄板にすべきではありません。結露水や漏水が溜まりやすく、水が絶対に避けるべき場所に滴り落ちる恐れがあるからです。鋳造時に鋳型内に水が少しでも存在すると、爆発を起こして溶融鉛が飛散し、作業員に危険を及ぼす可能性があります。

通常の波形鉄板屋根の修理費用は、厚さ1インチの板を半インチ間隔で並べ、全体をタールフェルトで覆い、少なくとも27 B. W. G.の鉄板で覆い、グラファイト塗料で塗装し、リブ付きの波型鉄板を平行に並べて接合することで削減できる。

一般経費。—この項目は概ね一定であり、特段のコメントは不要です。

利息。―この重要な項目は、通常、相当な額になります。なぜなら、地金やその他の金銀含有物質の在庫が非常に多いためです。そのため、在庫や副産物の蓄積を防ぐよう、特に注意を払う必要があります。事業運営のために時折必要となる追加資金は、直接融資ではなく、運転資金の増額によって賄うことが望ましいでしょう。

表現方法― この項目は一般的に規模が大きいため、精製工場の立地に関する当初の計画において考慮に入れるべきである。

分離処理。—分離処理と仲介手数料は製錬コストの中で最も大きな項目であり、当然のことながら、現代の製錬所は自社で分離処理設備を保有すべきである。

副産物の処理。―これは大きな項目です。102 費用面でも問題があり、現状の方法には欠陥があり、時間がかかり、費用も高額であるため、その改善に十分な注意を払うべきである。

要約。処理されたベース地金1トンあたりの費用がそれぞれ以下のとおりです。亜鉛めっき鋼板：0.85ドル、石炭：0.50ドル、コークス：0.50ドル、消耗品、修理費、一般経費：0.35ドル、合計：2.10ドル。これらの費用を大幅に削減できるかどうかは疑問です。

費用が高額な項目は、人件費2ドル、利息1.32ドル、運送費1.10ドル、手数料および仲介料2ドル、副産物の再加工費1.50ドル、合計7.92ドルです。通常、総支配人は利息、運送費、仲介料の項目を担当し、人件費と副産物の加工については冶金技師に任せています。

デンバーで採用されている製錬方法の費用は、労働コスト、亜鉛鉱石の運賃、燃料費などが変動する他の地域とは必然的に異なります。ミシシッピ川沿いの地域、特にニューアークやニュージャージー州パースアンボイのような大西洋沿岸の都市では、間違いなくより低コストで精錬を行うことができます。

米国の主要製錬所の多くが1つの経営陣の下に統合されたことで、上記のコスト数値は間違いなく変化するだろう。特に、記載されている金利コストは10%という高率であったが、現在は5%に下がっているため、その影響は大きい。その他の要因も精錬コストの削減に貢献している。現在生産されている地金は軟らかく、不純物の含有量が少ないため、より短時間で少ない労力で容易に加工できる。適切な管理により、一人当たりの生産量が増加し、ハワード攪拌機とハワードプレスによって亜鉛の精錬作業が簡素化され、コストも削減された。比較的最近のコスト状況を示すために、1898年の各月について以下の表を作成した。

1898年の精錬費用。人件費、亜鉛鉱石、石炭、コークス、資材費、修理費、および一般経費を含む。

1月 3.59ドル 5月 3.38 9月 3.35
2月 3.28 6月 3.56 10月 3.45
行進 3.26 7月 3.65 11月 3.20
4月 3.59 8月 3.54 12月 3.56
年間平均費用は3.45ドル。
103

もちろん、これらの数字には、利息、表現料、手数料、仲介料、副産物の再加工費用は含まれていないことは言うまでもない。

[この記事は1898年の状況について述べているが、それ以降、医療行為には改善が見られた。しかし、その改善は抜本的なものではなく、掲載されている数値は現状をかなり正確に反映していると言えるだろう。―編集者]

104

亜鉛精錬レトルト残渣[13]
EMジョンソン著
（1906年3月22日）

以下のメモは、1903 年にカンザス州ガスのチェロキー・ラニヨン製錬会社で行われた作業から抜粋したものです。これは実質的に実験でした。炉はるつぼ部分で 36 × 90 インチ、側面のボッシュが 10 インチ、端のボッシュが 6 インチでした。両側に 3 インチの開口部を持つ送風口が 5 つずつありました。側面ジャケットは 4.5 フィート × 18 インチでした。るつぼの上部から送風口の中心までの距離は 11.5 インチでした。

送風は、コネルズビル製の第4½号送風機1台によって行われた。炉は当初、羽口の中心から供給床までわずか11フィートしかなく、鉛の約60パーセントしか回収できていなかった。しかし、この鉛の損失は、炉が低いことだけが原因ではなかった。スラグとマットを分離する仕組みがなかったため、装入を引き継いだ際に供給床を3フィート上げ、羽口から炉頂までの距離を11フィートから14フィートに変更した。マット沈殿装置も設置した。これらの2つの変更により、月次報告書に示されているように、鉛の回収率は92パーセントに上昇した。炉が小さく、装入物中の酸化亜鉛の割合が高かったため、当然ながら操業期間は短かった。最長の操業期間は約6週間であった。これは、粗炭とコークスから篩分けされ、数か月風化した残渣で行われた。この特定の残渣には、約10パーセントの鉛も含まれていた。鉛。ふるい分けや風化処理をしていない、鉛含有量の少ない比較的新しい残渣は、あまりうまく機能しなかった。これらの残渣は石炭とコークスを多く含んでいたが、装入物中の良質塊状コークスの割合を12.5～13パーセント未満に減らすことは不可能に思えた。同時に、残渣の還元力は強く、通常の量のコークスと併用すると、るつぼ内で多少の問題が生じた。

105

半無煙炭を含む残渣を製錬すると、鉛の節約効果が低下し、火は炉の上部まで燃え上がり、青い炎を上げて燃焼したため、この種の材料の還元が必要となった。この残渣は5メッシュのふるいを通して濾過され、層状に湿らせた結果、非常に硬くなったため、爆破する必要があった。この種の材料で鉛の節約効果が低かったことは意外であった。というのも、燃料の一部を無煙炭に置き換えても、炉の冶金操作には影響がないと主張されていたからである。

スラグは非常に流動性が高く、常に非常によく流れていました。しかし、出銑するたびにその量に著しいばらつきがありました。これは炉の作業が不規則であったためではなく、次のように説明できると確信しています。残渣（篩分けや風化が全くされていないもの）は、石炭とコークスが約半分ずつからなり、非常にかさばり、重量比では装入物の約35パーセントを占めていましたが、スラグとコークスを除いても、体積比では50パーセント以上を占めていました。そのため、供給時には、そのすべてを装入物と混ぜ合わせるのは困難でした。炉への供給方法として、いくつかの異なる方法が試されました。最も満足のいく結果が得られたのは、石灰岩、粗鉱石、粗鉄鉱石とともに、残渣のほぼすべてを炉の中央に沿って供給し、細粒で製錬しやすい鉱石を側面に沿って供給する方法でした。スラグは炉全体に均一に広がり、コークスは炉の側面に多く付着していた。装入物は一度に数インチずつ落下し、中央部は側面よりもやや速く落下した。

容易に製錬できる鉛質の非鉄鉱石、鉄鉱石、石灰岩に関連する残留物のごく一部が、No.1と記されたタイプのスラグを形成した可能性がある。

SiO₂​ FeO MnO CaO ZnO Pb 農業
1 33.7 34.1 1.0 16.5 7.5 0.9 0.7
2 31.0 36.1 1.2 16.0 9.6 1.3 —
良好なスラグの流れで溶銑が排出されると、装入物が落下し、溶融ゾーンに比例して多量の残留物が生じ、これがNo.2と記されたタイプのスラグを形成した。また、異なる溶銑釜から得られたスラグ殻には顕著なばらつきが見られた。106 上記に挙げたような不具合は、もちろんどの高炉にもある程度は存在する。

溶融材料の平均分析値

名前 SiO₂​ FeO CaO MgO ZnO Al₂O₃​​​ Fe₂O₃​​​ S Pb 銅 農業 オー
Mo鉄鉱石 10.0 65.0 ; ; ; ; ; ; ; ; ; ;
石灰岩 1.5 ; 52.0 ; ; ; ; ; ; ; ; ;
方鉛鉱 1.5 2.4 ; ; 9.5 ; ; 11.0 74.0 ; ; ;
ベッド数の平均 50.8 16.2 ; ; 4.6 ; ; 3.3 9.1 ; ; ;
残基[14] 10.5 38.5 ; ; 18.0 ; ; 4.8 2.2 1.0 10.0 0.03
ローストマット[15] 9.0 48.0 3.0 ; 10.0 ; ; 4.0 9.9 3.0 21.0 0.06
制限 18.8 24.4 5.0 ; 14.5 ; ; 6.0 25.4 ; 13.0 0.07
コークスの灰 27.0 ; 14.9 4.5 ; 19.7 31.6 ; ; ; ; ;
H₂O​​ VM FC 灰 S ; ; ; ; ; ; ;
コカ・コーラ[16] 1.2 2.3 85.7 11.1 0.9 ; ; ; ; ; ; ;
生成された地金、スラグ、マットの分析

地金 スラグ マット
農業 オー SiO₂​ FeO MnO CaO ZnO Pb 農業 農業 オー Pb 銅
2月 90.0 1.15 31.2 35.9 1.0 14.5 10.3 0.88 0.98 19.0 0.04 8.7 1.5
行進 93.1 1.63 31.3 37.2 1.0 13.9 11.1 0.71 1.30 21.0 0.06 8.0 2.5
4月 104.3 1.59 29.8 37.7 2.7 13.9 11.4 0.52 1.40 23.0 0.07 7.0 3.5
5月 90.0 1.24 30.0 37.3 2.2 14.1 9.3 0.86 1.10 25.4 0.07 5.1 4.0
7月 78.7 1.00 32.2 37.4 1.0 13.9 9.8 0.50 1.15 21.3 0.03 8.9 4.0
8月 90.8 1.21 31.2 37.1 1.7 13.7 9.6 1.10 1.60 23.1 0.08 9.8 3.0
9月 65.3 2.58 32.0 39.7 0.8 14.1 8.1 0.80 1.30 18.6 0.06 7.6 2.3
平均 87.5 1.49 31.1 37.5 1.5 14.1 10.0 0.77 1.26 21.6 0.06 7.8 3.0
炉運転状況の月次記録

ブラストオンス トン/F.D. 充電時の鉛含有率 パーセント。充電中のコカ・コーラ パーセント。スラグ含有量 パーセント。充電中。 マットプロデュース 保存
農業 オー Pb
2月 21 42.5 9.0 12.0 30.0 3.7 8.0} 84.4 83.0 90.3
行進 21 44.8 9.7 13.5 37.0 4.0 9.0}
4月 21 43.7 9.0 13.5 35.0 4.3 10.0 97.9 70.5 96.6
5月 21 49.4 10.0 13.5 30.0 3.5 6.5 95.6 109.5 88.8
7月 17 41.0 9.8 12.5 34.0 3.8 6.0 97.9 90.0 92.9
8月 18 47.0 9.3 13.0 32.0 3.7 6.3 86.2 107.5 87.6
9月[17] 15 51.0 7.3 13.0 30.0 2.8 4.6 92.9 94.0 95.6
平均 45.6 9.1 13.0 32.6 3.7 7.2 90.8 92.4 92.0
107

酸化亜鉛を多く含む残渣の製錬においては、残渣の硫黄含有量が低いことを条件に、高品位方鉛鉱と乾燥した珪質鉱石を併用することで、より良好な冶金結果が得られると私は考えています。これは実際に試してみたところ、装入物中のクリップルクリーク鉱石の割合を増やすと炉の稼働が非常に良好になったことから、ある程度裏付けられました。また、このことから、アルミナは亜鉛スラグに悪影響を与えないことも示唆されると思われます。

108

スラグ中の酸化亜鉛
　W・メイナード・ハッチングス著
（1903年12月24日）

『エンジニアリング・アンド・マイニング・ジャーナル』に掲載される冶金に関する様々な記事や書簡の中で、時折、スラグ中の酸化亜鉛の除去という問題が取り上げられ、スラグ中に酸化亜鉛がどのような形態で含まれているかという疑問が提起される。

酸化亜鉛が複合ケイ酸塩としてスラグ中に取り込まれるのか、それとも単に機械的に混合された状態でスラグ中に運ばれてくるのかについては、意見が分かれているようです。

私は長年、スラグの組成に強い関心を持ち、顕微鏡的および化学的に研究してきました。酸化亜鉛に関して私がたどり着いた結論は、塩基性がそれほど強くないスラグでは、酸化亜鉛は他の塩基とともに、主に、あるいは完全にケイ酸塩として取り込まれるということです。ある時、私の炉の一つで数日間、美しいウィレマイトの結晶が非常に豊富に産出されるスラグが得られました。薄片を顕微鏡で観察すると、結晶は空洞内に遊離しているものもあれば、固体スラグ全体に埋め込まれているものもありました。同じスラグには大量の磁鉄鉱が含まれており、それらはすべてかなりの量の酸化亜鉛と結合していました。スラグから分離した磁鉄鉱の結晶を強酸で処理すると、酸化亜鉛を豊富に含む元の鉱物の形を保った物質の殻が得られました。実際には、亜鉛鉄スピネルの結晶間結合です。私は他のスラグから、酸化亜鉛を非常に豊富に含む亜鉛鉄スピネルを観察し、分離したことがあります。それらはフライベルクの鉱滓の中で発見されており、もちろん、亜鉛精錬所の蒸留炉の壁にスピネルとウィレマイトの美しい結晶構造を記述したシュテルツナーとシュルツェによる非常に興味深い論文は誰もが知っているでしょう。

したがって、酸化亜鉛はケイ酸塩と結合した状態でスラグとして析出され、遊離酸化物はスラグ中に存在しないと結論付ける十分な根拠があると考える。ただし、凝固後には、他の酸化物と結合した形で、さまざまな形態の酸化亜鉛がスラグ中に存在する。109 亜鉛を含む磁鉄鉱から、多かれ少なかれ不純な亜鉛鉄、または亜鉛鉄アルミナのスピネルへと変化する。これらの鉱物は、冷却の初期段階で結晶化したものである。

顕微鏡観察の結果、前述のウィレマイトの結晶が溶融スラグから最初に析出したものであることが分かった。主成分は結晶性の高い鉄-カンラン石-ファヤライトであった。

110
111

第5部
方鉛鉱の石灰焙焼
112
113

ハンティントン・ヘバーラインプロセス
（1905年7月6日）

一般にはあまり知られていない事実だが、アメリカン・スメルティング・アンド・リファイニング社は現在、ハンティントン・ヘーバーライン法を全工場に導入する準備を進めている。これは、同法に関する広範な実験の結果である。同社は、この法をあらゆる種類の鉛鉱石の脱硫だけでなく、マットの脱硫にも用いることを検討している。これは、冶金業界に9年間も存在し、1896年4月16日に英国特許が発行され、既にいくつかの外国で重要な用途が確立されているこの法の価値を、ようやく認識したと言えるだろう。しかし、その規模という点では、これまでで最も大規模な応用となるだろう。

ハンティントン・ヘーバーライン法は、方鉛鉱の脱硫を全く新しい原理で行い、従来の焙焼法に比べて大きな利点を持つ一連の新しいプロセスの第一弾です。比較的低温で作用するため、鉛と銀の損失はごくわずかです。硫黄の除去率が高く、鉱石をシンダーの形で供給するため、高炉の製錬速度が大幅に向上します。これらは鉛冶金における最も重要な進歩の1つです。焙焼プロセスは最も進歩が遅れているプロセスであり、硫化物鉱石の処理においてコストがかかり無駄の多い工程のままです。アメリカン製錬精製会社は、年間250万トン以上の鉱石を還元するために、100万トン以上の鉱石とマットを焙焼する必要があります。

ハンティントン＝ヘーバーライン法は、イタリアのペルトゥゾーラで発明され、初めて適用されました。その後、ドイツ、スペイン、イギリス、メキシコ、ブリティッシュコロンビア州、タスマニア州、オーストラリアに導入され、オーストラリアではブロークンヒル・プロプライエタリー社のポートピリー工場で採用されました。少なくとも5年前には米国への導入が試みられましたが、成功せず、ほとんど支持も得られませんでした。この冶金技術の改良において、米国が唯一貢献できる点は、発明者の1人であるトーマス・ハンティントンが米国市民であり、もう1人の発明者であるフェルディナント・ヘーバーラインがドイツ人であるということだけです。

114

方鉛鉱の石灰焙煎
（1905年9月22日）

ボルチャーズ教授の論文（116ページ参照）は、ハンティントンとヘーバーライン、サベルスベルク、カーマイケルとブラッドフォードのプロセスに代表される、方鉛鉱の脱硫の新しい方法に関わる反応について、初めて批判的に論じたものだと我々は考えている。ただし、このテーマについては、ドナルド・クラークが『エンジニアリング・アンド・マイニング・ジャーナル』誌に寄稿している。ボルチャーズ教授が指摘するように、これらのプロセスの冶金学的研究から、方鉛鉱の酸化に全く新しい原理が導入されていることは明白である。すでに3つのプロセスが存在し、今後さらに増える可能性が高いことから、この新しい鉛冶金の分野には、何らかの名称が必要となるだろう。我々は、このプロセスには明らかに石灰が不可欠であることから、「方鉛鉱の石灰焙焼」と呼ぶことを提案したい。少なくとも、石灰は一般的に用いられる薬剤となるだろう。

ハンティントン・ヘーバーライン法が初めて発表されたとき、それは通常の焙焼工程の簡略化どころか、むしろ複雑化しているようにさえ見えた。この工程は比較的注目されず、むしろ疑念の目で見られていた。これは主に、特許権を取得した企業が、冶金業界が期待し必要としていた技術情報の公開を拒否したためである。この特許権の行使の歴史は、こうした事柄における秘密主義の弊害を示すもう一つの例である。ハンティントン・ヘーバーライン法が冶金における新たな価値ある進歩、まさに革命的な進歩として完全に確立されたのは、最初の特許取得から9年後のことであった。特許の有効期間が限られているため、特許技術においては時間が特に重要な要素となる。

ハンティントンとヘーバーラインによる、彼らのプロセスに関わる反応の説明は、当初から不十分であった。ボルチャーズ教授は、彼らの概念が115 過酸化カルシウムの生成は誤りであり、活性物質が鉛酸カルシウムである可能性が高いことを強く示唆している。彼がこの件に関する実験をさらに進めなかったことは非常に残念であり、他の冶金学校の冶金学教授たちがこれらの実験を引き継いでくれることを願う。しかし、このプロセスにおける鉛酸カルシウムの生成は、カーマイケルとブラッドフォードが最初の特許明細書で明確に予測していた。実際、彼らは焼結生成物が主に鉛酸カルシウムから構成されていると考えていた。

それでもなお、これらのプロセスで起こる反応については、漠然とした理解しか得られていない。ボルチャーズとサベルスベルクが指摘したように、硫酸カルシウムが生成されることは間違いないが、焼結生成物の硫黄分が比較的少ないことが石灰焼成の利点の1つであるため、この化合物は最終的に分解される。しかし、カルシウムが最終的にケイ酸塩になるというのは本当だろうか？もしそうだとすれば、どのような条件下でケイ酸カルシウムが生成されるのだろうか？プロセス全体を通して維持される温度は低く、融解によってケイ酸カルシウムが生成されるのに必要な温度よりもかなり低い。

さらに、この新しい方法では方鉛鉱だけでなく、閃亜鉛鉱、黄鉄鉱、硫化銅も分解されます。このプロセスは、硫化亜鉛を多く含むブロークンヒル鉱石の処理に非常に効果的に用いられており、マットの脱硫にも利用される予定です。鉛以外の硫化物の脱硫に影響を与える反応にはどのようなものがありますか？

これらの新しいプロセスに関連して、実験冶金学には幅広い分野が存在する。重要な実用的進展は、これらのプロセスが実際に硫化鉛鉱石の還元において大きな経済効果をもたらすことである。

116

方鉛鉱の脱硫に関する新しい方法[18]
W. ボルチャーズ著
（1905年9月2日）

鉛鉱石の製錬方法において、その本質は数世紀にわたってほとんど変わっていなかったが、1896年にハンティントンとヘーバーラインの発明によって重要な革命がもたらされた。特に、反射炉での酸化焙焼と、それに続く竪型炉での焙焼生成物の製錬からなる方鉛鉱の焙焼還元法において、この革命は顕著である。

旧来の方法に従って行われる焙焼還元プロセスの第一段階、すなわち方鉛鉱の酸化焙焼は、硫化鉛を酸化鉛に変換する役割を果たします。

PbS + 3O = PbO + SO 2。

酸化鉛の塩基性のため、相当量の硫酸鉛の生成は当然避けられなかった。

PbO + SO 2 + O = PbSO 4。

この硫酸鉛は高炉操業中に硫化物に再変換され、マットの生成に寄与するため、（マットに濃縮される銅をほとんどまたは全く含まない鉱石を処理する場合）常に目標とされてきたのは、特に焙焼工程の終盤において、装入物をシリカによる硫酸塩の分解を促すのに十分な高温の炉内ゾーンに投入することによって、硫酸塩を可能な限り完全に除去することであった。

PbSO₄ + SiO₂ = PbSiO₃ + SO₃。​

しかし、反響室でローストを行う通常の方法では117 炉内での焙焼自体と硫酸塩の分解は、いずれも不完全にしか行われず、結果も大きくばらついた。

鉛製錬の焙焼反応法において非常に重要な役割を果たす硫酸塩と未分解硫化物との反応については、焙焼還元プロセスに関連してほとんど注目されてこなかった。周知のように、硫酸鉛は硫化鉛と様々な量で反応し、金属鉛、酸化鉛、またはその両方の混合物を生成する。少量の硫酸鉛が硫化鉛と反応すると、特定の条件下では鉛のみを生成する。

PbSO₄ + PbS = Pb₂ + 2SO₂。

一定の温度範囲内では、この反応は発熱を伴って進行する。反応を促進するためには、操作開始直後に相当量の硫酸塩を生成するのに好ましい条件を整える必要がある。これはハンティントンとヘーバーラインによって初めて達成されたが、最も単純な方法でも最も効率的な方法でもなかった。実際、発明者たちは、関連する化学反応の性質に関して、彼らのプロセスについて決して正しい方向性を持っていたわけではなかった。

一見すると、ハンティントン・ヘーバーライン法は焙焼工程の簡略化というより、むしろ複雑化しているように思える。なぜなら、従来のように1つの装置で連続的に焙焼するのではなく、2つの異なる装置で2回の焙焼を別々に行わなければならないからである。しかしながら、最終的な結果は非常に良好であったため、このプロセス全体は、おそらく全ての製錬業者によって、鉛製錬における最も重要な進歩の1つとして、何の留保もなく認められているのだろう。

ドイツ特許明細書（1897年2月28日付、第95,601号）に照らして、このプロセスの作動と、このような驚くべき結果につながる反応に関して、その考案者たちがどのような考えを持っていたのかを検証することは有益である。彼らは次のように述べている。

「我々は、粉末状の硫化鉛（PbS）をアルカリ土類金属の粉末状の酸化物（例えば酸化カルシウム）と混合し、明るい赤色の熱（約700℃）で空気にさらし、その後放置すると、118 空気の供給を中断せずに冷却すると、暗赤色の熱（約500℃）に達した時点で酸化分解が起こり、亜硫酸が放出され、かなりの量の熱が発生します。その後、十分な量の空気を装入物に連続的に通すと、濃密な亜硫酸蒸気が放出され、混合物は徐々に焼結して塊状になります。この塊の中には、鉱石中の鉛が酸化鉛の形で存在します。ただし、空気の送風が十分に長く続けられることが条件です。このプロセスでは熱を供給する必要はありません。反応で発生する熱だけで十分です。

発明者たちはそのプロセスを次のように説明した。

「鮮やかな赤色の熱では、酸化カルシウム（CaO）は供給された空気から酸素を取り込み、過酸化カルシウム（CaO₂）を生成します。その後、暗赤色の熱まで冷却されると、過酸化カルシウムは再び一酸化炭素と酸素に分解します。この生成された酸素は、硫化鉛の一部を酸化して硫酸鉛を生成し、それがさらに硫化鉛と反応して二酸化硫黄が発生し、酸化鉛が生成されます。」

過酸化カルシウム（CaO 2 ）の生成を仮定すると、脱硫に至るプロセスは次のように表される。

1. 700℃で。 CaO + O = CaO 2
2. 500℃で。 4CaO 2 + PbS = 4CaO + PbSO 4
3. 融点において PbS + PbSO₄ = 2PbO + 2SO₂ ( ?)
   反応1と反応2を組み合わせ、十分な酸素が存在すると仮定すると、次の式が得られる。

PbS + 4CaO + 4O = PbSO₄ + 4CaO。

本発明は、上述の観察結果を方鉛鉱および硫化鉛を含むその他の鉱石から金属鉛を抽出する処理に適用することにあり、したがって、このプロセスの本質的な新規性は、暗赤色（500℃）まで冷却された塊に空気を通すことにある。

この特徴は、他の既知のプロセスとは明確に区別される。確かに、以前のプロセス（タルノヴィッツ反射炉プロセス、シュトルベルク近郊のミュンスターブッシュで使用されていた焙焼プロセスなど）では、鉛鉱石は石灰石またはドロマイト（これらは酸化物に変換される）と混合されていた。119 焙煎の初期段階では、熱は交互に上げ下げされましたが、いずれの場合も空気の表面作用のみが生じ、空気供給は単に炉の通風によって行われました。上記のように冷却された塊に空気を通すことで、燃料消費量、鉛の損失、手作業（かき集め）および焙煎装置の寸法を削減するという重要な経済的利点が得られます。

本発明の方法を実施するには、粉末状の鉱石を、その硫黄含有量に相当する量のアルカリ土類酸化物、例えば酸化カルシウムと均一に混合する。鉱石に既にアルカリ土類が含まれている場合は、添加する量を減らす。混合物を反射炉で強酸化雰囲気下で700℃まで加熱し、その後、同じく強酸化雰囲気下で500℃まで冷却し、「転炉」と呼ばれる容器に移し、わずかな圧力で大気圧の空気を通す（発明者らは、水頭35～40cmに相当する送風が適切であると見出した）。[19] 発生する熱は、原料を反応温度に保つのに十分であるが、必要に応じて熱風を使用することもできる。混合物は焼結し、（亜硫酸ガスが放出される間）徐々に酸化鉛、脈石、硫酸カルシウムからなる塊に変化し、そこから既知の方法のいずれかを用いて、竪型炉内で金属鉛が抽出される。この塊が焼結を継続して気流を通さなくなった時点で、操作は終了する。操作が適切に行われた場合、放出されるガスには揮発性の鉛化合物は少量しか含まれないが、一方で二酸化硫黄が体積比で最大8%含まれる。この二酸化硫黄は回収してさらに処理することができる。

「アルカリ土類金属の酸化物の代わりに、酸化鉄（FeO）または酸化マンガン（MnO）を使用することもできる。」

このプロセスに関する報告書によると、オーストラリアの工場では、上部直径約1700 mm (5 フィート 6 インチ)、深さ約1500 mm (5 フィート) の円錐形転炉が使用されている。ポートピリーの新工場 (ブロークンヒル・プロプライエタリー・カンパニー) では、2400 mm (7 フィート 10 インチ) の転炉が使用されている。120 直径1800 mm（5フィート11インチ）のコンバーターが設置されている。これらのコンバーターは約8トンの電荷を収容できる。コンバーターの下部、底部から約600 mm（2フィート）の位置に環状の有孔板が配置され、その上に短い有孔管が置かれ、上部は限られた数の穴しかない板で閉じられている。

ヨーロッパの設備に関する詳細は公表されていない。数年前に私の講義で使用するためにMetallurgische Gesellschaft [21]から提供された一般的な情報は、鉱石の焙焼と製錬における燃料と労働力の消費に関するデータ（これは以前のプロセスの消費量の約3分の1から2分の1と見積もられていた）、比較的小型の転炉による大量生産の実証、そしてその結果として焙焼プラントの規模が縮小したことに関するものに限られていた。しかし、このプロセスを導入したヨーロッパの施設は、特許によって保護されているにもかかわらず、特許権者によって、プロセスに関する情報を外部の者に一切提供せず、工場の視察も許可しないという義務を負っていた。

一方、技術文献には好奇心をそそるような記事が数多く掲載されていた。さらに、冶金学の教授として、私は学生たちにこのプロセスをはじめとする様々なプロセスについて指導する義務があった。そのため、私の研究室の学生の一人が鉛鉱石の処理に特別な関心を示したことは、私にとって大変喜ばしいことだった。私は彼に小型転炉を設置して小規模な実験を行う機会を与えた。装置は小型であったにもかかわらず、最初の実験は完全な成功を収めた。

しかし、発明者たちが説明したプロセスの説明と、私が長年過酸化物の製造に携わってきた実務経験から得た知識を一致させることはできませんでした。特許明細書から明らかなように、700℃での焙焼工程では、優れた酸素キャリアとして機能する化合物が形成されなければなりません。なぜなら、500℃まで冷却すると、外部からの加熱なしに、あるいは激しい発熱を伴いながら、酸化が最後まで進行するからです。近年再び理論家たちが、これ以上に印象的な例を望むことはないでしょう。121 触媒作用の考え方に非常に熱心だったハンティントンとヘーバーラインは、過酸化カルシウムを酸素キャリアとみなしたが、それは彼らのプロセスで生じる条件下では全く存在し得ない化合物である。アルカリ土類金属の過酸化物は非常に敏感であるため、それらを製造する際には、微量の二酸化炭素と水を空気から慎重に除去しなければならない。それにもかかわらず、二酸化炭素、水、亜硫酸などを含む雰囲気中で、このグループの中で最も敏感な過酸化カルシウムが生成されると考えられているのだ！これはあり得ないことである。

酸素運搬体として知られ、かつこのプロセス条件下で存在できる化合物は、鉛酸カルシウムと鉛鉱のみです。私は冶金学の講義でハンティントン・ヘーバーライン法を扱う際に、この点を最初から強調してきました。そして実際、この仮説は後に私の教え子の一人であるL・ハッパーツの研究によって正しいことが証明されました。

私の実務活動（1879年～1891年）において、私は過酸化バリウムと過酸化鉛を製造規模で大量に生産しました。後者については、鉛鉱と鉛酸塩を中間体として生成しました。

2NaOH + PbO + O = Na 2 PbO 3 + H 2 O

または：

4NaOH + PbO + O = Na 4 PbO 4 + 2H 2 O。

この件に関連して行われた実験では、上記の鉛ナトリウムと同様に、消石灰と鉛鉛鉱からも鉛カルシウムが容易に生成されることが示されました。鉛鉛鉱は鉛精錬所で大量に生産される中間生成物であり、いずれにせよ工程に戻さなければなりません。そこで、鉛鉛鉱を消石灰とともに低温で焙焼すれば、方鉛鉱を鉛カルシウムとともに転炉に投入し、転炉を一度加熱した後、方鉛鉱の焙焼を完全に回避できる可能性があります。フッペルツ氏はこのプロセスのさらなる開発に着手しましたが、その後の実験結果については情報がありません。彼は調査を継続するために近隣の鉛精錬所と連絡を取り合っており、それ以降、私に正確なデータを提供していません。したがって、私は上記の記述にとどめます。122 私の提案でハッパーツ氏が着手した実験の根本的な考え方は、以下の通りだった。

ハンティントンとヘーバーラインによれば方鉛鉱の焙焼が必要であるが、これを省略するため、言い換えれば、鉛と銀の冶金において不可避な中間生成物である鉛鉛から生成される鉛酸カルシウムを添加して、直接送風によって方鉛鉱を変換する。（ボルチャーズ著『電気冶金学』第3版、1902-1903年、467ページ）

これだけでも焙煎工程の大幅な簡略化につながることは言うまでもないが、方鉛鉱の焙煎問題は、ヴェストファーレン州ラムスベックのA・サベルスベルクによってより良い方法で解決された。彼は、石灰石と水を加えるだけで、事前の焙煎なしに方鉛鉱を直接変換する条件を解明した。彼はこれらの条件に関して以下の情報を伝えている。

鉱石と石灰石の混合物に空気を吹き込む際に、石灰石の軽い粒子が吹き飛ばされて混合物が変質しないようにするためには、（経済性を考慮して、鉱石をできるだけ乾燥した状態で装置に投入するという従来の方法とは全く異なり）転炉に投入する前に、かなりの量の水を投入する必要がある。水はこの目的に完全に役立ち、また、鉱石を乾燥した状態で使用した場合に必ず起こる鉱石と石灰石の混合物の変化も防ぐ。さらに、水は硫酸の生成と一時的な保持に大きく貢献し、硫酸は酸化作用によって反応を大幅に促進し、結果として鉱石の脱硫を促進するため、このプロセスにおいて非常に有益な効果を発揮する。加えて、水は揮発時に熱を吸収することで、投入物の温度を穏やかにする傾向がある。

この工程を実施する際には、コンバーターを一度に完全に満たすのではなく、まず部分的に充填し、操作の過程で徐々に追加の層を充填していく必要がある。こうすることで、反応が物質全体で均一に進行することが保証される。

以下の手順が有利に採用される。少量の燃焼燃料（石炭、コークスなど）を転炉に投入する。転炉の底部には格子（穴あき鉄板）が設けられており、格子はまず砕石灰石の薄層で覆われ、熱による影響から保護される。123 真っ赤に熱した石炭と鉱石を投入します。この真っ赤に熱した燃料の上に、粗鉱石と石灰石を湿らせた混合物を均一な層状に置きます。最初の層の表面が均一に赤熱したら、新しい層を投入し、これを層ごとに繰り返して、転炉が完全に満杯になるまで続けます。層を重ねている間は、送風はかなり低い圧力で行われ、転炉が完全に満杯になったときに初めて、より高い圧力で送風の全力が加えられます。すると、一種のスラグが形成されますが、その前に非常に激しい脱硫が起こります。蒸気の発生が止まり、鉱石の表面が硬くなることでプロセスが終了すると、転炉を傾け、脱硫された塊を固い円錐状のスラグとして落とします。これを適切に砕いて、シャフト炉でのその後の製錬に備えます。

サベルスベルクはこの過程における反応を次のように説明している。

「１．石灰石の粒子は機械的に作用し、鉛鉱石の粒子の間を滑り、それらを互いに分離します。このようにして早期焼結が防止され、全体が緩く多孔質になります。」

「２．石灰石は硫黄の燃焼によって生じる反応温度を緩和し、方鉛鉱の融解、粉塵の発生、金属鉛の分離を回避するか、少なくとも許容範囲内に抑える。反応温度の低下は、一部は石灰石が苛性石灰と二酸化炭素に分解し、その際に熱が吸収されることによるものであり、一部は鉱石の脈石と生成された酸化鉛からスラグを形成するために、その後の工程で必要となる熱量が消費されることによるものである。」

「3．石灰石は化学反応を引き起こす。石灰石は分解によって石灰を生成し、その生成時に鉱石中の硫黄を消費して硫酸カルシウムに変化する。スラグ生成時に、硫酸カルシウムは存在するシリカによってケイ酸塩に変化し、硫酸が発生する。したがって、石灰石は鉱石の脱硫を直接的かつ強力に促​​進し、鉱石中の硫黄を消費して硫酸を生成させる。そして、この硫酸は鉱石中の硫黄に対して強力な酸化剤として作用する。」

124

私が上で述べた意見、すなわち操業開始時にできるだけ多くの硫酸塩を生成するための条件を整えることが非常に重要であるという意見の正しさを最も決定的に証明しているのは、カーマイケルとブラッドフォードです。彼らは、石灰石の代わりに石膏を原料に加えることを推奨しています。ブロークンヒル・プロプライエタリー・カンパニーの工場の1つ（彼らの製法が成功裏に実施され、亜鉛を豊富に含む鉛鉱石を処理する必要があった工場）では、脱水石膏を同量の精鉱と、鉛鉱石選鉱工場からのスライムの3倍の量と混合しました。その配合は以下の表のとおりです。

コンテンツ スライムの 濃縮物 硫酸カルシウム 硫酸塩全量
方鉛鉱 24 70 — 29
閃亜鉛鉱 30 15 — 21
黄鉄鉱 3 — — 2
酸化鉄(III) 4 — — 2.5
酸化鉄 1 — — 1
酸化マンガン 6.5 — — 5
アルミナ 5.5 — — 3
ライム 3.5 — 4.1 10
シリカ 23 — — 14
三酸化硫黄 — — 59 12
原料は、適切な練土機で水を加えて混合する。その後、まだ湿っているうちに、直径50mm（2インチ）の塊に砕き、空気と接触する床の上で乾燥させる。この過程で、石膏の再水和により、塊は固まる。

サベルスベルク法の場合と同様に、転炉は少量の石炭で加熱され、上記のように準備された材料が充填され、装入物が吹き込まれる。その際、送風量を調整することで、存在する水分が消散した後、約10パーセントのSO2含有量のガスが生成され、これを鉛製のチャンバーシステムで処理して硫酸を製造する。

この場合の反応はサベルスベルク法と同じであり、ここでも硫酸カルシウムが一時的に生成される。125 これは他の硫酸塩と同様に、硫化物と部分的に反応し、シリカとも部分的に反応する。

石膏が入手しやすく安価な場合は、カーマイケル・ブラッドフォード法を優先すべきである。それ以外の場合は、その簡便さから、サベルスベルク法が間違いなく優れている。

126

方鉛鉱の石灰焙煎
　W・メイナード・ハッチングス著
（1905年10月21日）

ボルチャーズ教授が最近『エンジニアリング・アンド・マイニング・ジャーナル 』（1905年9月2日号）に発表した「方鉛鉱の脱硫の新方法」に関する論文には、大きな関心が寄せられています。この論文には「方鉛鉱の石灰焙焼」に関する社説も掲載されています。興味深いことに、同じ号には「ブロークンヒル硫化物の新しい処理法」に関する記事も掲載されており、そこでは新方法が実際の業務に貢献する上でいかに重要であるかが示されています。

硫化鉱石のハンティントン・ヘーバーライン処理という、これほど興味深く成功を収めた新しいプロセスが、ほとんど注目も議論もされなかったことは、長年私にとって驚きでした。しかし、この状況は今や改善されつつあるようです。このテーマを学術誌で取り上げるべきだという提案は良いですし、処理方法の名称として「石灰焙焼」という名称を用いるという提案も同様に良いでしょう。私がこのテーマに関して記録する機会があった観察や実験は、長年にわたり、私のノートにその見出しで記されてきました。

冶金業界が現在直面している、あるいはこれから直面するであろう後続のプロセスの最終的な結果がどうであれ、石灰の使用に最初に注目しただけでなく、そのプロセスを考案し、実際に導入した功績は、ハンティントンとヘーバーラインに完全に帰せられるべきであることに疑いの余地はない。このプロセスは最初から成功を収めており、その一部に関しては、後世の発明家が改良することも、覆すこともできない絶対的かつ根本的な必要性であるように思われる。特許を取得した他のプロセスは、どれほど優れていても、この親株に接ぎ木されたものに過ぎない。

しかし、ハンティントンとヘーバーラインは、この過程の理論的説明において、最も重要な反応を理解できなかったことはほぼ確実である。127 過酸化カルシウムの生成と作用に関する記述は、何の証拠も伴わない先験的な仮定の悲惨な例を示している。ボルチャーズ教授が指摘するように、過酸化カルシウムは製造が非常に困難で、生成後も不安定であるため、問題となっている条件下では絶対にあり得ない。おそらく多くの人が、特許のその部分を初めて読んだとき、驚きのあまり目をこすり、過酸化カルシウムの性質について何か見落としているのではないかと、急いで化学の専門家に調べて知識を確かめたであろう。

幸いなことに、特許法は、優れた発明が発明者による誤った理論的説明によって無効になる危険性がないように定められていた。しかしながら、発明者たちが自分たちの発明方法を理解していなかったことは、やはり不運であった。もし彼らが理解していれば、特許請求の範囲にもう少し言葉を付け加えることで、カーマイケル特許を無効にできたはずだった。

ボルチャーズ教授は、この新しいプロセスにおける活性物質は鉛酸カルシウムであると考えているようです。この化合物がプロセスのどこかの段階で何らかの役割を果たしている可能性は確かにあり、それは以前から他の研究者にも示唆されていました。ボルチャーズ教授自身、あるいは彼の指示を受けた他の研究者によって行われた実験（鉛酸カルシウムを別々に調製し、硫化鉛と反応させる実験）が良好な結果をもたらしたという報告が、いずれ届くことを期待できます。しかし、ハンティントン・ヘーバーライン法やその他の類似のプロセスにおいて鉛酸カルシウムが生成されるという確かな証拠は今のところ見当たりません。また、問題の条件下でどの段階で、どのように生成されるのかも不明です。これは今後の研究で明らかになる点ですが、現段階では断定すべきではありません。実際、鉛酸カルシウムを全く考慮に入れなくても、得られた結果を十分に説明できるのではないかと私は考えています。

もちろん、石灰と硫化鉛の接触による反応は、新しい製法が誕生する何年も前から人々の関心を集めていました。私自身もそれより10年以上前から注目していました（当時、私は古い「フリントシャー製法」がまだ使われている工場の責任者でした）。

パーシーは鉛精錬に関する研究の中で、ある段階で原料に消石灰を加えて「固める」と、混合物が一時的に「光る」のが見られると指摘した。私自身もこの現象を目にしたとき、いくつかの実験を始めた。128 観察と実験の結果、（おそらく他の人もそうしていたように）石灰質脈石を含む鉛の装入物は、他のものよりも速く、より良く焙焼されることがわかった。その程度は、存在する石灰の単純な物理的作用だけでは完全に説明できないものであった。

マッフル炉内の分析用スコロファイアーで石灰焙焼について行った簡単な実験は非常に印象的で、現在検討中のプロセスのある段階まで何が起こるかを十分に説明していると思います。私は数年前にさまざまな鉱石でこれらの実験を行い、最近も新しい特許の仕組みを研究する際に再び行いました。例として、ある種類の鉱石（ブロークンヒル精鉱）を取り上げ、分析結果が鉛58％、鉄3.6％、硫黄14.6％、二酸化ケイ素3％のサンプルを使用します。この鉱石には黄鉄鉱が含まれています。2つのスコロファイアーを用意し、一方には細かく粉砕した鉱石のみを入れ、もう一方には鉱石に例えば10％の純粋な石灰を均一に混ぜて入れ、低い赤色のマッフル炉内に並べて置くと、石灰を入れた方がすぐに「光る」のがわかります。単純な鉱石の装入物が反応の兆候を示す前に、石灰を混ぜた装入物は、まるで火口のように急速に燃え上がり、周囲の温度よりかなり高温になり、同時に著しく体積が増加します。これはしばらく続き、その間、SO 2はほとんど放出されません。激しい発火が終わった後、装入物は静かに焼成を続け、SO 2を放出しますが、隣接する装入物よりもはるかに活性が高い状態が続きます。最終的に、完全に焙焼された装入物を取り出し、冷却してこすり落とすと、遊離石灰は全く含まれていないことがわかりますが、大量の硫酸カルシウムは蒸留水で煮沸することで溶解させることができます。例えば、石灰と前述の鉱石を計量したある例では、最終的に焙焼された材料には約 23 パーセントの CaSO 4が含まれていることが示されました。実際に水で抽出された量は 20.2 パーセントでした。さらなる試験の結果、不溶性部分には硫酸カルシウムが硫酸鉛と密接に結合した状態で含まれているが、水では抽出できないことが判明した。

硫化鉛（またはその他の硫化物）を空気中で石灰とともに加熱すると、石灰が急速かつ完全に硫酸塩に変化することは疑いの余地がない。強塩基である石灰は明らかに最も活発に「触媒」の役割を果たしており、最初に発生したSO₂は瞬時に酸化されて石灰と結合し、硫酸塩となる。129 熱は急速に広がり、たとえ焼鈍器をマッフル炉から取り出しても、その熱は活発に継続する。また、「触媒」作用により、硫化物の酸化は、単独で焙焼する場合よりもはるかに低い温度で開始される。

石灰の代わりに同量の純粋な炭酸カルシウムを鉱石とよく混ぜ合わせると、全く同じ反応が得られますが、反応が始まるまでに少し時間がかかります。一度始まると、反応はほぼ同じくらい活発かつ迅速で、結果も同じです。炭酸塩が最初に熱で分解されてから石灰が作用し始めるという（よくある）仮定は正しくないようです。反応は非常に短時間で始まり、原料がまだ非常に冷たい状態であるため、熱だけで二酸化炭素が十分に放出されることはありません。二酸化炭素の主な放出は、混合物の激しい発熱酸化中に起こり、 CaOがCaSO₄に変換されるのと同時に起こります。

石灰またはその炭酸カルシウムの代わりに、同量の純粋な硫酸カルシウムを鉱石と混合した場合も、この場合も非常に活発な焙焼が見られ、大量の二酸化硫黄が発生しますが、鉱石のみを併用した場合よりもはるかに活発かつ迅速に、より低い温度で発生します。

未酸化鉱石と接触しているCaSO4（既製品として導入されたものか、石灰または石灰石を添加して形成されたものかにかかわらず）は、「担体」として作用し、焼成をより迅速かつ容易に、そして通常よりも低い温度で行うことを可能にするため、その後の焙焼を大幅に促進することが非常に容易に実証されています。

これらの実験の結果（鉱石をCaO、CaCO₃、またはCaSO₄と混合した場合）、非常に容易かつ迅速にほぼ完全に甘い焙焼物が得られることがわかった。石灰は硫酸塩に、鉛は一部が硫酸塩に、一部が酸化物に変化する。上記の鉱石から得られたいくつかの例のうち、2つの例の結果は以下のとおりである。

No. 1—20%のCaCO 3（= 11.2%のCaO）で焙煎。硫化硫黄0.02%、硫酸硫黄9.30%、総硫黄9.32%。

No. 8—27.2%のCaSO 4（= 11%のCaO）で焙煎。硫化硫黄0.05%、硫酸硫黄11.28%、総硫黄11.33%。

130

これらの焼成生成物を、ハンティントン・ヘーバーライン法で使用される割合とほぼ同じ割合でシリカとよく混合し、強く加熱すると、焼結が起こり、シリカによる硫酸塩の分解によって硫黄含有量が減少します。このようにして、上記の実験1で得られた材料を3時間強く加熱処理すると、冷えた状態では非常に硬く石のような塊に焼結され、全硫黄含有量は6.75%でした。加熱時間を長くするとさらに多くの硫黄が除去されますが、非常に長い時間が必要です。炉で大規模に生産する場合、新しいプロセスの「転炉」から迅速かつ安価に生産される製品に匹敵する製品を得ることは、非常に困難でコストがかかります。

ハンティントン・ヘーバーライン法に戻ると、例えば、上記とほぼ同じような鉱石を扱う場合、比較的短い予備焙焼中に、石灰はすべて急速にCaSO₄に変換され、いくらかのPbSO₄も生成されると想定できます（ただし、炉から転炉に移される混合物には、次の工程が最適に機能するために、少なくとも6～8パーセントの硫黄が硫化物として残っている必要があるため、生成される量は多くありません）。送風が鉱石全体に浸透すると、酸化は活発になります。ここでCaSO₄が酸素のキャリアとして非常に重要な役割を果たしていることは間違いなく、これはスコーファイアや炉の炉床で見られるのと同様です。

後期の反応がどのようなものかは、それほど明確ではないようだ。それらは、スコロファイアや炉の平炉での反応とは全く異なり、混合物の層ごとに（下から上へ）大量の酸化鉛が急速に生成され、シリカやその他の成分が多かれ少なかれスラグ状の塊に融解し、硫酸塩を分解してCaOを複雑で容易に融解するケイ酸塩に取り込む。確かに、適切に操業された転炉の内容物全体としては、それほど高温にはならないが、局所的には（下から上へ進行する反応と分解が起こっている領域では）相当な温度に達する。この酸化鉛の生成は非常に顕著な場合があり、最終生成物にかなりの量の純粋な未結合のリサージが見られることもある。

作業が成功すると、コンバーターから排出される物質は、PbO、CaO、およびその他の酸化物の塩基性ケイ酸塩である。131 金属は存在し、硫酸塩はほぼすべて消失していた。よく稼働した転炉から採取した大きな黄色の生成物には、全硫黄がわずか1.1パーセントしか含まれていなかった。

鉛酸カルシウムが生成され、これらの反応に関与している可能性はあるが、その存在を証明するのは困難であり、これらの段階における鉛酸カルシウムの生成と存在を説明するのも容易ではない。また、鉛酸カルシウムがなくても全体を説明できると思われるため、必ずしも必要ではないように思われる。

転炉内の混合物がまだ乾燥していて緩い間は、CaSO₄を担体として硫化物の活発な酸化が続きます。熱が十分に上昇するとすぐに、特定の層で融解が始まり、硫酸塩が分解されます。遊離した無水硫酸は、局所的に高温で既存の条件下にあるため、隣接する層の硫化物に可能な限りの力で作用します。これらの層は、今度はその上の層に融解作用を及ぼし、最終的にすべての原料が処理されるまで続きます。鉱石の柱はかなりの高さがあり、現在使用されている大型転炉では、1.5ポンド、あるいはそれ以上の爆風が必要となります。この酸化風圧（および鉱石塊内で絶えず発生し、局所的に非常に高温になる、はるかに強力な酸化剤である無水硫酸の圧力）は、鉱石が薄い層状になっている炉床で得られる条件とは全く異なる一連の条件を構成します。炉床では、鉱石はそれほど高温ではなく、圧力もかかりません。このプロセスの驚くべき効率性は、相当な圧力下で赤熱した無水硫酸が継続的に強力に作用する（そしてCaSO₄が先に作用する）というこれらの条件によるものだと私は考えます。

カーマイケル法では、予備焙焼が不要となり、CaSO₄は鉱石中のCaOと酸化硫黄から操作中に生成されるのではなく、直接添加される。転炉への装入物は加熱によって開始され、その後はハンティントン・ヘーバーライン法と同様の手順で処理が進められるため、反応は同じであり、同じ説明が当てはまると考えられる。

カーマイケルは、何が本当に重要な部分であり、元のプロセスの正しい説明なのかをすぐに理解した。彼は、架空の過酸化カルシウムに関する誤った理論に惑わされることはなかった。132 こうして彼は、硫酸カルシウム（CaSO₄ ）の使用法と炉内での焙煎物の分配に関する特許を取得した。

このプロセスは、安価な石膏の供給が比較的少ないため、その適用範囲は常に限られるだろうが、ブロークンヒルでは大きな成功を収めているようだ。ブロークンヒルでは、鉛鉱石の処理だけでなく、デルプラット法とポッター法による混合硫化物の新しい処理のための硫酸製造にも重要な役割を果たしている。この目的のために、CaSO₄を使用することで、転炉で処理される混合物には鉱石の硫黄だけでなく、添加された石膏の硫黄も含まれるという利点も得られる。分解すると、硫酸製造プラントの鉛室に供給するより強力なガスが発生する。

最後に、最も単純なサベルスベルク特許が登場します。カーマイケル法と同様に、追加の設備を伴う予備焙焼を不要にするだけでなく、原料鉱石と石灰石を転炉で直接使用するため、既製のCaSO₄を使用する必要もありません。このプロセスの実際の結果については私は知りませんし、私の知る限り、この件に関する出版物もありません。しかし、ボルチャーズ教授は明らかにこの件について何らかの情報を持っており、新しいアイデアを実行する方法の中で最も成功した方法だと考えています。表面上は、CaOとそこから生成されるCaSO₄の化学的および物理的作用が元のプロセスと同じ方法と順序で作用するはずなので、望ましい結果をすべて達成できない理由はないように思えます。ハンティントンとヘーバーラインが使用したのと同じコンバーターで実施されるため、最終的な反応（上記で示唆したとおり）は、かなりの熱と圧力下での連続分解と同じ条件下で起こることになり、私はこれがこの問題全体の中で最も重要な部分だと考えています。

これらの生命維持条件に関する考え方、そしてそれを実現する手段は、ハンティントンとヘーバーラインに由来するという事実を、改めて強調しておくべきだろう。

133

鉛鉱石焙焼の理論的側面[22]
C. Guillemain著
（1906年3月10日）

反射炉で鉛鉱石を焙焼するプロセスは、対象となる鉱石の組成に応じて様々な方法で進行することがよく知られている。例えば、シリカを多く含む硫化鉛鉱石を焙焼する場合、以下のような反応が起こる。

PbS + 3O = PbO + SO 2。

しかし、この反応は不完全である。炉内を通過するガスはSO₂とSO₃を多く含んでいるからである。そのため、生成された酸化鉛はほぼ瞬時に硫酸鉛に変化し、次の反応が起こることがわかった。

PbO + SO 2 + O = PbSO 4。

この反応が主な反応である。珪質脈石が二酸化硫黄の触媒として働くか、あるいは単に方鉛鉱をガスの作用を受けやすくする役割を果たすかにかかわらず、焙焼の最終結果は通常、上記の反応に従って硫酸鉛が生成される。

方鉛鉱を多く含む鉱石の場合、焙焼の後半で以下の反応が起こるようにするため、低温焙焼が不可欠である。

PbS + 3PbSO 4 = 4PbO + 4SO 2。

さて、加熱が速すぎると、未変化の方鉛鉱と反応するのに十分な硫酸鉛が得られません。高品位鉱石を急速焙焼すると、装入物の早期焼結が起こり、焼結によって硫酸鉛のさらなる生成が阻害されます。この焼結（非常に容易に起こり、工程の後半では非常に有害です）が原因かどうかは、134 硫化鉛の低い融点に対して、反応によって発生した熱は

PbS + 3O = PbO + SO 2

硫化鉛を溶融させるのに十分な温度なのか、あるいは他の熱化学的効果（特に硫化鉛の予備的な硫酸化）が影響するのかは、現時点では未解決である。ただ、装入物の焼結は良好な焙焼を妨げる要因となることは言うまでもない。

タルノヴィッツ法では、一定量の硫化鉛を予備焙焼によって硫酸鉛に変換する。次に、硫酸鉛が未変化の硫化鉛と反応し、金属鉛が遊離する。

PbS + PbSO 4 = 2Pb + 2SO 2。

しかし、硫化物のごく一部が硫酸塩に変化し、その量が非常に少ないため、少量の硫化鉛しか金属鉛に還元できなくなると、鉱石の塊は焼結し始め、ペースト状になる。焼結が始まる直前に砕いた石灰を原料に加えなければ、鉛はほとんど生成されない。この石灰は原料を分散させて冷却し、焼結を防ぎ、硫酸鉛の生成を継続させる。

石灰が硫酸鉛の生成、あるいは鉛とカルシウムの仮想的な化合物の生成に何らかの化学的効果を持つとは到底考えられない。仮にそのような理論が物理化学的な観点から妥当であったとしても、紫鉱石やパドルシンドといった他の物質も石灰と全く同じように作用するという事実によって、その重要性は低下するだろう。

ここで、鉛鉱石焙焼に関するいくつかの新しいプロセスについて述べておく必要がある。これらのプロセスは、この分野における一般的な考え方から大きく逸脱しているため、その研究は非常に興味深い。長い間、ベッセマー鋼の製造や銅マットの転換と同様の方法で、硫化鉛に空気を吹き込むことによって鉛を直接製造する試みがなされてきた。硫化鉛の場合、硫黄の酸化によってプロセスに必要な熱が供給されることになっていた。

この方向で何度も試みた後、アントナン・ジェルモは135 溶融した方鉛鉱に空気を吹き込むことで金属鉛を得る方法を完成させた。[23]事前に溶融した方鉛鉱の約60パーセントが硫化鉛として昇華し、残りは金属鉛として残る。このプロセスの欠点は、昇華物をすべて集めて精製するのが難しいことである。さらに、銀を含まない製品と銀を含む製品の2つを今のところ確保することは不可能である。銀の含有量は、金属鉛と昇華した硫化鉛の両方に含まれている。

先ほど説明した方法は純粋な方鉛鉱には有効だが、脈石を約10％含む鉱石には適用できない。このような鉱石は溶融時に不均質な塊となり、爆風が装入物内部に浸透しにくくなる。圧力が上昇すると、空気は自ら管や通路を作りながら押し出され、装入物はこれらの通路の周囲で凝固してしまう。

ハンティントン氏とヘーバーレイン氏はさらに一歩進んだ研究を行った。直接金属鉛を得ることはできないものの、焙焼後の鉱石を高炉での製錬に適した状態に整えることに成功した。発明者らは、硫化鉛を粉砕した石灰と混合し、空気を通しながら加熱した後、転炉に装入して送風すると、硫黄が二酸化硫黄の形で完全に除去されることを発見した。装入物は石灰によって分割されているため、空気の通過に対して均一に開放された状態を保ち、硫黄が除去されたときにのみ焼結する。

発明者らは、その製法の理論として、700℃で石灰が二酸化カルシウム（CaO₂）を生成し、それが500℃で石灰（CaO）と発生期の酸素に分解すると発表している。この発生期の酸素は、次の反応に従って硫化鉛を硫酸鉛に酸化する。

PbS + 4O = PbSO 4。

さらに、この最後の反応で発生する熱は、2番目の反応を開始して維持するのに十分な大きさであると主張されている。

PbS + PbSO 4 = 2PbO + 2SO 2。

先に述べたように、この理論は受け入れられない。その理由の一部を以下に述べる。

136

空気に触れた状態で石灰を単純に加熱しても、カルシウムのさらなる酸化は起こらないことは周知の事実である。酸素雰囲気中で石灰を白熱するまで加熱しても、また石灰と塩素酸カリウムを融解しても、二酸化カルシウムは生成されない。さらに、周期表ではカルシウムはバリウムのすぐ近くに位置している。また、二酸化バリウムは低温で生成され、加熱を続けると分解するため、二酸化カルシウムがこれと正反対の挙動を示すと考えるのは不合理である。さらに、熱化学的効果を考察すると、発明者の考えにはさらに多くの矛盾が明らかになる。CaO 2がCaO と O に分解する際に 12 cal の熱が発生する。このようにして放出されたと考えられる酸素が硫化鉛と反応すると、195.4 cal の熱が発生する。これら2つの反応によって発生する熱量は非常に大きいため、発明者たちの考えが正しければ、全体の温度が500℃を超えるため、二酸化カルシウムのさらなる分解は停止するはずである。したがって、ハンティントン氏とヘーバーレイン氏が提示した説明は誤りであると思われる。

反射炉で行われる通常の焙焼工程では、脈石や鉱石に添加されるその他の物質が焼結を阻害し、装入粒子の機械的な固着を防ぐことがよく知られている。新しい焙焼工程においても、石灰が果たす主な役割（あるいは唯一の役割）は、反射炉焙焼における脈石の役割と同じである可能性は十分にある。この考えに至るいくつかの観察結果を示す。

この新しい焙焼プロセスでは、石灰と同様に他の物質も有効であることが知られています。そのような物質としては、マンガンや酸化鉄が挙げられます。これら2つの物質だけでなく、実際には、反応によって局所的に発生する強い熱を抑制する目的に合致する物質であれば何でも有効です。

PbS + 3O = PbO + SO 2、

石灰と全く同じように機能します。この事実は、一方では硫化鉛、他方では石英、粉砕鉛スラグ、鉄スラグ、粉砕鉄鉱石、粉砕銅スラグなどの混合物を吹くために使用した徹底的な実験によって証明されています。これらの物質はすべて、化学反応、 137ボルチャーズ博士が示唆したような、 CaO₂の分解や鉛酸塩の生成に類似した現象は考えられない。この件に関するさらなる実験なしに、石灰の作用による鉛酸塩の生成によってプロセスが加速されないと断言するには時期尚早である。しかし、これまでに得られた事実から、少なくともそのような反応はそれほど重要ではないことが示唆される。

理論的な考察によれば、この新しい焙煎工程の進行中に、いかなる物質も添加することなく、有害な局所的な温度上昇を回避できるはずである。説明すると、焙煎中に最初に起こる反応は

PbS + 3O = PbO + SO 2 + 99.8 cal.

さて、このようにして放出された熱は、同時に吸熱反応が進行していれば、うまく放散される可能性がある。

PbS + 3PbSO 4 = 4PbO + 4SO 2 – 187 cal.

したがって、上記の反応で要求される比率で硫化鉛と硫酸鉛の混合物を得ることができれば、他の物質を添加することなく、その混合物をうまく酸化鉛に吹き込むことができるはずである。実際、そのようなプロセスは既に実施されている。まず、元の方鉛鉱を加熱して、必要な量の硫酸鉛を生成する。次に、硫化鉛と硫酸鉛の混合物を転炉に移し、他の物質を添加することなく、うまく吹き込む。

前述のプロセスへの鉱石の適合性は、予備焙焼のコストと、その焙焼の徹底度によって決まります。周知のように、硫化鉛を空気に触れながら加熱すると、硫酸鉛の焼結した被膜が容易に形成されます。これらの被膜が破壊されない場合、あるいは入念な粉砕によって被膜の形成が防止されない場合、鉱石への空気のさらなる接触が妨げられ、原料の酸化が停止します。このような被膜のある鉱石を粉砕せずに転炉に入れると、送風によって変化しません。被膜が多すぎると、転炉は失敗に終わります。

機械式焙焼炉の採用により、この問題が防止されることがわかった。このような炉は、手入れ不足に起因する頻繁な送風不良を防ぐようである。138 予備焙焼中の作業員の作業により、硫化物と硫酸塩がより均一に混合され、硫化焙焼の度合いをより容易に制御できる。

この新しい吹送プロセスに関連する事実を要約すると、添加する物質（石灰）の量が以下の要素に依存するという事実を念頭に置けば、最適な作業方法を決定し採用することができると言えるでしょう。1、存在する硫黄の量。2、この硫黄の酸化形態。3、鉱石中の脈石の量。4、脈石と添加する物質の比熱。5、準備焙焼と加熱の程度。

例えば、硫黄含有量の高い精鉱の場合、大量の添加物が必要となるか、あるいは長時間の予備焙焼が必要となる。添加物の比熱は高くなければならず、予備焙焼で硫黄が酸化されて発生する熱を分散させる必要がある。多くの場合、送風前に原料を水で部分的に冷却する必要がある。一方、硫黄含有量の低い鉱石の場合は、予備焙焼を短時間で行う必要があり、送風反応を開始するために必要な温度は、原料を空気と接触させずに加熱することで確保しなければならない。フラックスを添加してはならないだけでなく、送風を行うためには、他の硫化物を供給する必要がある場合も多い。

この分野に関する知識を深める機会は非常に大きい。それは、酸素含有量の少ないガスを空気ではなく吹き込むことで、局所的な強い発熱を抑制できるかどうかを検証することにある。ろ過した排ガスと空気の混合ガスはほぼ任意の割合で作ることができ、そのような混合ガスは、実際に遭遇する様々な鉱石や鉱石混合物の酸化の進行を制御する可能性に顕著な影響を与えるだろう。

139

硫化鉛と硫酸カルシウムの冶金学的挙動[24]
FO Doeltz著
（1906年1月27日）

AD カーマイケルは、硫化物鉱石の脱硫に関する英国特許[25]の中で、硫化鉛と硫酸カルシウムの混合物が「鈍い赤熱、例えば約400℃」で反応し、硫酸鉛と硫化カルシウムを生成すると述べている。その反応式は以下の通りである。

PbS + CaSO₄ = PbSO₄ + CaS。

熱化学データから判断すると、この反応は起こりそうにない。Roberts-Austen [26]によると、この式に含まれる各化合物の生成熱（キログラムカロリー）は次のとおりである。PbS = 17.8、CaSO 4 = 318.4、PbSO 4 = 216.2、CaS = 92。したがって、代数和は次のようになる。

-17.8 – 318.4 + 216.2 + 92 = -28.0 cal。

最大仕事の法則は成り立たないため、この分解が起こるかどうかは実験によってのみ判断できる。以下の実験が行われた。

実験1. —粗粒で特に純度の高い方鉛鉱を粉末状に粉砕した。石膏も粉末状にし、焼成した。粉末状の方鉛鉱と焼成した石膏を分子比（PbS + CaSO₄）で混合し、白金抵抗炉内で二酸化炭素気流中で1時間半かけて400℃まで加熱した。温度はルシャトリエ式高温計で測定した。その後、二酸化炭素気流中で冷却した。

混合物は反応の兆候を示さなかった。拡大鏡の下では、方鉛鉱の明るい立方体面がはっきりと見えた。140消え去った。もし何らかの反応が起こっていたとしたら、上記の式に従って、方鉛鉱の明るい面は残らなかっただろう。

実験2.同様の混合物を、電気炉内で二酸化炭素気流中でゆっくりと850℃まで加熱し、この温度で1時間保持した。

方鉛鉱の一部は分解せずに昇華し、磁器製のボート（長さ7cm）の低温側に小さな光沢のある結晶の形で再析出することが観察された。残留物は方鉛鉱の黒色の粒子と石膏の白色の粒子の混合物であり、顕微鏡下では反応の痕跡は見られなかった。方鉛鉱が融点よりかなり低い温度で昇華することは、すでにロディンによって指摘されている。[27]

実験3. — 逆反応が起こるかどうかを判断するために、反応熱が+28.0calである以下の式が与えられます。

PbSO 4 + CaS = PbS + CaSO 4 ;

• 216.2 – 92 + 17.8 + 318.4 = 28。

硫酸鉛と硫化カルシウムの混合物を、磁器製のるつぼに入れ、ベンジンブンゼンバーナー（バルトヘルバーナー）で加熱した。これらの材料は、CAF Kahlbaum社から「科学研究用」として特別に提供されたものである。

白い混合物は濃い色に変わり、やがて硫化鉛と硫酸カルシウムに変化したことを示す色になった。この実験は簡単に行える。

実験4. ―硫酸鉛と硫化カルシウムを分子比（ PbSO₄ + CaS）で混合し、磁器製のボートに載せて電気炉内で二酸化炭素気流中で30分間400℃まで加熱した。混合物を二酸化炭素気流中で冷却し、翌日（実験は夕方に行われた）に炉から取り出した。

混合物は前回の実験と同様に濃い色を呈したが、白い粒子がわずかに残っていた。ボートの中の物質からは硫化水素の臭いがした。

実験5. —純粋な方鉛鉱と焼成した 141石膏を（PbS + CaSO 4 ）の分子比で覆いをかけたスコーファイアの上に置き、700～800℃の石油炉の高温マッフルに導入した。その後、温度を1100℃まで上げた。

混合物5gから、3.7gの暗灰色の多孔質ケーキが得られた。拡大鏡で確認したところ、未分解の石膏がいくらか存在していた。金属鉛は分離していなかった。混合物に熱い塩酸を注ぐと、硫化水素が発生した。ケーキの破断面には、点在する光沢のある斑点が見られた。ケーキをナイフで切断したときの外観から、溶融または昇華した方鉛鉱であるという推測が裏付けられた。表面は、溶融方鉛鉱の切断面に典型的な外観を示していた。切断すると、ケーキはもろく、崩れやすいことがわかった。酢酸で煮沸すると、少量の鉛が溶解した。砕いたケーキを水で濡らしても、色は変化しなかった。

実験 6. —方鉛鉱の融点を決定する実験において、Lodin [28]は、比較的低い温度での昇華に加えて、二酸化炭素を「中性」雰囲気として使用すると方鉛鉱が酸化されることも発見した。そのため、Lodin は方鉛鉱の融点の決定に窒素の流れを使用せざるを得なかった。さて、これまで説明した実験 2 の温度 (850 ℃) は方鉛鉱の融点 (930 ～ 940 ℃) ほど高くはないため、実験 2 を窒素の流れの中で繰り返して、真に中性な雰囲気を確保した。方鉛鉱と焼成石膏の混合物 (PbS + CaSO 4 ) を 850 ℃ まで加熱し、この温度で 1 時間保持した後、冷却した。この操作全体は窒素の流れの中で行われた。

再び方鉛鉱は磁器製の舟（長さ6.5cm）の高温側から昇華し、低温側には硫化鉛の小結晶として部分的に析出していた。舟の中の物質は、方鉛鉱の濃い色の粒子と石膏の白い粒子が混ざり合ったもので、拡大鏡で見ると、元の石膏の結晶と硫化鉛の明るい表面がはっきりと確認できた。重量減少は1.9%であった。

実験7. —実験2と同じ理由で、窒素ガスの流れを用いて実験5を繰り返した。142 方鉛鉱と焼成石膏を分子比（PbS + CaSO 4）で磁器製のボートに入れ、白金抵抗炉で1030℃まで加熱し、冷却した。冷却中は、全期間にわたって窒素ガスの流れに囲まれていた。

硫化鉛の昇華が再び起こった。混合物は、白い石膏の粒子と、方鉛鉱のような黒い粒子から構成されていることがわかった。重量減少は3.5パーセントであった。混合物はわずかに焼結しており、熱い塩酸を加えると硫化水素が発生した。酢酸を加えて沸騰させると、ごく微量の鉛が溶解した。したがって、酸化鉛はほとんど存在せず、金属鉛は析出していなかった。

実験8. —実験3では、硫酸鉛と硫化カルシウムを粗く手で混ぜ合わせた（つまり、分子比で計量しなかった）。この実験では、硫酸鉛と硫化カルシウムを分子比（PbSO₄ + CaS）で混合したものを、磁器るつぼに入れ、ベンジンブンゼンバーナーの炎で加熱した。するとすぐに色が濃くなり、前の実験と同様に濃い灰色の生成物が得られた。

実験9. —硫酸鉛と硫化ナトリウムを分子比(PbSO₄ + Na₂S)で混合し、磁器製の乳鉢でこすり合わせると、成分が直接反応する。混合物は濃い灰色に変化し、硫化鉛と硫酸ナトリウムが生成される。

同様の混合物を加熱すると、濃い灰色に変化する。水で浸出すると、塩化バリウムを含む濃い白色の沈殿物が得られる。

実験10. —硫酸鉛と硫化カルシウムを乳鉢でこすり合わせると、塊は灰黒色に変化する。

結論。これらの実験から、反応は

PbS + CaSO₄ = PbSO₄ + CaS

実際にはそのようなことは起こらず、むしろ硫酸鉛と硫化カルシウムを一緒にすると、硫化鉛と硫酸カルシウムが生成される傾向がある。

しかしながら、方鉛鉱と石膏の混合物を空気と接触させて加熱すると、硫酸鉛と酸化鉛が生成される。ただし、これは方鉛鉱と石膏の二重分解によるものではなく、鉛の生成によるものである。143 触媒反応によって生成された酸化鉛と硫酸から硫酸塩を生成する。

PbO + SO 2 + O = PbSO 4。

これは方鉛鉱の焙焼時に必ず起こるよく知られた過程であり、その説明はカール・フリードリヒ・プラットナーも熟知していた。上記の実験結果から判断すると、石膏の存在がこの過程に何らかの化学的影響を与える可能性はまずないと思われる。

144

ハンティントン＝ヘバーレイン法
　ドナルド・クラーク著
（1904年10月20日）

この製法は1897年に特許を取得しており、方鉛鉱を石灰と混合し、その混合物に空気を吹き込むことで脱硫できるという事実に基づいている。反応開始時に温度が鈍い赤色であれば、反応によって温度が大幅に上昇するため、追加の熱源は必要ない。この製法の化学反応は、現時点では詳細に解明されているとは言えない。

特許権者らが示した反応は満足のいくものではない。なぜなら、二酸化カルシウムは低温でのみ生成され、穏やかに加熱すると容易に分解するからである。一方、酸化鉛は適切な条件下で450℃を超えない温度で酸素と結合してより高次の酸化物を形成し、これが石灰と結合して鉛酸カルシウムを形成すると考えられる。硫化物と石灰を密接に混合して加熱したときの反応は、次のように表すことができる。

CaO + PbS = CaS + PbO。

硫化カルシウムは空気と接触すると亜硫酸塩に酸化され、次に硫酸塩になり、その後酸化鉛と反応して鉛酸カルシウムと二酸化硫黄を生成する。

CaSO 4 + PbO = CaPbO 3 + SO 2。

さらに、硫酸カルシウムは方鉛鉱とも反応し、硫化カルシウムと硫酸鉛を生成します。硫化カルシウムは空気を吹き込むことで再び硫酸カルシウムに酸化され、最終的な反応は次のようになります。

CaSO 4 + PbS + O = CaPbO 3 + SO 2。

いずれの場合も、作用は酸化および脱硫である。145 鉄とマンガンの酸化物は、ある程度、石灰と同じ目的を果たし、特に閃亜鉛鉱を多く含む複雑な鉱石に適用した場合、方鉛鉱と同様に脱硫できることがわかった。硫化亜鉛の場合、分解はおそらく硫化物と硫酸塩の相互作用によるものである。

ZnS + 3ZnSO 4 = 4ZnO + 4SO 2。

この製法は現在、ブロークンヒル・プロプライエタリー社がポートピリーの工場で、タスマニアン・スメルティング社がジーハンで、フリーマントル製錬所が西オーストラリア州で、サルファイド・コーポレーションがニューサウスウェールズ州コックルクリークでそれぞれ採用している。

タスマニア製錬所で行われる作業は、粉砕した石灰石、方鉛鉱、およびスラグ製造材料を混合し、その混合物を手動式反射炉または回転炉床を備えた機械式炉に投入することから成ります。焙焼中、材料は十分に混合され、石灰石の大部分が硫酸塩に変換され、硫黄の約半分が排出された後、粒状の製品はまだ熱いうちにハンティントン・ヘーバーレイン転炉に投入されます。これらは、トラニオンに吊り下げられた逆さにした鉄板の円錐で構成され、直径は5フィート6インチ、深さは5フィートです。円錐の頂点には、隔膜として穴の開いた板またはコランダーが置かれ、その下の小さな円錐形の空間は、圧縮空気が送り込まれる送風箱として機能します。転炉の上にあるフードは、排ガスを排出する役割を果たします。容器が満たされるとすぐに、17オンスの圧力の空気が投入されます。ガスが塊に押し込まれると、塊は急速に加熱され、大量の二酸化硫黄が発生する。温度が上昇し、混合物が溶融し、2～4時間で反応が完了する。硫黄は10パーセントから1パーセントに減少し、塊全体が焼結して溶融する。転炉を反転させて空にすると、焼結した塊が落下し、砕かれて製錬所に送られる。直径15フィートの2基の機械式炉用に、図示のサイズの転炉が12基ある。手作業で粉砕した焙焼炉からの製品を処理するために、同じタイプのより大きな転炉が建てられた。

ニューサウスウェールズ州コックルクリークでは、方鉛鉱精鉱は1.5mmまで粉砕され、これは原料の60%以上にあたる。146 より細かい粒子にするため、石灰石は10～16メッシュに粉砕されます。また、鉱石中にシリカが含まれていない場合はシリカも添加され、鉛を除く残りの塩基の割合が、シリカ含有量が約20％のスラグを形成するような比率になります。この混合物には、鉛が25～50％、石灰が6～9％含まれる場合があります。石灰を加えすぎると、最終製品は溶融状態ではなく粉状になります。これをゴッドフリー炉で予備焙焼します。

ゴッドフリー炉は、回転する円形炉床と低いドーム型の屋根が特徴です。鉱石は中央のホッパーから供給され、固定された放射状アームに取り付けられたブレードによって外側に偏向されます。回転ごとに鉱石は反転して外側に移動し、調整可能なブレードの偏向量と炉床の回転速度によって生産量が決まります。

高温の半焙焼鉱石は焙焼炉の円周にあるスロットから排出されます。この鉱石には硫黄が 12 ～ 6.5 パーセント含まれている可能性がありますが、6.5 ～ 8 パーセントが後続の工程に最も適した量であると考えられています。徹底的な混合が極めて重要です。混合が行われないと、塊が転炉内で「火山」のように噴出し、塊の中にガスが逃げる通路ができ、未処理の塊が横に残ります。少量の赤熱鉱石を転炉に入れ、その上に冷たい鉱石を置くと、反応を開始できます。塊全体が加熱され、生成物が融合して焼結し、元の成分が全く残らない均質な塊になります。コックルクリークでは、所要時間は 5 時間と言われています。最初は少量の空気圧がかけられ、最終的には 20 オンスまで増加されます。

ポートピリーでの操業ははるかに大規模に行われている。粉砕した方鉛鉱、粉状の石灰石、鉄鉱石、砂の混合物が、ホッパーの底部に設置された溝付きロールによって、5基あるロップ炉に投入される。各焙焼炉は24時間で100トンの混合物を処理できる。ロップ炉によって鉱石から硫黄の約50%が除去される（この場合、方鉛鉱には大量の閃亜鉛鉱が混入しており、プロプライエタリー鉱山で生産される精鉱には鉛が55%、亜鉛が10%しか含まれていない）。焙焼炉から出た高温の鉱石は、トラックで転炉に運ばれる。転炉は17基が一直線に並んでいる。ここの転炉は大型である。147 トラニオンに吊り下げられた分割式の鋳鉄製ポット。それぞれ直径約8フィート、深さ約6フィートで、8トンの装入物を収容できます。底部から約2フィートの位置に、環状の穴あき板が水平に取り付けられています。その上に、同じく穴あきの浅い円錐台が乗っており、円錐台の上部は数個の穴が開いた板で閉じられています。全体が風箱として機能します。フランジ付きの縁を持つ円錐形のフードが転炉のフランジ付きの縁に載り、密着した接合部を形成します。このフードには、必要に応じて装入物を遮断できる扉が設けられています。直径約1フィート9インチのパイプには伸縮式スライド機構が取り付けられており、滑車とロープを使ってフードを上げ下げできるため、転炉を傾けて製品を排出することができます。鋳鉄製のポットは非常に頑丈で、時折ひび割れることもありますが、鉄製のストラップとリベットで補修できます。過去18ヶ月間で失われた植木鉢はわずか2個だけだ。

空気は約24オンスの圧力で流入し、変換には約4時間かかります。硫黄含有量は約3パーセントまで減少します。装入物の上部は内部ほどよく変換されていないことがわかりました。揮発による鉛や銀の損失はほとんどなく、亜鉛の流出による損失もごくわずかです。また、Roppに投入された石灰石のほぼすべてが硫酸カルシウムに変換されること、そして鉛のかなりの部分が硫酸塩になることもわかっており、硫酸鉛は方鉛鉱と同様にこのプロセスに必要不可欠であると考えられています。

このプロセスの価値は、このプロセスが採用される前は13基の高炉を使用していたのに対し、現在は8基の高炉でより良い作業が行われているという事実から判断できる。ハンティントン・ヘーバーラインポットからの焼結製品に加えて、ヒープロースティングによって得られた焼結スライム、および石灰石と鉄鉱石からなるフラックスが、1日あたり2000ロングトンの鉱石、フラックス、燃料を投入する高炉に供給される。現在生産されているスラグの平均組成は、SiO₂ 25～26%、FeO 1～3%、MnO 5～5.5%、CaO 15.5～17%、ZnO 13%、Al₂O₃ 6.5 % 、 S 3～4%、湿式分析によるPb 1.2～1.5%、Ag 0.7オンス/トンである。比較的多量の硫黄が残存しているにもかかわらず、マットは形成されない。

148

フリードリヒスヒュッテにおけるハンティントン＝ヘーバーライン法[29]
A. ビエルンバウム著
（1905年9月2日）

近年、鉛鉱石の冶金処理において、ハンティントン・ヘーバーライン法ほど大きな波紋を呼び、多くの鉛製錬所に抜本的な変化をもたらしたものは他にない。この製法（ちなみに、この製法はいくつかの類似製法の発明につながった）は、鉛製錬における重要な進歩であり、現在では上シレジア地方タルノヴィッツ近郊のフリードリヒスヒュッテでしばらく使用されており、そこでいくつかの点でさらなる改良が加えられているため、この製法と従来の焙焼製法との比較は興味深い。

前述の工場では、1900年まで鉛鉱石はもっぱら（1）反射炉（タルノヴィッツェレーフェン）での製錬、および（2）竪炉で焙焼した原料を反射焼結炉で焙焼する方法で処理されていた。反射製錬炉で処理するか焙焼焼結炉で処理するかは、鉱石中の鉛と亜鉛の含有率によって決定された。鉛が比較的多く亜鉛が少ない鉱石は前者で処理され、一部銑鉛が生産された。一方、鉛が少なく亜鉛が多い鉱石は後者で処理された。年間処理される鉛鉱石の約5分の2が反射製錬炉に、5分の3が焙焼焼結炉に投入された。

1900年当時、反射炉式製錬炉が10基、焼結炉が9基稼働していた。これらの炉はすべて手作業で稼働していた。

焙焼炉の焼結生成物と反射炉の灰色スラグは、さらなる処理のために竪形炉に移送され、そこで149 必要な融剤とともに精錬された。当時、高さ8メートル、送風口の直径がそれぞれ1.4メートル、1.6メートル、1.8メートルの炉が8基稼働しており、送風口が3本のものもあれば、5本または8本のものもあった。

ハンティントン・ヘーバーライン法が完全に導入されたため、反射式製錬炉は完全に停止され、焼結炉も大部分が停止されました。鉛と亜鉛の含有量に関わらず、1つの例外を除いて、あらゆる種類の鉛鉱石がハンティントン・ヘーバーライン法で処理されます。処理される鉱石のごく一部、すなわち鉛含有量が25～35％の低品位精鉱（ヘルツシュリーヒェ）は、粉塵、ヒューム、足場、マットなどの中間生成物とともに、依然として古い焼結炉で焙焼されます。これらの中間生成物は、原料中の高濃度のシリカの助けを借りてスコロジドされます。

現在、鉛鉱石の焙焼には、直径6mの円形機械式焙焼炉が6基、直径8mのものが1基、そして通常の固定式ハンティントン・ヘーバーライン炉が2基ある。後者（手作業を必要とする原始的なハンティントン・ヘーバーライン炉）は最近停止され、おそらく二度と使用されることはないだろう。機械式ハンティントン・ヘーバーライン炉では、鉛鉱石の焙焼は、硫化鉛のごく一部が硫酸鉛に変化する程度までしか行われない。鉱石の脱硫は、いわゆる転炉（洋ナシ形または半球形の鉄製）で完了する。この転炉では、それまでゆるく混合されていた原料が、吹き込まれて固まりになる。

この製品は融点が高いため（通常、硫化物として最大1.5%の硫黄を含有している）、かなり大型の竪炉を使用することが可能です。そのため、円形竪炉（羽口部直径2.4m、高さ7m、羽口15本）が建設されました。現在、ハンティントン・ヘーバーライン転炉から供給される焙焼鉱石のほぼ全てがこの炉で製錬されており、小型の竪炉が時折使用されています。この新プロセスの導入により、その後の処理方法に特筆すべき変化は生じていません。

本研究では、フリードリヒスヒュッテにおける現在の実際の年間鉱石量（5万トン）の処理について考察する。

150

1.焙焼炉。反射式製錬炉は24時間で5トンの鉱石を処理するのに使用され、焙焼焼結炉は8トンを処理する。前述の比率を仮定すると、前者のプロセスによる年間処理量は20,000トン、後者による年間処理量は30,000トンとなる。年間300営業日、炉の修理による長期停止がないと仮定すると（ただし、これらの炉の高温を考慮すると、この記録はほとんど期待できない）、必要な設備は次のようになる。

20,000 ÷ (5 × 300) = 13.3 (または反射炉13～14基)。
30,000 ÷ (8 × 300) = 12.5 (または焼結炉12～13基)。

ハンティントン・ヘーバーライン式固定炉の処理能力は18トンです。したがって、同量の鉱石を処理するには、次のものが必要になります。

50,000 ÷ (18 × 300) = 9.3 (またはハンティントン・ヘーバーレイン炉9～10台)。

回転炉式焙焼炉（直径6m）で合計27トン以上の鉱石を処理する場合、以下のものが必要となる。

50,000 ÷ (27 × 300) = 6.1 (または焙煎機6～7台)。

さらに優れた結果が得られるのは、以前から稼働している直径8メートルの円形焙焼炉である。この炉では、1日に55トンの鉱石を焙焼することができる。したがって、このような炉が3基あれば、年間投入される鉱石すべてを処理するのに十分であろう。

さて、予備炉を適切に確保した上で、5万トンの鉱石を処理するには、以下のものが必要となる。

反射炉（15）および焼結炉（15） 30
ハンティントン・ヘーバーライン式固定炉 12
6メートル回転炉 8
8メートル回転炉 4
炉の作業員数に関しても同様の関係が成り立ち、反射炉には毎日 6 人、焼結炉には 8 人、固定式炉には 10 人、機械式ハンティントン・ヘーバーライン炉には 6 人が必要であり、反射炉 14 基では毎日 84 人、焼結炉では毎日 104 人、合計 188 人が必要となる。一方、固定式ハンティントン・ヘーバーライン炉 10 基では 100 人、機械式ハンティントン・ヘーバーライン炉 7 基では毎日 42 人が必要となる。151 8メートルの円形焙煎機を備えた新しい設備を稼働させるには、2交代制で人員を投入する必要があります。

確かに、ここでは人間の労働を排除することが極限まで徹底されている。焙焼炉と転炉への投入はすべて機械的な手段で行われるため、転炉での焙焼物の処理が完了するまで、作業員が鉛含有物質に接触することは完全に回避される。

上記のデータから、各作業員の能力は次のように容易に決定できます。反射溶解炉では、各作業員は1日あたり最大0.83トンを処理できます。焼結炉では1トン、固定式ハンティントン・ヘーバーライン炉では1.8トン、6メートル回転炉では4.5トン、8メートル回転炉では11.8トンです。

石炭消費量にも大きな変化が生じた。反射炉や焼結炉で必要な温度である1000℃に達するためには、比較的高品質の石炭だけでなく、大量の石炭も必要であった。反射炉では鉱石1トンあたり約503kg、焼結炉では約287kgの石炭を消費した。固定炉や機械式ハンティントン・ヘーバーライン炉で鉱石を焙焼する場合、鉱石の焙焼自体は転炉で行われ、硫黄が実際の燃料となるため、より低い温度（最高でも700℃）で十分である。このため、石炭の消費量ははるかに少ない。鉱石1トンあたりの比較数値は以下のとおりである。反射炉では50.3%、焼結炉では28.7%。固定式ハンティントン・ヘーバーライン炉では10.3パーセント、回転炉式ハンティントン・ヘーバーライン炉では7.3パーセント。

しかし、ハンティントン・ヘーバーライン法には、もう一つ言及すべき技術的な利点がある。高温での鉛の揮発は、鉛製錬工場の操業において極めて厄介な問題であることはよく知られている。貴重なヒュームの回収は困難であり、凝縮装置が必要となる。揮発性鉛化合物の有害性は言うまでもない。この揮発は、反射炉製錬炉を使用する際に用いられる高温において特に顕著であり、焼結炉においても、程度はやや低いものの同様の現象が見られる。152ハンティントン・ヘーバーライン炉では原料を加熱する温度が著しく低いこと、また高炉転炉で焙焼を完了させる独特な方法により、ヒュームの発生量が大幅に減少するため、旧プロセスと新プロセスで回収される値に非常に顕著な差が生じる。 1900年には、反射式製錬炉で12,922トン、焼結炉で14,497トン（合計27,419トン）の鉱石を処理した際に、凝縮器と煙道から2,470トン（9%）の煙が回収されたが、1903年には、焙焼された48,208トンの鉱石のうち、回収された煙の量は879トン（1.8%）に減少した。これは、その間に煙凝縮装置が大幅に拡張および改良され、収集効率がはるかに向上したにもかかわらずである。

最後に、鉱石中の亜鉛含有量は、旧プロセス（旧プロセスでは、多量の閃亜鉛鉱を含む鉱石は、実際の冶金処理に進む前に最終洗浄を行うことが推奨されていた）のように、もはや悪影響を及ぼすことはなくなった。新プロセスでは、鉱石は亜鉛含有量に関係なく単純に焙焼される。この点に関して、亜鉛のかなりの部分が煙とともに排出され、焙焼された鉱石には通常、坑内炉で問題を引き起こさないほど微量の亜鉛しか含まれていないことがわかった。また、最近上シレジアの鉱山に設置された選鉱設備により、閃亜鉛鉱の分離がより完璧になったことも特筆すべきである。

シャフト炉。—ハンティントン・ヘーバーライン高炉転炉で製造された最終製品は多孔質であり、シャフト炉装入に必要なフラックス材料（石灰石、シリカ、鉄など）の一部を既に含んでいます。焙焼製品のこの2つの特性（一方では多孔質であるため、炉内ガスによる還元がより完全になること、他方では溶融状態でのフラックスの混合により、温度の利用効率が向上すること）が、鉛含有量が高く亜鉛含有量が低いことと相まって、その融解性の高さを決定づけています。さらに、新しいプロセスでは、シャフト炉の装入物全体の鉛含有量を従来よりも高くすることが可能（装入物全体の3分の2に対し、従来は3分の1）であり、より高い送風圧を安全に使用できることを考慮すると、次のことが直ちに導き出されます。153 新しい製法では、従来の製法に比べてシャフト炉の処理能力が大幅に向上する。旧製法と新製法におけるシャフト炉の1日あたりの生産量は、添付の表に示すとおりである。

シャフト式炉の種類 告発内容 1日あたりの料金（トン） 1日あたりの生産量（トン）
低圧ブラスト
3つの送風口 反射炉からの灰色スラグと焼結精鉱 36 6～7
8つの送風口 」 36～38 6～8
3つの送風口 ハンティントン・ヘーバーライン製法で焙煎した製品 36 11～12
高圧ブラスト
8つの送風口 」 65～72 24～26
15本の送風口 」 270 90～100
15本の送風口を備えた炉について示されている数値は、1904年の平均値であることに留意すべきである。この平均値が低いのは、この期間中、焙焼原料が頻繁に不足し、炉が低圧送風で稼働せざるを得なかったためである。より正確な状況を把握するには、例えば、この炉が通常の条件下で稼働した1905年3月のデータを参照するのがよい。その結果は以下のとおりである。

1905年3月の平均は、鉱石投入量8,269.715トン、コークス投入量652.441トン、合計8,922.156トンでした。または、24時間当たりでは、鉱石投入量266.765トン、コークス投入量21.046トン、合計287.811トンでした。作業用鉛の生産量は3,133.245トン、1日当たり101.069トンでした。

焙焼鉱石の最大生産量は1905年6月30日の210トンで、その日の総投入量は鉱石327.38トン、コークス25.2トン、合計352.58トンでした。その日に生産された加工鉛の量は120.695トンで、最大生産量は154 以前の1日あたりの生産量は124.86トンでした。また、スラグ中の鉛含有量はほぼ例外なく1パーセント未満であり、通常は0.3～0.5パーセントの間であることも特筆すべき点です。

焙焼炉の場合と同様に、年間5万トンの鉱石消費を前提として必要な炉の数を計算すれば、シャフト炉の生産能力も明確になります。焙焼物1トンを鉱石1トンとみなすと（ハンティントン・ヘーバーライン鉱石の場合はほぼ妥当ですが、焼結炉の製品の場合はやや過大評価です）、旧プロセス（装入物の3分の1が鉛含有鉱石であった場合）では、1日に12トンを製錬することができました。したがって、少なくとも以下の炉が必要になります。

50,000 ÷ (12 × 300) = 14 基の三羽口式シャフト炉。

既に述べたように、ハンティントン・ヘーバーライン法では装入物の鉛含有部分が全体の3分の2を占めるため、前述の方法と比較して、異なるタイプのシャフト炉の数は次のようになる。

3羽口シャフト炉、焼結炉の製品、50,000 ÷ (12 ×
300) = 14 炉。3

羽口シャフト炉、ハンティントン・ヘーバーライン炉の製品、
50,000 ÷ (24 × 300) = 7 炉。8

羽口シャフト炉、ハンティントン・ヘーバーライン炉の製品、
50,000 ÷ (48 × 300) = 3.4 (約 4) 炉。15

羽口シャフト炉、ハンティントン・ヘーバーライン炉の製品、
50,000 ÷ (180 × 300) = 1 炉。

大型シャフト炉は、定期的かつ中断なく稼働しているため、現在の生産量でハンティントン＝ヘーバーライン焙焼原料を処理する能力を十分に備えている。

作業員数と一人当たりの生産量に関して言えば、シャフト炉の場合、焙焼工程で見られたようなハンティントン・ヘーバーライン法の導入による顕著な違いは生じない。これは主に、より多くの動力を必要とする作業（炉への装入、スラグの搬送、鉛の注湯など）は、部分的にしか機械的に実行できないためである。しかしながら、添付の表から、一方では必要な作業員数が、他方では必要な作業員数が、シャフト炉の場合、シャフト炉の場合よりも大幅に減少していることがわかる。155 一方で、投入される費用は少なくなり、他方で、一人当たりの生産量は若干増加した。

シャフト式炉の種類 告発内容 1日あたりの料金（トン） 炉作業員の数 1人当たりの料金（トン） 1日あたりの作業量（トン） 一人当たりの生産量（トン）
3つの送風口 反射炉から得られる焼結精鉱と灰色スラグ。 36 6 6.0 6 1.0
3つの送風口 ハンチントン・ヘーバーレイン製品。 36 6 6.0 12 2.0
8つの送風口 ハンチントン・ヘーバーレイン製品。 72 12 6.0 26 2.1
15 送風口 ハンチントン・ヘーバーレイン製品。 270 34 7.9 90 2.6
新製法によるコークス消費量の差はわずかで、節約効果は1％強に過ぎず、消費されるコークスは総投入量の9.39％から8.17％に減少する。しかし、コークスの価格が高い現状では、このわずかな差でも生産コストの大幅な削減につながる。

送風圧が大幅に上昇したことで、排煙の損失は従来の方法よりもはるかに大きくなると予想されるかもしれない。しかし、実際はそうではなく、これまでの経験から、発生する排煙ははるかに少ないことが示されている。例えば、1904年には、凝縮システムで回収された竪炉排煙は、焙焼物のわずか1.06%、または総装入量の0.64%に過ぎなかった。これは、前年のそれぞれ2.03%と1.0%と比べて大幅に少ない。煙突から大気中に放出されるガスとともに運ばれる煙道粉塵の量を調べたところ、ほとんどゼロであることがわかった。

さて、煙の損失がわずかであること、スラグ中の鉛の品位が低いこと、そして一方では鉛マットの生産量が以前よりはるかに少なく、他方では鉱石の焙焼時の損失が大幅に減少していることから、これらの点を考慮すると、総収量が大幅に向上したことは明らかである。実際、鉛と銀の収量は少なくとも6～8パーセント増加した。

経済的結果。—新しいプロセスの経済的価値に関しては、明らかな理由から、正確な支出、つまり焙煎の実際の総コストと156 鉱石の製錬。しかし、少なくともこの点は、前述のことから疑いの余地なく明らかである。すなわち、焙焼、特に製錬において、従来の作業方法と比較して相当な節約が実現されるはずである。一人の作業員が扱える材料の増加による賃金の節約と、石炭とコークスの消費量の減少による節約だけを考慮すれば、これだけでも作業コストが大幅に削減されたことが十分にわかる。手作業の削減による節約が、機械動力（焙焼炉の駆動、圧縮送風の供給など）の費用によって相殺される可能性があるという反論は、機械作業のコストが比較的低いため、正当化できない。例えば、大型の8メートル炉と小型の円形炉は、電気で稼働させると15馬力が必要となる。正確な計算によると、機械を含めた hp 時間あたりのコスト (生産者にとって) は 3.6 ペニヒ (0.9 セント) になります。したがって、回転炉を稼働させるための 1 日の費用は、15 × 3.6 ペニヒ × 24 = 12.96 マルク (3.42 ドル) になります。7 基の炉で合計 (6 × 27) + 55 = 217 トンの鉱石を処理するため、鉱石 1 トンあたりのコストは約 0.06 マルク (1.5 セント) になります。

必要な送風は、単圧縮エンケ送風機によって発生し、全負荷運転時には1台で十分であり、その際の消費電力は34馬力である。したがって、日々の費用は、34 × 3.6 pfg. × 24 = 29.28 マルク ($7.32) であり、鉱石1トンあたりでは、29.28 ÷ 217 = 0.14 マルク (3.5セント) となる。したがって、鉱石焙焼における機械作業の総費用は、0.06 + 0.14 = 0.20 マルク (5セント) となる。

しかし、焙焼コストは炉の維持費に大きく左右されます。もう一つの重要な要素は、工具の調達と維持です。焼結炉と反射炉の両方において、維持費は高額でした。特に、工具の摩耗が速いため、鉄の消費量が多くなりました。反射炉と焼結炉では、温度が700℃を超えてはならない新しい焙焼炉よりも著しく高い温度が維持されていたことを考えると、これは驚くべきことではありませんでした。しかし、旧式の炉では、高温と鉄製の工具を常に使用することが原因で工具が急速に摩耗し、鉄と157 製鉄と鍛冶作業。新しいプロセス（特に回転炉式焙焼炉）では、この欠点は生じません。この場合、炉での作業はほとんどなく、鉄の摩耗も少ないです。また、定期的に稼働している炉の修理費用は、古いプロセスに比べて少なくて済みます。たとえば、1900 年には、反射炉と焼結炉のメンテナンスと工具の費用は 20,701.93 マルク (5,175.48 ドル) で、27,419.75 トンの鉱石を処理しました。鉱石 1 トンあたり、これは 0.75 マルク (19 セント) に相当します。一方、1903 年には、3 基の固定炉と 6 基の機械式ハンティントン・ヘーバーライン炉で 48,208 トンの鉱石が処理されたにもかかわらず、支出はわずか 9,074.17 マルク (2,268.54 ドル) でした。したがって、この場合の維持費は、鉱石1トンあたり0.18マルク（4.5セント）であった。

シャフト炉での製錬コストについては、総装入量に基づいて見積もると、ハンティントン・ヘーバーライン法の方がわずかに有利な差が見られるだけですが、装入物の鉛含有部分、または生産される加工鉛に基づいて見積もると、顕著な差が見られます。したがって、一般的な経費を考慮せずに、鉱石1トンあたりの維持費と製錬総コストを以下のように表にまとめました。

トン当たりの費用削減
合計料金 鉛鉱石 ワークリーダー
（a）維持費 0.01M（0.25c） 0.38M（9.5セント） 0.67M（16.75セント）
（b）製錬の総費用 0.20M（5セント） 646万（161万5千ドル） 1148万（287万ドル）
鉛鉱石と加工鉛の生産量に関して、費用が大幅に削減されたのは（前述のとおり）原料中の鉛含有量の増加と、それに伴う鉛の収量増加によるものである。製錬期間が長くなったこと（最終的にはほとんどの場合1年間に及んだ）も利点であり、もし竪炉（吹き出し後も稼働状態にあった）がもう少し長く稼働していれば、その利点はさらに顕著になったであろう。

最後に、158 この工場（適切な立地の建設用地が不足していたため、処理される鉱石の量が突然倍増した当時、フリードリヒスヒュッテでは重要だったであろう）において、この施設がハンティントン・ヘーバーライン法から得た大きな利点を改めて認識する必要がある。

上記の計算によると、処理する鉱石の量に対応するには、反射炉15基と焼結炉15基が必要であった。反射炉は概算で120平方メートル（1290平方フィート）、焼結炉は200平方メートル（2153平方フィート）の面積が必要であり、各炉につき100平方メートル（1080平方フィート）を投棄場として確保する必要があるため、15基の反射炉には15 × 120 + 15 × 100 = 3300平方メートルの面積が必要であり、15基の焼結炉には15 × 200 + 15 × 100 = 4500平方メートルの面積が必要であった。合計で 3300 + 4500 = 7800 平方メートル (83,960 平方フィート) になります。12 基の固定式ハンティントン・ヘーバーレイン炉 (2 基ずつ連結) は 6 × 200 + 12 × 100 = 2400 平方メートル (25,830 平方フィート) のスペースを必要とします。同様に、8 基の小型炉には 8 × 100 + 8 × 100 = 1600 平方メートル (17,222 平方フィート) が必要ですが、新たに設置される 4 基の 8 メートル回転炉と 10 基の大型転炉には、わずか 1320 平方メートル (14,120 平方フィート) しか許可されていません。

旧設計で焙焼された材料に対して低圧送風で運転されていた、羽口が3つまたは8つの竪炉の場合、建設された総面積は18 × 16.5 = 297平方メートルでした。さらに、これまで18 × 14 = 250平方メートルの面積が確保されており、通常稼働時にスラグを投棄するのに十分であることがわかりました。したがって、以前存在していた竪炉を必要な拡張をして14基にすると、7 × 297 + 7 × 250 = 3829平方メートル（42,215平方フィート）のスペースが必要でした。小型竪炉のうち4基を羽口が8つになるように改造し、ハンティントン・ヘーバーライン焙焼材料を高圧送風で運転した場合、占有面積は2 × 297 + 2 × 250平方メートルに削減されます。 = 1094平方メートル（11,776平方フィート）。

さらに好ましいのは、大型シャフト炉に必要な面積の条件です。この炉は350平方メートル（3767平方フィート）の面積を占める建物内に設置されており、十分すぎるほどの広さです。スラグ置き場（この建物の前にあり、36時間稼働に十分な広さ）には、159 面積は250平方メートル（2691平方フィート）です。したがって、170平方メートル（1830平方フィート）のヤードを含めた大型シャフト炉が占めるスペースは、合計で780平方メートル（8396平方フィート）になります。

新しい焙焼工場とそれに付随する大型シャフト炉が完成すると、占有面積は 1320 + 780 = 2100 平方メートル (2260 平方フィート) になります。また、反射炉と焼結炉のシステムが継続されていた場合 (必要な追加設備と旧シャフト炉システムへの追加を含む)、11,629 平方メートル (125,214 平方フィート) が必要でした。上記の見積もりには、旧プロセスと同様に大規模に整備する必要があった補助設備 (集塵室など) は一切考慮されていません。

言うまでもなく、旧来のプロセスにおける主要設備と補助設備は、初期費用が高額になるだけでなく、その規模の大きさゆえに、年間維持費も相当高額になったであろう。

160

衛生学的観点から見たハン​​ティントン・ヘーバーライン法[30]
A. ビアーンバウム著
（1905年10月14日）

ハンチントン・ヘーバーライン法がもたらす衛生上の改善点について、まず以下の点を検討する必要があります。旧法における危険源は何だったのか、そしてそれらは現在どのように軽減または排除されているのか。考慮すべき危険は鉛中毒のみであり、その他の健康に有害な影響はどちらの法でも同じです。

反射式製錬炉や焙焼焼結炉において、鉛中毒の主な危険は、炉から焙焼物を搬出する際に発生する金属蒸気にある。確かに、この作業中にこれらの蒸気を排出したり、炉内に戻したりする装置を設けることは可能である。しかし、細心の注意を払って作業しても、特に真っ赤に熱せられた焼結物を詰めた容器を運び出す際には、鉛の蒸気を完全に除去することは不可能である。さらに、反射式製錬炉や焙焼焼結炉での作業は、肉体的に大きな負担を伴うため、作業員の呼吸器系はフル稼働状態となり、強烈な熱にさらされることで大量の発汗が生じる。したがって、医学的に確立されているように、有毒な金属化合物（汗に部分的に溶解する）の体内への吸収は、鉛蒸気の吸入と、発汗によって開いた皮膚の毛穴への浸透の両方によって促進される。

鉛中毒のさらなる危険は、頻繁に行われる粉塵煙道の清掃作業によってもたらされた。反射炉製錬炉からの煙には特に酸化鉛化合物が含まれており、それが体内に吸収されると161 人体は胃酸によって容易に溶解する可能性があり、作業員の健康を危険にさらす恐れがある。

一方、ハンティントン・ヘーバーライン炉では、装入物は手作業で前方に掻き出され、ひっくり返されるものの、旧式の炉のように火口の横にある開口部から取り出されるのではなく、炉の反対側にある転炉に排出される。さらに、転炉にははるかに低い温度で装入物が充填される。装入物はすでにかなり冷却されているため、鉛の揮発はほとんど起こらない。それでも発生する可能性のある少量のガスは、転炉の上部に設置されたフードを通してファンによって排出される。

衛生面から見て、さらに改善された点は、機械式炉の使用である。この炉では、転炉への原料の充填が自動で行われる（ほとんど手作業は不要で、煙も完全に排除される）。その後、転炉は台座に置かれ、原料が吹き込まれる。この作業も、可能な限り気密性の高いフードの下で行われ、フードには開閉可能な作業用開口部がいくつか設けられている。原料の吹き込み中、作業員の仕事は、冷たい原料を追加して充填量を維持し、発生した隙間を埋めることのみである。これは、以前の焙焼工程で必要だった、重い鉄製の工具の取り扱いや、作業員が炉の最も高温の部分に長時間さらされるといった肉体的な負担をはるかに軽減する。

4トンおよび10トンの大型転炉を用いたいくつかの実験により、上述の利点を鉛中毒の危険性をほとんど考慮する必要のないレベルまで発展させることができる可能性が示唆された。回転炉への原料投入と転炉への原料充填は、いずれも機械的に行われる。さらに、大型転炉の場合、穴の充填は不要となり、送風中は一切の手作業が不要となる。転炉はフードで完全に密閉できるため、ガスが作業室に漏れることはなく、作業員の鉛中毒は極めて特殊な状況下でのみ発生する。

焙焼炉で働く労働者の健康に及ぼす有益な影響は、162 ハンチントン・ヘーバーライン過程は、以下に示す1902年から1904年までの鉛中毒による疾病統計から見て取ることができる。

鉛中毒 契約したケース
症例数 病欠の日
作業方法 年 男性数 合計 100人あたり 合計 100人あたり Rever. および Sint. Fur にて。 HH Furにて。
古い 1902年
1903年 93
86 15
12 16.1
13.9 246
222 264.5
258.1 11
7 4
5
H.-H. 1904 87 8 9.2 242 278.2 6 2
これは症例数が16.1%から9.2%に減少したという喜ばしい結果を示しています。ハンティントン・ヘーバーライン炉のみが使用されていた場合、この減少率はさらに大きくなっていたでしょう。しかし、ほとんどの場合、副産物を処理するために2つか3つの焼結炉が稼働しており、16人から18人がその作業に従事していました。ハンティントン・ヘーバーライン炉のみ（1904年には合計69人が従事）では、症例数はわずか2.9%でした。病気の日数が減らなかったのは、焼結炉で働く作業員の症例のほとんどが長期にわたるもので、治癒に時間がかかったためです。

シャフト炉の操業において作業員の健康に悪影響を及ぼすのは、この工程で製造される鉛、マット、スラグなどの製品から発生する煙が原因であり、これらの製品は融点をはるかに超える高温で炉から排出される。シャフト炉の旧来の操業方法においても、この揮発による危険をできる限り効率的に防ぎ、可能な限り安全装置を設置して鉛蒸気が作業室に漏れるのを防ぐ努力が常になされてきた。しかし、これらの対策はハンティントン・ヘーバーライン法ほど徹底したものではなかった。

シャフト炉の操業における主な作業は、装入の他に、スラグを抜き取り、ワークリードを注ぎ出すことである。その他の不快な作業としては、バリングダウン（163 旧来の工程では、頻繁に行う必要があった）および、吹き出し後の炉の清掃。

旧式プロセスでは、炉内で生成されたスラグは、注ぎ口の前に置かれた鉄製のポットに連続的に流れ出ます。このようなポットは回転テーブル上に複数配置されており、1つが満たされるとすぐに次の空のポットをダクトまで運ぶことができます。そのため、最初に注ぎ込まれたスラグは、取り出される前に煙が出なくなり固まる時間があります。流れ出るスラグから発生する蒸気は、フードを通して排出されます。スラグと同時に、鉛マットも炉から排出されます。鉛マットの量が多いほど、発生する煙も多くなります。旧式プロセスでは鉛マットの割合が比較的高かったため、煙の量が非常に多く、換気装置では対応しきれなくなり、蒸気が作業室に漏れ出すようになりました。

溶融鉛は炉の奥にある窪みに溜まり、そこから時折、近くに置かれた鋳型に注ぎ込まれる。窪みの中で鉛が十分に冷えていれば、注ぎ出す際にあまり煙は発生しない。しかし、炉が非常に高温になると（時折起こる）、鉛も高温になり、揮発しやすくなる。この場合、作業員は鉛の溜まりの近くに立たなければならないため、鉛中毒の危険性が非常に高くなる。

炉の内張りを剥がして清掃する作業には、さらに大きな危険が伴います。内張りを剥がす目的は、溶融ゾーンの装入物を緩めることです。同時に、炉の側面にできた固着物や、羽口を塞いでいる障害物も取り除きます。古い炉は固着しやすい性質があったため、この作業はほぼ毎日行わなければならず、作業員は長時間、重い鉄製の道具を使って、燃え盛る装入物のすぐ近くで、しばしば非常に骨の折れる作業を強いられました。この作業のために炉の前面はこじ開けられていました。この作業中、作業員は炉から発生する金属蒸気に何の保護も受けずにさらされました。なぜなら、作業を可能にするために、この間、換気装置を部分的に取り外さなければならなかったからです。

同様に、ただしシャフト炉の停止時に限って、清掃（つまり、164 炉内に残った、もはや溶融していないがまだ赤熱している部分を取り除く工程が行われる。しかし、この工程では、取り出した発光物質を冷水で急冷することで、金属蒸気の発生を大幅に抑制することができた。

最後に、竪炉への原料投入方法も中毒の原因とみなされるべきである。なぜなら、製錬のための原料を繰り返し投入したりひっくり返したり、混合物を準備したり、その後炉に原料を投入したりする作業において、粉塵の発生を完全に避けることは不可能だからである。

ハンティントン・ヘーバーライン法の導入により、焙焼工程とシャフト炉の運転の両方におけるこれらの欠点は、部分的には完全に解消され、部分的には怪我の危険性が最小限に抑えられるほどに軽減される。

ハンティントン・ヘーバーライン式焙焼で得られた製品を製錬する炉では、スラグはかなりの間隔を置いて定期的にしか排出されません。また、鉛マットの生産量が以前より少ないため、煙の量が換気扇で容易に処理できないほど多くなることはありません。したがって、煙が作業室に漏れる可能性はほとんどありません。

大型シャフト炉の場合、特に作業用鉛の生産量が非常に多く、鉛が絶えず大量の流れとなってウェルに流れ込むため、手作業による取鍋は廃止せざるを得ない。そこで、鉛はサンプの近くにある大型の貯槽に導かれ、そこで揮発温度以下に冷却される。このタンクが満杯になると、鉛は出湯され、（揺動式樋を用いて）この目的のために用意された鋳型に鋳造される。サンプと貯槽はどちらもドラフトチャンバー内に設置されている。出湯中は揺動式樋に鉄板の蓋が被せられ、揮発した鉛は樋自体によって貯槽に取り付けられたフードに運ばれる。こうして、金属蒸気が作業空間に漏れ出すのを可能な限り防ぐ。

この注ぎ方は、鉛を柄杓で注ぐような肉体的な労力を伴わない。さらに、作業時間が短いため、作業員は頻繁に休憩を取ることができる。

しかし、ハンティントン・ヘーバーライン法の主な利点の1つは、炉の停止作業を完全に省略できる点にある。シャフト炉の運転をある程度注意深く行えば、炉の運転に障害は発生せず、165 製錬工程は毎日、完全に規則正しく進行することが期待できる。いずれの調査においても、炉の稼働を妨げるような地殻の形成は一切記録されておらず、調査期間はそれぞれほぼ1年に及んだ。

炉の清掃に関しては、ハンティントン・ヘーバーレイン式シャフト炉の排気作業では避けられませんが、年に一度程度で済み、設備の改良により作業員への危険性も軽減されています。

さらに、装入物は（大型竪型炉の場合）炉内に直接投入されるため、従来のように溶融材料を繰り返しかき混ぜる必要がなくなり、避けられない粉塵の発生による悪影響が大幅に軽減される。

シャフト炉の操業に関連した鉛中毒による疾病に関する付随統計（上記焙焼炉の場合と同じ期間に関するもの）は、上記の記述を裏付けている。

年 男性数 鉛中毒―竪型炉
事例 病気の日々
合計 100人あたり 合計 100人あたり
1902 250 58 23.2 956 382.4
1903 267 59 22.1 1044 391.0
1904 232 24 10.3 530 228.4
大型シャフト炉の場合に必要な区別をつけることができれば、鉛中毒による疾病の減少はさらに明らかになるだろう。なぜなら、炉の作業員自身には疾病例がなく、中毒事例はすべて、原料の準備、焼成物の粉砕、その他の補助作業に従事する人々の間で発生しているからである。これらの人々の中には、衛生状態の悪さや鉛中毒に対するあらゆる予防措置の怠慢など、自らの過失によって疾病にさらされた者もいる。

これまでハンチントン・ヘーバーライン法の利点と改良点のみを取り上げてきましたが、最後にその欠点についても考察します。

新製法の主な欠点は、焙煎された製品の塊を容器から分離するのが難しい点にある。166転炉での作業は、莫大な費用がかかるだけでなく、従事する作業員の健康にも悪影響を及ぼす。計画されている10トン転炉でより大きな原料を扱うと、この弊害はさらに増大するように思われる。しかし、この場合、転炉を高い位置に設置し、ブロックを一定の高さから落下させて粉砕することで、その後の粉砕作業はわずかな労力で済むようにすることが提案されている。この方向で行われた試験は既に満足のいく結果をもたらしており、この欠点はいずれはそれほど重要ではなくなることが期待される。

もう一つの厄介な点は、（コンバーターからの排ガス中に）二酸化硫黄が高濃度で含まれていることであり、もしそれが可能だとしても、抑制には多大な労力と費用がかかる可能性がある。

反射式製錬炉および焼結炉からの焙焼ガスに二酸化硫黄がそれほど高い割合で含まれていないのは、焙焼速度がはるかに遅く、作業扉を常に開けた状態で作業を行う必要があるため、ガスが生成された時点で既に空気で十分に希釈されているという事情が主な理由である。一方、ハンティントン・ヘーバーライン法では、装入物を吹き込む際に外部からの空気の侵入を可能な限り防ぐことが目的である。この防ぎがより完璧に行われ、転炉に吹き込まれる鉱石の量が多いほど、排ガス中の二酸化硫黄の割合も高くなる。この事情は、二酸化硫黄を硫酸の製造に利用するという計画を実現する動機となっただけでなく、その実現を可能にした。これが成功すれば（実施された実験によれば、成功する可能性は十分にある）、現在の不利な点が有利な点に変わるかもしれない。これは、鉛鉱石の重要な成分である硫黄が、これまでのように完全に失われると見なされなくなるため、より重要な意味を持つ。[31]

167

ハンティントン・ヘバーライン・プロセス トーマス・
ハンティントンとフェルディナンド・ヘバーライン著
（1906年5月26日）

この硫化鉛鉱石の焙焼プロセスは、現在では世界各地で広く普及しており、冶金技術者からは脱硫法の新たな成功例として認められています。従来の方法に比べて、焙焼反応（古くからよく用いられてきた式 PbS + 3O = PbO + SO 2および PbS + PbSO 4 + 2O = 2PbO + 2SO 2）をより科学的に応用できるという大きな利点があり、一度に大量の鉱石を処理できるため、燃料と労働力の使用量が成果に比例し、また、操業に必要な要素（燃料、労働力、空気）をより経済的に利用できるため、あらゆる面で無駄が少なくなります。作業員は、最大限の労力と最小限の酸化で鉱石を炉のある場所から別の場所へ苦労して移動させる必要がなく、時間と労力を費やす必要もありません。炉内での工程の最初の段階では、消費される燃料が鉱石に直接作用し、最終段階である送風段階では硫黄自体がその役割を担うため、一連の作業全体を通してより高濃度のガスが生成され、その結果、従来の工程で発生していた大量の加熱空気の過剰が回避され、生成されたガスを硫酸の製造に利用することができる。

近代的な設備を備えた工場では、従来の手焙煎炉の弊害はほぼすべて回避され、H.-H.プロセス自体による顕著な経済効果に加え、従業員の健康と福祉も大幅に向上しました。衛生統計が取られている工場では、鉛中毒が大幅に減少したことが証明されています。したがって、H.-H.プロセスが当初から成功を収め、新しいプロセスの導入に伴う困難を克服すれば、経営者と従業員双方から広く支持されるようになったのは当然のことと言えるでしょう。

168

現在では単純に見えるこのプロセスも、長年の研究と実験の成果であり、失望を味わったり、時には解決不可能な問題のように思えたりすることもあった。最初の試みは、1889年にイタリアのペルトゥゾーラにある製錬所で行われた。この製錬所では、毎年多額の資金がこの実験作業に投入され、鉛鉱石の焙焼は1875年以降、ほぼ継続的に新規作業のリストに載っていた。

興味深いことに、当時モンテヴェッキオ鉱石（鉛約70％、硫黄約15％、および一定量の亜鉛と鉄を含む）は焙焼に非常に難燃性であると考えられており、当時工場の経営陣が承認していた鉱石はモンテポーニ鉱石とサン・ジョヴァンニ鉱石の第一級鉱石（鉛約80％）と第二級炭酸塩鉱石（鉛60％以上、硫黄5％）のみであった。工場では改良型フリントシャー反射炉法が用いられており、この方法はこの種の鉱石にしか満足に処理できなかったため、これらの容易な鉱石の量が年々減少し、代わりに「難燃性」のモンテヴェッキオ鉱石が採掘されるようになると、ペルトゥゾラ工場では常に焙焼の問題が最優先事項となっていた。

ほぼすべての既知の脱硫方法が大規模に調査され、実験されたと言えるだろう。ガス燃焼は特定の種類の鉱石に対して数年間独占的に使用され、かなりの成功を収めた。また、ブリュックナー型回転炉（ガス燃焼式）も試された。様々な程度の成功が得られたものの、実際の脱硫において真に大きな進歩はなかった。方法は安価になり、一度に処理される量は増えたが、最終製品（焼結状態であれ粉末状態であれ）の硫黄含有量は平均して5パーセントを大きく下回ることはほとんどなく、反射炉から得られる古い「灰色スラグ」（硫黄含有量1～2パーセント）の時代は、それらを生成していた鉱石の種類とともに完全に消え去った。

長期間にわたる脱硫実験の中で、様々な事実が明らかになった。

（１）鉛の硫化物、特に粉末状のものは、鉄、銅、亜鉛などの他の硫化物と同じ方法では脱硫できない。169 機械式炉では、攪拌機が詰まったり、炉の側面や底に鉱石が詰まって問題が生じたりする早期焼結を避けるために、温度を十分に低く保つ必要がありました。しかし、鉱石を低温で「乾燥状態」で焙焼すると、製品中に大量の硫黄が硫酸鉛として残り、これは硫化鉛自体と同様に、その後の高炉作業に悪影響を及ぼしました。溶融方鉛鉱に空気を通すと（溶融銅マットに通すのと同じように）、鉛の非常に激しい揮発が起こり、その一部は金属に還元されるか、溶融マット中に硫化物として含まれたため、良質な製品は得られませんでした。

（２）最終製品が完全に精錬され凝集されない限り、鉛鉱石の完全な焙焼は得られない。

（３）適切な前処理を施した鉛鉱石を圧縮空気で酸化することにより、十分に焙焼された鉛鉱石が得られること。

（４）金属損失は主に、PbSがPbOに酸化される際に発生する過剰な熱、および鉱石中に存在するその他の硫化物によるものである。

これらの事実を利用して、最終的に H.-H. 焙焼プロセスが開発され、その原理を注意深く適用することで、鉱石を完全に脱硫して、硫黄含有量が 1 パーセント未満のほぼデッドローストにすることが可能になりました。しかし実際には、そのような完璧さは必要なく、硫黄含有量が 2 ～ 2.5 パーセントの十分に凝集した製品で十分です。オーストラリアで行われたいくつかの試験では、非常に高いレベルの完璧さを目指し、硫黄含有量 1 パーセント (硫化物として) の凝集焙焼鉱石 2000 トンを超えるブロックが生産されました。鉱石には平均約 10 パーセントの Zn が含まれていたため、これは脱硫の観点からは非常に優れた結果でしたが、この 1 パーセントがこの製品は、その後の高炉での製錬において、2.5パーセントの硫黄を含む、より不注意に準備された材料よりも優れた結果をもたらしました。

実験の初期段階では、鉱石中の硫化物を先に溶融させることなく凝集物を得ることが大きな難題であり、鉛マットが詰まった半焙焼製品が出てしまうという問題があった。今では簡単なことだが、この欠陥を避けるのは不可能に思える時もあった。そして、ある要因の影響を注意深く研究することによってのみ、 170石灰、Fe 2 O 3または Mn 2 O 3の添加とその特性により、正しい道が開かれた。H.-H. プロセスが導入される前は、石灰は反射プロセス (Flintshire と Tarnowitz) でのみ装入物を固めるために使用されていたが、Percy が言うように、石灰を添加すると装入物が赤熱したため、機械的効果だけでなく化学的効果もあったに違いない。この事実を認識して、細かい苛性石灰または砕いた石灰石を鉱石に混ぜてから 炉に装入し、酸化熱にさらした。

二酸化カルシウムが一時的に生成され、それがPbSと接触すると生成後すぐに分解されるか、あるいはCaOが 海綿状白金、金属銀、または酸化鉄と同様に接触物質として機能する可能性があると考えられていた。焙焼鉱石中に常にCaSO₄が見られ、CaSO₃が見られないことから、CaOが実際に酸素の接触物質であることが証明されるかもしれない（WM Hutchings、Engineering and Mining Journal、1905年10月21日、第LXXX巻、726ページ参照）。CaOの代わりにFe₂O₃を使用しても同様にプロセスがうまくいくという事実は、鉛酸カルシウムの理論に反する。どの理論が正しいにせよ、CaOが焙焼プロセスを助け、その使用によって硫化鉱石の早期凝集が回避されるという事実は変わらない。石灰のもう1つの利点は、原料の多孔質性を高め、空気の通過を容易にすることである。

目的に最適な送風装置の形状とサイズを決定するには、数ヶ月を要した。当初は、数フィート四方の浅いパンや長方形の箱に数インチの材料を穴の開いた板の上に載せたものから始まり、徐々に円錐形の容器（約1トンの鉱石を収容可能）へと形を変え、それが製造工程とともに最初に導入された。その後、より大量の鉱石を処理する際には、最大15トンの鉱石を収容できる半球状の形状が採用された。

ペルトゥソラで大規模に導入されるまで、実際にこのプロセスを確立するのに約8年かかったと思われますが、1898年末までにはペルトゥソラの鉱石の大部分がこのプロセスで処理されていました。他の工場に初めて導入されたのは1900年で、ドイツのブラウバッハで初めてこのプロセスが本拠地以外で開始されました。それ以来、その適用範囲は徐々に拡大し、ヨーロッパからオーストラリア、メキシコ、そして最終的にはアメリカとカナダへと広がりましたが、これらの地域ではその利点が他の地域よりも遅れて認識されました。現在では、世界中で事実上広く使用されており、冶金学の進歩に確かな貢献をしていると認識されています。171 これは間違いなく正しい方向への一歩であり、広く普及すればその原理に対する理解も深まり、将来的に何らかの方向へ発展することで、現在の成果と比較してさらなる進歩が見られるようになるだろう。

H.-H.法の現在の工程は、基本的に当初定められた手順を踏襲しており、石灰、酸化鉄、またはマンガン（鉱石に含まれていない場合）を用いて炉で予備焙焼を行うことで、転炉での吹込みに備えて鉱石を準備します。機械式炉が導入され、従来の手動焙焼機は完全に廃止されました。転炉のサイズも、当初の1トン装置から5トン、7トン、10トンへと徐々に大型化されてきました。現在、ドイツでは15トンの転炉が建設中で、さらなるコスト削減につながることは間違いありません。

現在最も広く使用されている機械式炉は、固定式ラブルを備えた単炉式回転炉であり、最新のものは直径26.5フィート、比較的高いアーチを備え、明瞭な炎と鉱石の迅速な酸化を確保している。これらの炉の処理能力は、もちろん処理する鉱石の性質によって異なるが、鉛含有量50～60％、硫黄含有量14～18％の一般的な鉛鉱石（ヨーロッパおよびオーストラリアで使用されているもの）の場合、平均的な処理能力は24時間あたり約50～60トンの粗鉱石と見なすことができる。適切に設計された炉では石炭の消費量は非常に少なく、常に8％未満であり、平均では6％程度である。これらの炉は、装入および排出装置が自動化されているため、ほとんど手入れを必要としない。

炉から出た鉱石は、様々な機械的手段（ヤコブのはしご、コンベアなど）によって転炉に投入される。転炉への投入物は通常、炉から直接取り出した高温の鉱石と、その上に貯蔵庫での冷却や加水によって冷却された鉱石から構成される。転炉への投入は通常、5トンずつ2回に分けて行われ、送風時間は4～6時間を超えてはならない。得られる製品は多孔質でよく凝集しているが、容易に砕けるものでなければならない。シリカの過剰と硫化鉛の過剰により、固く溶融した物質が生じる。したがって、これら2点（良好な予備焙焼と石灰による投入物の調整）に注意することで、この問題は回避できる。焙焼された鉱石は、硫黄を約1.5～2パーセント以上含んではならず、172 現代の高炉は驚くほど良好な結果をもたらし、マットの落下はほとんどの場合ゼロにまで減少し、炉の生産能力は大幅に向上する一方、スラグの品質は低下する。

転炉装入物が適切に準備されていれば、送風作業は極めてスムーズに進み、作業員の注意はほとんど必要とせず、熱と酸化は底部から徐々に上昇し、揮発損失は低く抑えられるため、必要に応じて硫酸製造に適した高温高濃度の硫黄ガスを生成することが可能となる。

この製法による鉱石焙焼で得られる実際の経済効果に加え、その成功の大きな特徴は、焙焼鉱石の製錬と還元が従来に比べて著しく改善されたことである。これは、焙焼鉱石の性質によるもので、従来よりも硫黄分がはるかに少ないだけでなく、多孔質で凝集性が高く、適切な配合であれば必要なスラグ材料をすべて含んでいるため、実質的に鉱石ではなくスラグを製錬するのと同等になり、専門家にとってはその違いは明らかである。

経験上、高炉の生産能力は平均して50～100パーセント向上することが分かっており、H-H法を完全に導入した工場では、同じ生産量に対して以前必要だった高炉の約半分が廃止されました。マットの落下は過去のものとなり、鉱石に含まれる銅を回収するためにマットが必要な場合を除いて、鉛マットは姿を消し、煙道粉塵の量、鉛と銀の損失も大幅に減少しました。

H-H法の最新の歴史と直接吹送の理論に言及すると、法的な問題はさておき、冶金学的に言えば、この考え方は魅力的であると言えるだろう。工程の半分を省略し、予備焙焼の費用をかけずに鉱石を直接吹送することで、かなりの経済効果が得られるように思われるからである。しかし、よく検討してみると、この想定される経済性と簡便性はそれほど重要ではなく、多くの場合、鉛鉱石製錬においては進歩的というよりむしろ後退的になることは間違いない。炉での焙焼コストが削減されると、173 50トン炉と10～15トン転炉を使用することで得られるような低い数値まででは、この方向での改善の余地はほとんどありません。タルノヴィッツ製錬所の公表された報告（エンジニアリング・アンド・マイニング・ジャーナル、1905年9月23日、第LXXX巻、535ページ）によると、機械による予備焙焼のコストは1トンあたり25セントを超えることはできません。したがって、直接吹送が適切に準備された材料を吹送するのと同じくらい安価であると仮定しても、総経済効果は上記の数値、つまり25セントに過ぎません。しかし、これは現実とはかけ離れています。

原鉱石を直接吹く方法は、重金属の損失を避けるために吹く作業をゆっくりと慎重に行わなければならないため、H.-H.製品を扱う方法よりもかなりコストがかかります。一方、予備焙焼した鉱石は4時間で簡単に吹くことができ、1人の作業員が2台または3台の10トン転炉を操作できますが、直接吹く作業には12～18時間かかり、1人の作業員が継続的に監視する必要があります。前者の場合、人件費は1人あたり3ドルで50トン（最低）となり、つまり1トンあたり6セントです。後者の場合、1人あたり3ドルで10トン（最高）となり、つまり30セントです。予備焙焼の方が24セント有利なので、節約できるはずの費用はなくなります。さらに、粗硫化物に12時間または18時間吹き付ける危険性は、4時間の短時間作業に比べて金属損失の点で大きいため、金属の揮発性が高まることで、コスト削減どころかコストが増加する可能性が非常に高い。

これらの記述は、鉛含有量が約50％、硫黄含有量が約14％の一般的な鉛鉱石に関するものです。しかし、米国で一般的に処理されるような鉱石では、予備焙焼の利点はさらに顕著です。これらの鉱石は、鉛含有量が約10～15％、硫黄含有量が30～40％、鉄含有量が20～30％、亜鉛含有量が10％、シリカ含有量が5％であり、予備焙焼で黄鉄鉱硫黄の大部分が失われ、鉄は酸化物の形で残ります。この酸化物は、その後の吹送工程で石灰と同様の働きをします。このため、元の鉱石に石灰石や石膏などの融剤を添加する必要はなく、無駄な出費にしかなりません。

硫黄含有量の少ない鉱石など、例外的な場合には直接吹錬が適用できる場合もあるが、一般的な鉛鉱石においては、予備焙焼を省略しても経済的なメリットは期待できない。

174

ブロークンヒルでの硫酸製造
（1904年8月11日）

ブロークンヒル・プロプライエタリー社は、商業規模での硫酸の製造を開始しました。この酸は、カーマイケル・ブラッドフォード法による鉱石、精鉱などの脱硫から発生するガスから作られる副産物です。この酸は最小限のコストで製造できるため、最近導入された浮選による鉱滓からの閃亜鉛鉱の分離プロセスの価値を大幅に高めます。以下は、最近発表されたこのプロセスの説明からの抜粋です。鉱石、精鉱、スライムなどは、場合に応じて、石膏と混合され、後者の量は15～25パーセントです。次に、混合物をビー玉ほどの大きさに粒状にし、転炉に投入します。投入物の底部を400～500℃に加熱します。次に、誘導空気流を当て、補助加熱を停止します。脱硫は、熱と亜硫酸無水物を含むガスの発生を伴い、非常に速やかに進行する。脱硫は非常に徹底しており、揮発による損失は発生しない。このようにして酸製造に利用できる硫黄の量は、鉱石に含まれる量よりもかなり多く、凝集生成物中の硫黄の量は、添加した石膏に含まれる硫黄の量よりもやや少ない。したがって、14%硫化物鉱石1トンから、約12cwtのチャンバー酸を製造することが可能であり、これは7cwtの強酸に完全に相当する。

現在稼働中のプラントは、40,000立方フィートの鉛製チャンバーを備え、週に35トンのチャンバー酸を生産できる。このプラントは複製されつつあり、さらにポートピリーに過リン酸塩製造用の大型プラントを建設することも決定された。硫黄含有量わずか14％の鉱石から硫酸を生産することは、新記録であるとされている。

175

カーマイケル・ブラッドフォード法
　ドナルド・クラーク著
（1904年11月3日）

オーストラリアでハンティントン・ヘーバーライン法が導入された後、ブロークンヒル・プロプライエタリー社の従業員であるカーマイケル氏とブラッドフォード氏は、彼らの名を冠した製法を特許取得した。ハンティントン・ヘーバーライン法のように石灰、あるいは石灰石と方鉛鉱を原料とする代わりに、硫酸カルシウムを方鉛鉱と混合し、温度を上昇させた後、混合物に空気を吹き込むと温度が上昇し、脱硫されることを発見した。この製法は、元の製法の派生形であるように見え、転炉内の反応も同一である。ブロークンヒルで硫化亜鉛を鉱滓から分離する酸性製法が成功したため、地元で大量の硫酸を製造する必要が生じた。カーマイケル・ブラッドフォード法は、必要な二酸化硫黄を生成する目的で開始されたものであり、硫黄含有量がわずか13～16％の混合物から、SO₂を豊富に含むガスを生成できることを示すものとして、非常に注目されている。

石膏はブロークンヒルから約5マイル以内の場所で、もろい状態で採取されます。これを脱水し、CaSO₄・2H₂Oを約200℃に加熱してCaSO₄に変換します。粉末状の残渣は、製粉工程で発生するスライムと濃縮物と混合され、スライム3部、濃縮物1部、硫酸カルシウム1部の割合で混合されます。この割合は多少変動する場合がありますが、硫黄含有量は13～16または17パーセントです。成分の平均組成は、次のページの表に示されています。

これらの材料は水で湿らせ、練土機に通してよく混ぜ合わせる。少量の水は製品を固めるのに役立ち、硫酸カルシウムは部分的に石膏（2CaSO₄、H₂O）になる。まだ湿っているうちに、混合物を直径2インチを超えない破片に砕き、176 乾燥床に広げ、太陽と風の相乗効果で余分な水分を蒸発させる。

スライム 集中 硫酸カルシウム 平均
方鉛鉱 24 70 — 29
ブレンド 30 15 — 21
黄鉄鉱 3 — — 2
酸化鉄(III) 4 — — 2.5
酸化鉄 1 — — 1
酸化マンガン 6.5 — — 5
アルミナ 5.5 — — 3
ライム 3.5 — 41 10
シリカ 23 — — 14
三酸化硫黄 — — 59 12
使用されるポットは、ハンティントン・ヘーバーライン法で使用されるものと同じ形状の、トラニオンに吊り下げられた小型の円錐形の鋳鉄製ポットです。これら3つが一直線に並べられ、3つ目が充填されている間に2つが稼働します。これらのポットは、伸縮管につながる円錐形の蓋が同じ形状をしており、すべて硝化ポットにつながる同じ水平パイプに接続されています。各ポットにはダンパーが設けられています。少量の石炭または燃料がポットに投入され、穏やかな風で着火されます。約400～500℃の温度に達するとすぐに、ポットがいっぱいになるまで乾燥混合物が投入されます。蓋が閉じられ、混合物が加熱されます。最初は水分が蒸発しますが、しばらくすると二酸化硫黄の濃縮ガスが発生します。このガスの量は最大で14パーセントになることもありますが、通常は約10パーセントに保たれ、二酸化ケイ素を三酸化ケイ素に変換するのに十分な酸素が確保されます。ガスは2つの硝酸釜を通過し、そこから容量40,000立方フィートの一般的な鉛製反応室へと送られます。反応室では、塩ケーキ法と呼ばれる工程で希釈する必要があるため、反応室酸のみが製造されます。

このプラントは既にしばらく稼働しており、非常に良好な結果を得ているとされている。転炉から排出される製品は、ハンティントン・ヘーバーライン法で得られる製品と類似しており、製錬所にそのまま使用できる。残留硫黄量は常に、石膏とともに最初に投入された硫黄量よりも少なく、脱硫後の製品の分析結果から、通常3～4パーセントの硫黄が含まれている。

177

カーマイケル＝ブラッドフォード法
　ウォルター・レントン・インガルス著
（1905年10月28日）

1902年7月29日に発行された米国特許第705,904号に記載されているように、硫化鉛鉱石は、鉱石の品位に応じて10～35パーセントの硫酸カルシウムと混合される。この混合物を転炉に投入し、投入物の下部（例えば3分の1～4分の1）が鈍い赤色になるまで外部から徐々に加熱する。あるいは、空の転炉に燃えている石炭をシャベル一杯分投入し、石炭が燃え続けるのに十分な送風を開始し、その上に投入物を投入することによって反応を開始することもできる。この加熱により、鉱石中の硫化鉛が硫酸塩に酸化され、硫酸カルシウムが硫化物に還元される反応が起こる。加熱された混合物は継続的に送風にさらされるため、硫化カルシウムは再び硫酸塩に酸化され、再生されて再利用される。この反応は発熱反応であり、硫酸カルシウムから生成された硫酸鉛と未分解の鉱石の一部との同時反応によって鉱石の脱硫を完了させるのに十分な熱が発生し、その結果、無水亜硫酸塩が生成される。複雑な性質を持つ様々な反応は、原料の温度が最高値に達するまで続き、その時点で原料の体積は著しく縮小し、ペースト状になる傾向がある。これは酸化鉛の生成が増加するにつれて顕著になり、所望の脱硫点に達すると混合物は融解する。この段階では、硫酸塩から生成された硫化カルシウムは、ペースト状の塊の中で空気と実際に接触することが困難であるため、容易に酸化されないが、金属酸化物の強い酸化作用を受けると鉛酸カルシウムに変化し、同時に無水亜硫酸塩が放出される。その後、発熱反応が停止すると塊は冷却され、容易に溶鉱炉に移送して製錬することができる。

178

上記の反応は、元の米国特許明細書に概説されているとおりです。その正確さに関わらず、カーマイケル・ブラッドフォード法は明らかにハンティントン・ヘーバーレイン法と非常によく似ており、疑いなく後者に由来しています。両者の違いは、ハンティントン・ヘーバーレイン法では、まず鉱石を石灰を加えて部分的に焙焼し、その後特殊な容器で変換するのに対し、カーマイケル・ブラッドフォード法では、鉱石を石膏と混合し、その後直接変換する点です。カーマイケル・ブラッドフォード法の最大の独創性は、石膏の脱硫法である点にあると考えられます。なぜなら、鉱石の硫黄だけでなく、石膏の硫黄の一部も除去されるからです。そして、硫黄は二酸化硫黄の含有量が十分に高いガスとして排出され、そこから硫酸を経済的に製造することができる。現在まで、カーマイケル・ブラッドフォード法はニューサウスウェールズ州ブロークンヒルでのみ実用化されている。

ブロークンヒル・プロプライエタリー社は、まず20cwtの原料を処理できる転炉で一連の試験を実施した。これらの試験はポートピリーの製錬所で行われた。様々な種類の鉱石に対して行われた徹底的な実験により、このプロセスの一般的な有効性が十分に証明された。これらの予備実験では、以下の鉱石が試された。

鉛60％、亜鉛10％、硫黄16％、銀30オンスを含む一級濃縮物。

2級濃縮物：鉛45％、亜鉛12.5％、硫黄14.5％、銀22オンス。

スライムの成分：鉛 21%、亜鉛 17%、硫黄 13%、銀 18オンス。

鉛銅マット：鉄42％、鉛17％、亜鉛13.3％、銅2.4％、硫黄23％、銀25オンス。

鉛含有量が最大45％、銀含有量が100オンスまでの、組成の異なる他のマットも試作された。

これらの予備試験の結果は非常に良好であったため、脱硫中に揮発損失が発生するかどうかを確認する目的で、鉛亜鉛スライムについてさらに一連の試験が行われた。この特定の材料が選ばれたのは、鉱山で大量に蓄積されていることと、ヒープ焙焼の結果が不十分であったためである。179 最近実施されたヒープ焙焼法では、硫黄含有量がわずか7％の製品が得られ、塊状で供給されるため製錬に非常に適しているものの、揮発による金属損失が大きかった（鉛17％、銀5％）。

カーマイケル・ブラッドフォード法で処理したスライムを9回投入した結果は以下のとおりです。

100ポンド アッセイ コンテンツ
鉛％ Ag オンス Zn% S% 鉛
100ポンド。 Ag.
オンス 亜鉛（100
ポンド） S
cwt。
生のスライム 128.1 21.3 18.0 16.8 13.1 27.28 115.3 26.2 16.78
生石膏 54.9 9.88
合計 183.0 27.28 115.3 25.2 26.66
焼結材料 109.88 20.7 17.2 — 4.80 22.74 94.5 — 5.27
まあまあ 14.47 17.7 15.7 — 6.20 2.56 11.3 — 0.89
罰金 11.12 19.0 14.8 — 7.50 2.11 8.2 — 0.83
合計 135.47 — — — 5.17 27.41 113.0 — 6.99
これらの結果は、処理中に鉛と銀がほとんど揮発しなかったことを示しており、鉛はわずかに増加（0.47%）、銀は1.13%減少した。脱硫率は70.4%であった。必要であれば、より高い脱硫率を達成することも可能であった。上記の表の結果では、「中間物」という用語は、装入物の上部に付着している緩いフリット状の塊を指しており、これらは製錬に適しており、微粉のみが返却する必要がある。

硫酸製造の実用性を検証するため、ブロークンヒルに、それぞれ容量5トンの大型転炉3基と、縦100フィート、横20フィート、縦20フィートの鉛製反応室、脱水炉、練土機、造粒機からなるプラントが建設された。これらの転炉は、添付の図版に示されている。

試運転では、以下の組成の精鉱108トンを使用しました。鉛54％、鉄1.9％、マンガン0.9％、亜鉛9.4％、硫黄14.6％、不溶性残渣19.2％、銀24オンス/トン。

転炉装入物は、濃縮物100部と、1インチの穴を通過するように粉砕された生石膏25部から構成され、180 0.25 インチの穴で保持され、0.25 インチより細かい材料 (全体の 5 パーセントに相当) は練炭機に戻されました。転炉での脱硫後、製品の分析結果は次のとおりです。鉛 48.9 パーセント、鉄 1.80 パーセント、マンガン 0.80 パーセント、亜鉛 7.87 パーセント、硫黄 3.90 パーセント、アルミナ 1.02 パーセント、石灰 5.80 パーセント、不溶性残渣 21.75 パーセント、未測定 (酸化物、硫酸塩などとしての酸素) 8.16 パーセント、合計 100 パーセント。銀含有量は 1 トンあたり 22 オンスでした。脱硫鉱石の重量は、原精鉱より 10 パーセント重くなりました。今回の操業で34トンの酸が製造された。

続いて、以下の組成のスライム75トンを用いて試験が行われた。鉛18.0%、亜鉛16.6%、鉄6.0%、マンガン2.5%、アルミナ3.2%、石灰2.1%、不溶性残渣38.5%、合計100%。銀含有量は1トンあたり19.2オンスであった。

この場合の転炉装入物は、原鉱石100部と石膏30部から構成されていた。転炉で得られた物質の分析結果は以下の通りである。鉛16.1%、亜鉛14.0%、硫黄3.6%、鉄5.42%、マンガン2.25%、アルミナ4.10%、石灰8.60%、不溶性残渣39.80%、未測定成分（酸素など）6.13%、合計100%、銀17.5オンス/トン。脱硫鉱石の重量は、原鉱石の重量に比べて11%増加した。この工程で22トンの酸が製造された。

上記各試験（ブロークンヒル）で使用された石膏の分析結果は以下のとおりです。CaSO₄・2H₂O 76.1% 、Fe₂O₃ 0.5 % 、 Al₂O₃ 4.5% 、不溶性残渣 18.9 % 。

その後、プラントはスライム3部と濃縮物1部の混合物で連続運転され、硫黄分を4%まで脱硫し、週20トンの酸を供給し、プラントにはできるだけ早く増設が行われた。ブロークンヒルで製造された酸は、亜鉛尾鉱の濃縮のためのデルプラット法に関連して使用されている。ポートピリーでは、年間約35,000トンの脱硫能力と10,000トンの酸生産能力を持つ工場が建設されている。この酸はリン鉱石の酸処理に利用される予定である。

181

図15．コンバータの詳細。
182

カーマイケル・ブラッドフォード法による方鉛鉱精鉱1トンの脱硫コストは、労働費を8時間あたり1.80ドル、石膏を2240ポンドあたり2.40ドル、石炭を2240ポンドあたり8.40ドルとした場合、以下のように見積もられる。

石膏0.25トン 0.60ドル
石膏の脱水および造粒 .48
鉱石と石膏の混合物を乾燥させる 0.12
変換 .24
焼結材の剥離 0.12
石炭0.01トン 0.08
合計 1.64ドル
焼結製品に含まれる石灰は12セントと計上され、鉱石1トン（2240ポンド）あたりの正味コストは1.52ドルとなる。

カーマイケル・ブラッドフォード法に必要な設備は、転炉を除いて、図面なしでも十分に明確に説明できる。脱硫される鉱石（精鉱、スライムなど）は、貨車、コンベア、またはその他の適切な手段によってミルの上部に運ばれ、ビンに投入される。ビン内部に設置された2台のスクリューフィーダーが、必要な量の鉱石を均一かつ迅速にミルに供給する。これらのフィーダーは鉱石をシュートに送り込み、シュートは鉱石を垂直型乾式ミキサーへと導く。

鉱石ビンと同じ高さにある小型ビンは、貨車から粗石膏を受け取ります。そこから自動的に粉砕機に送られ、細かく粉砕されて下の貯蔵ビンに排出されます。この粉砕機は約 1700 rpm で回転し、10 hp の動力を必要とします。機械本体は鋳鉄製で、粉砕室には交換可能な摩耗板 (硬鉄製) が取り付けられています。回転部分は可鍛鋳鉄製のディスクで構成され、その中に固定された鋼製のビータがあり、粉砕面には高温焼入れ鋼が貼られています。粉砕された石膏を受け取るビンには、鉱石ビンにあるものと同様のスクリューコンベアがあり、材料を脱水炉に通じるプッシュコンベアに排出します。プッシュコンベアは粉砕された石膏を毎分約 1 フィートの速度で運び、約 20 フィートの距離で石膏を脱水します。この速度は、もちろん、必要に応じて調整できます。

脱水石膏はシュートを通ってエレベーターの昇降口に流れ込み、鉱石貯蔵庫と同じ高さにある貯蔵庫に運ばれます。この貯蔵庫にも、鉱石貯蔵庫と同様にスクリューコンベアが設置されています。ミキサーに適切な量の脱水石膏を供給するために、搬送速度が調整されています。

183

ミキサーは垂直型で、スクリューフィーダーから硫化物鉱石と脱水石膏を受け取ります。内部には、異なる速度で回転する2つの平らな回転コーンが設置されており、石膏と鉱石が十分に混合されるようになっています。混合された材料はコーンから2枚のバッフルプレート上に落下し、練土機に入る直前に湿らせられます。練土機は、直径約2フィート6インチ、長さ6フィートまたは8フィートの1/4インチ厚の錬鉄製円筒で、上部にミキサーが取り付けられています。練土機には、推進ブレードを備えた3フィートの錬鉄製らせんがあり、可塑性のある混合物をカバーの3/4インチの穴を通して押し出します。材料は長い円筒状の塊として出てきますが、回転するトロンメルに落下する際に砕かれ、大理石のような形に成形されます。

トロンメルは長さ約5フィート、小径端の直径が2フィート、大径端の直径が約4フィートです。直径2½インチの錬鉄製スピンドルを中心に回転し、そのスピンドルには2つの鋳鉄製ハブが取り付けられており、そこに厚さ⅛インチの円錐形プレートを載せるためのアームが取り付けられています。円錐の小径端の約18インチには金網が取り付けられており、練土機から出てくる材料が金網に付着するのを防ぎます。トロンメルはベベルギアで毎分20～25回転で駆動されます。トロンメルで形成された粒状材料は乾燥コンベアに送られます。

コンベアは、材料がこぼれ落ちないように側面にフランジが付いた、蝶番で連結された錬鉄製のプレートで構成されています。ギアリングによってヘッドから毎分1フィートの速度で駆動され、長さ10フィートの炉を通過して鉱石と石膏の顆粒を乾燥・固化します。この速度は、もちろん必要に応じて調整できます。顆粒状の材料は、炉を出た後、毎分約150フィートの速度で移動するシングルチェーンエレベーターに送られます。エレベーターは材料を偏心機構で駆動されるグラスホッパーコンベアに落とし、貯蔵ビン全体に材料を分配します。このビンから、材料はシュートを介して転炉に送られます。シュートの下端は蝶番で連結されているため、転炉に材料を投入する際にフードを上げることができます。

コンバータは添付の図に示されていますが、図に示されているものとは若干形状が異なる場合があり、つまり、円錐形よりも球形に近い場合があります。容量は約 4 トンで、上部の直径は 6 フィート、偽底部の直径は 4 フィート、高さは約 5 フィートです。184
185 深めに作られています。鋳鉄製のトラニオンで本体にボルトで固定され、ハンドルとウォームギア（図示せず）で回転します。トラニオン用のベアリングと傾斜装置に必要なブラケットを備えた頑丈な鋳鉄製の支柱で支えられています。フードには伸縮式の漏斗があり、重りを使ってバランスを取りながら上下させることができます。円錐の頂点にはドラフトを調整するためのダンパーが設けられています。ポットの4インチの穴から、直径18インチの送風管からの空気が偽の穴あき底の下に入るよ​​うになっており、両者はフレキシブルパイプとカップリングで接続されています。2台のベーカー送風機が転炉に送風します。焼結された材料は転炉の前の床に落とされ、そこで適切なサイズに砕かれ、製錬所に送られます。

図16．変換器の配置。
1日あたり150トンの鉱石を処理する能力を持つプラントに必要な動力は、50馬力のエンジンによって供給される。

186

サベルスバーグ法
　ウォルター・レントン・インガルス著
（1905年12月9日）

現在、方鉛鉱の脱硫には、新手法である「方鉛鉱の石灰焙焼」と呼ばれる方法が3種類用いられている。ハンティントン・ヘーバーライン法とカーマイケル・ブラッドフォード法については既に説明した。この種の3番目の方法は、他の2つの方法よりも注目すべき点があり、ドイツ、ヴェストファーレン州ラムスベックにある製錬所の所長、アドルフ・サベルスベルクの発明である。この製錬所は、Akt. Gesell. f. Bergbau, Blei. u. Zinkhüttenbetrieb zu Stolberg u. in Westphalen が所有している。この方法は、同社のラムスベックとシュトルベルクの鉛製錬所で用いられている。この方法は、1904年3月22日に発行された米国特許第755,598号（出願日：1903年12月18日）に記載されている。そのプロセスは、当該特許の明細書における発明者自身の言葉に明確に示されている。

「特定の鉱石の脱硫は、通常の炉での焙焼という不完全でコストのかかる工程をなくす目的で、チャンバー内で鉱石に空気を吹き込むことによって行われてきました。しかし、鉛鉱石をこの方法で満足に脱硫することはこれまで不可能でした。例えば、銅鉱石の処理に用いられるいずれかの方法に従って未処理の鉛鉱石に空気を吹き込むと、温度が急速に上昇し、焙焼されていない鉛鉱石が溶融してしまい、空気が適切に作用しなくなるためです。これは、溶融によって鉱石の表面積が著しく減少し、未処理の鉱石が元々吹き込まれた空気中の酸素の作用を受けていた点や表面積が失われるためです。さらに、溶融した鉱石に空気を吹き込むと、金属鉛と鉛を含むスラグ（酸化鉛が脈石と結合したもの）が生成され、また、主に昇華した鉛からなる大量の軽い粉塵も発生します。硫化物。ハンティントンとヘバーレインは、187 これらの問題点を克服するために、中間的な方法として、鉱石の融解しやすさを克服するために石灰石を添加して鉱石を焙焼し、その後、炉内の空気の流れにさらすという方法が採用された。しかし、この方法は依然として高価な焙焼炉での前処理が必要となるため、満足のいくものではない。

図18．コンバーターがダンプ準備完了。
「私の発明は、脱硫する鉛鉱石に十分な量の石灰石が含まれている場合、一定の注意を払うことで、焙焼炉での事前焙焼を完全に省略し、空気を吹き込むことで鉱石を一度の操作で脱硫できるという観察に基づいています。石灰石を加えることで鉛鉱石の焙焼が不要になることを発見しました。なぜなら、石灰石は次のような効果をもたらすからです。」

石灰石の粒子は、鉛鉱石の粒子同士を機械的に分離することで、早期の凝集を防ぎ、鉱石全体を緩めて空気に触れやすくする働きをします。さらに、石灰石は硫黄の燃焼によって生じる高い反応温度を緩和し、方鉛鉱の液化、硫化鉛の昇華、金属鉛の分離を回避します。反応温度の緩和は、石灰石が苛性石灰と二酸化炭素に分解することによって起こり、これにより大量の熱が潜熱となります。さらに、石灰石の分解は化学反応を引き起こし、石灰が生成されます。この石灰は、生成時に鉱石に含まれる硫黄を消費して部分的に硫酸カルシウムに変換され、この硫酸カルシウムは、スコルフィケーションが起こる際に、ケイ酸と硫酸によってケイ酸カルシウムに変化します。それによって生成された硫黄が逃げ出す。石灰石は鉱石の脱硫にも大きく寄与する。なぜなら、石灰石は鉱石中の硫黄を消費して硫酸を生成し、この硫酸は強力な酸化剤だからである。したがって、未処理の鉛鉱石と石灰石の混合物（もちろん、この混合物にはケイ酸塩を形成するのに十分な量のケイ酸が含まれていなければならない）をチャンバーに導入し、混合物に空気の流れを吹き込み、同時に送風口付近の混合物に点火すると、硫黄の燃焼によって非常に激しい反応が起こり、硫黄が放出される。188 酸、硫酸、酸化鉛、硫酸塩、ケイ酸塩が生成される。亜硫酸と二酸化炭素は放出される一方、硫酸と硫酸塩は未分解の方鉛鉱に対して酸化剤として作用する。硫酸塩の一部はケイ酸によって分解され、硫酸が生成される。この硫酸は既に述べたように酸化剤として作用する。残りの酸化鉛は最終的に鉱石の脈石と融剤（石灰石）の不揮発性成分と結合して、必要なスラグを形成する。これらの一連の反応は、炉底の送風口で始まり、鉱石と石灰石の装入物の上部に向かって徐々に進行する。鉱石の液化は起こらない。スラグは形成されるものの、空気の吹き込みによってすぐに固化し、固化するスラグ内に形成された通路を通して空気が継続的に通過するからである。最終生成物は、酸化鉛、石灰、ケイ酸、および鉱石のその他の成分からなるケイ酸塩であり、硫黄はほとんど、あるいは全く含まず、まとまりのある固体塊を形成する。これを砕くと、製錬に適した材料となる。

鉛鉱石の処理に必要な石灰石の量は、鉱石の組成によって異なります。しかし、一般的には15～20パーセント程度です。鉛鉱石は天然成分として必要な量の石灰石を含んでいないため、相当量の石灰石を添加する必要があります。この添加は、鉱石の選鉱中、または選鉱後に行うことができます。

「この工程を円滑に進めるためには、以下の注意事項を守る必要があります。空気の吹き込みによって、反応開始前に石灰石の粒子が粉塵となって飛散しないように、反応槽内で反応させる前に、原料にかなりの量の水（例えば5%以上）を加える必要があります。この水は粉塵の飛散を防ぐだけでなく、硫酸の生成にも大きく寄与します。硫酸は酸化作用によって反応を促進し、結果として脱硫も促進します。操作を行う際には、反応槽に原料を一度に満たすのではなく、まず部分的に満たし、反応槽が稼働している間に徐々に原料を追加していくことをお勧めします。こうすることで、原料中の反応がよりスムーズに進行します。」

図19．電荷の放出。
189

「以下の手順で進めるのが有利です。適切な形状の炉の底部に火格子を設け、その上に燃料（石炭、コークスなど）と石灰石の破片を混ぜたものを置いて点火します。燃料に石灰石の破片を混ぜることで、燃料の発熱量が減り、火格子が保護されると同時に、装入物の下部が早期に溶けるのを防ぐことができます。あるいは、まず火格子を石灰石の層で覆い、その上に燃料を置き、さらにその上に石灰石の層を重ねてもよいでしょう。このようにして炉内に置かれた材料の上に、鉛鉱石と石灰石の均一な装入物（例えば高さ約30cm）を置きます。この装入物は、前述のように湿らせておきます。送風と熱の影響下で、前述の反応が起こります。最初の層の上面が赤熱したら、さらに装入物をその上に置き、前の装入物の表面が赤熱するにつれて、炉がいっぱいになるまで徐々に装入物を追加していきます。」装薬がまだ投入されている間は、低圧の空気が吹き込まれますが、チャンバーが満杯になると、より高圧の空気が大量に吹き込まれます。その後、強力な脱硫処理に続いて、スコルフィケーション（脱硫）プロセスが開始されます。スコルフィケーションの過程で脱硫が完了します。

「工程が完了すると、チャンバーを傾けると脱硫された塊が落下し、製錬のために細かく砕かれる。」

190ページの図17は、この工程で使用される装置の側面図を示しており、特別な説明がなくても容易に理解できるだろう。点線は、容器が空になる位置を示している。一連の操作は、写真から複製された図18～20に明確に示されている。

このプロセスは現在ラムズベックで3年間実用化されており、鉛含有量の高い方鉛鉱の脱硫に用いられています。方鉛鉱には、石英質銀鉱石（そのような鉱石が入手できない場合は砂）と石灰質および鉄質フラックスが混合されています。典型的な原料は、鉛鉱石100部、石英質銀鉱石10部、灰石10部、石灰石19部です。成分の完全な混合が不可欠であり、混合が完了したら、原料は190 約5パーセントの水で十分に湿らせ、脱硫操作において次の3つの機能を果たすと考えられています。(1) 吹き込み中の混合物の均一性の維持、(2) プロセス中の温度の低下、(3) プロセス中の硫酸の生成、鉱石の脱硫の促進。

図17．—サベルスベルグコンバーター。
湿らせた原料は転炉に搬送され、薄い層状に供給されます。転炉は半球状の鋳鉄製ポットで、付属の図に示すように、台車上のトラニオンで支えられています。ポットを移動可能にするこの支持方法を除けば、この配置はハンティントン・ヘーバーライン法で採用されているものと非常によく似ています。ラムズベックで現在使用されているポットの容量は約8000kgですが、経営陣は容量を10000kgまたは12000kgに増やす予定です。以前は、容量5000kgのポットが使用されていました。このようなポットの重量は、台車を除いて1300kgでした。空気吹き込み量は毎分約7立方メートル（247.2立方フィート）で、圧力は一定でした。191 水位は10～20cm（2¾～4½オンス）で、ポットが原料で完全に満たされると50～60cm（11½～13½オンス）まで上昇します。原料の脱硫は18時間で完了します。12時間交代制で1人の作業員がポットを担当しますが、これはポット本体の作業のみであり、原料の投入や脱硫生成物の粉砕作業は別途必要となります。1シフトにつき1人の作業員が2つのポットを担当できるはずで、これはハンティントン・ヘーバーライン社の工場で行われている方法です。

図20．—吹き出し位置にある転炉。
ポット内での反応が完了すると、ポットは回転軸を中心に回転し、重力によって固形の塊となって滑り落ちます。この塊は垂直の棒に落下し、大きな破片に砕かれます。楔とそりによって、これらの破片は高炉に適した大きさの塊に砕かれます。この反応が適切に行われると、原料中の硫黄分は約2～3パーセントまで減少します。より大型の転炉を使用すれば、この点においてさらに好ましい結果が得られると予想されます。

ハンティントン・ヘーバーライン法やカーマイケル・ブラッドフォード法と同様に、サベルスベルク法の最大の利点の1つは、鉛と銀の損失をわずかに抑えつつ、技術的に非常に高い脱硫率を実現できることである。これはもちろん、プロセスにおける温度の完璧な制御によるものである。鉛の正確な損失量はまだ確定していないが、鉛含有量が60～78％の方鉛鉱の脱硫においては、鉛の損失は恐らく1％以下である。銀の損失は認められない。

このプロセスは、さまざまな鉛硫化物鉱石に適用できます。ラムズベックで処理される鉱石は、鉛を60～78％、硫黄を約15％含んでいますが、亜鉛を10％含むニューサウスウェールズ州ブロークンヒル産の鉱石も処理されています。鉱石中の亜鉛含有量が7～8％までは問題ありませんが、亜鉛含有量が多い鉱石の場合は、装入物の融解性を高めるために、シリカと鉄鉱石を約5％多く添加する必要があります。ラムズベックで通常処理される装入物は、シリカを約11％含むように作られています。鉱石中に黄鉄鉱が存在すると、脱硫に有利です。ドロマイトは、このプロセスにおいて石灰石と同じ役割を果たしますが、高炉でのその後の製錬を考慮すると、もちろんあまり好ましくありません。鉱石は、約3mmに粉砕するのが最適です。サイズは小さいが、良好な結果が得られている。192 より粗いサイズの鉱石。ただし、適切なサイズは鉱石の性質によって多少異なります。転炉に必要な送風圧力も、もちろん、装入物の多孔性によって多少異なります。細かいスライムは、より粗い鉱石と混合して処理されます。

原料を配合する際、石灰石の割合はあまり変えませんが、シリカと鉄の割合は鉱石に合わせて慎重に調整する必要があります。鉱石の種類によっては、粉状のまま残ったり、焼結していない粉末状の塊が残ったりする傾向があります。このような場合は、原料に融解しやすい物質を多く含める必要があり、そのためにはシリカと鉄の割合を調整します。さらに、原料の過熱、ひいては未加工の方鉛鉱の厄介な融解を避けるように原料を準備しなければなりません。

ハンティントン・ヘーバーライン法とサベルスベルク法の本質的な違いは、前者が石灰と硫酸カルシウムを含む部分脱硫鉱石を使用するのに対し、後者は未処理鉱石と炭酸カルシウムを使用する点にある。後者は転炉内で二酸化炭素を失うため、生石灰や石膏とは必然的に異なる化学的役割を果たすとされている。しかし、反応に関わらず、サベルスベルク法はハンティントン・ヘーバーライン法の予備焙焼工程を省略できるという大きな経済的利点があり、そのため設備投資費用と運転費用の両面で安価である。

193

ガレナの石灰焙煎[32]
ウォルター・レントン・インガルス著
過去 2 年間、特に過去 6 か月の間に、方鉛鉱の脱硫の新しい方法に関する重要な論文が技術雑誌、特にEngineering and Mining JournalとMetallurgieに多数掲載されました。私はこれらの方法に便利な冶金学的分類として「方鉛鉱の石灰焙焼」という名称を提案し[33]、この用語はある程度受け入れられています。これらの論文は、これらの新しいプロセスの実用上の重要性と、すでに認められている冶金学的および商業的価値の一般的な認識を示しています。私の現在の目的は、鉛の冶金にこれらのプロセスによってもたらされた変化を概観することであり、その関連で、これまでの技術水準に簡単に言及する必要があります。

方鉛鉱の硫黄分を除去することは、製錬工程において常に最も厄介な部分であり、操作コストが高く、銀と鉛を無駄にしていた。イタリアのペルトゥゾーラでハンティントン・ヘーバーライン法が導入される以前は、さまざまな方法で行われていた。銀を含まない方鉛鉱精鉱の処理では、焙焼還元法（反射炉での焙焼と高炉での製錬）、反射炉で適用される焙焼反応法、スコッチ炉で適用される焙焼反応法によって製錬が行われた。[34]単純な沈殿製錬は、その反応が焙焼反応法の反応と同様に現代の高炉の実践に取り入れられているものの、事実上使用されなくなっていた。

194

銀を含む鉛鉱石の処理においては、焙焼還元法、焙焼反応法、沈殿法を組み合わせた方法が開発されてきた。鉛含有量の少ない鉱石は、主に手動式の反射炉で焙焼されていた（機械式炉は鉛含有鉱石にはあまり適していないことが判明したため）。一方、鉛含有量の多い方鉛鉱の焼結焙焼やスラグ焙焼では鉛と銀の損失が大きかったため、これらのプロセスは放棄され、そのような鉱石は未処理のまま高炉に投入され、そこで酸化を免れた硫黄分はマットの形で再び現れた。しかし、方鉛鉱のみの焙焼還元製錬では、鉱石全体、あるいは少なくとも鉱石の大部分を焙焼することを避ける方法はなく、この焙焼では硫黄を十分に除去するために鉱石をスラグ化または焼結する必要があった。これは、現在ミズーリ州南東部で産出される方鉛鉱精鉱の処理方法に典型的に表れている。

イリノイ州アルトンとコリンズビルに2つの新しいスコッチハース製錬所が稼働するまで、ミズーリ州南東部のガレナを製錬する3つのプロセスはほぼ同等であった。鉛含有率65％の鉱石1トンあたりの結果は、おおよそ次のとおりであった[35]。

方法 料金 抽出
反響性 6.50～7.00ドル 90～92％
スコッチ暖炉 5.75～6.50 87～88％
ロースト煮詰め 6.00～7.00 90～92％
新しい製錬所ではスコッチハース法を採用し、以前はこの製錬方法の弱点であったヒューム回収用のバグハウスを備えている。[36]この改良により鉛の回収率が大幅に向上し、現在では鉱石の含有量の約98パーセントが抽出されている。一方、1トン当たりの製錬コストは195 これらの製錬所の規模拡大と、鉱石および原料の取り扱い方法の改善により、鉱石量は削減されました。これらの製錬所の操業は、この国でこれまでに達成された高品位方鉛鉱精鉱の製錬における最高効率を示しており、おそらくハンティントン・ヘーバーライン法や類似の製錬法をもってしても、これに匹敵するものはないでしょう。したがって、スコッチハース・バグハウス法は、今後も存続するであろう古い製錬方法の一つです。

他の製錬方法では、コストの大部分は鉱石の焙焼に費やされ、手作業の反射炉では1トンあたり2ドルから2.5ドルになります。また、金属の損失の大部分は鉱石の焙焼で発生し、この損失は焙焼される鉱石の金属含有量の6～8パーセントに相当します。複合処理プロセスにおける鉛の損失は、プロセスの詳細によって異なります。この種の鉱石の処理における石灰焙焼の主な利点は、金属の抽出率が高くなることです。これは98パーセントまで上昇するはずです。実際、この数値は、かなりの期間にわたる大規模な操業において上回られています。

西部産の銀鉱石の処理においては、様々な条件が考慮される。これらの鉱石の処理においては、現在では鉛含有量の少ない鉱石のみを焙焼し、鉛含有量の多い方鉛鉱は未処理のまま高炉に投入するのが一般的である。焙焼コストは約2ドルから2.5ドル/トン、製錬コストは約2.5ドル/トンである。平均すると、製錬される鉱石1トンにつき約0.4トンの鉱石を焙焼する必要がある。したがって、焙焼と製錬のコストは約3.5ドル/トンとなる。良好な処理方法では、銀の回収率は約98%、鉛の回収率は約95%であり、これは乾式分析に基づいて算出される。

これらの鉱石の処理において、石灰焙焼法はいくつかの利点を提供する。通常の焙焼よりも低コストで実施できる。[37]焙焼中の銀と鉛の損失はごくわずかである。高炉に原料として投入しなければならない硫化物微粉は、石灰焙焼釜で大きな損失なく効率的に脱硫できるため、不要となる。したがって、高炉で製錬されるすべての鉱石を塊状で高炉に投入することができ、高炉の速度が向上する。196 そして、必要な風圧も減少します。最後に、原料中の硫黄の割合が減少するため、マットの落下量が減少するか、あるいは全く発生しなくなり、結果として再処理費用が節約されます。新しいプラントの場合、建設の初期費用と占有する敷地面積が大幅に削減されます。これらの節約の程度と性質についてより詳しく説明する前に、すでに実用化されている3つの石灰焙焼プロセスの違いを指摘しておくのが適切でしょう。

ハンティントン・ヘーバーライン法では、鉱石を適切な割合の石灰石とシリカ（または石英鉱石）と混合し、硫黄分を半分に減らす程度まで部分的に焙焼します。焙焼は比較的低温で行われるため、金属の損失は少なくなります。焙焼した鉱石は湿らせて冷却します。次に、可動式のフードで上部を覆い、ガスを排出する半球状の鋳鉄製ポットに投入します。ポットの底には穴の開いた格子があり、その上に鉱石が置かれます。空気は、格子の下、ポットの底から入ってくるパイプを通して導入されます。焙焼炉から出た少量の赤熱した焼成物を格子に投げ入れて反応を開始させ、その上に冷えた半焙焼鉱石を一層置き、送風を開始すると反応が始まり、大量の硫黄ガスが発生します。これらは主に二酸化硫黄から構成されていますが、多かれ少なかれ三酸化硫黄も含まれており、これはフードや鉄製の煙突から滴り落ちる硫酸銅の溶液から明らかで、そこで水分が凝縮します。反応が進み、熱が徐々に上昇するにつれて、ポットがいっぱいになるまで、さらに鉱石が層状に投入されます。作業員は、空気が装入物全体に均一かつ穏やかに通過するように注意し、装入物に発生する吹き穴を塞ぐように気を配ります。4時間から18時間かかることもあるこの作業の終わりに、鉱石の上部は赤熱します。次にフードが押し上げられ、手動の車輪とウォームギアによってポットが回転軸を中心に回転し、装入物が固く半溶融したケーキ状になって滑り出るまで回転します。その後、ポットは元の位置に戻されます。その設計では、空気管が自動的に接続され、ポットと一体成形されたフランジ付きパイプが、メインと連通する同様のフランジ付きパイプの上に収まり、適切なガスケットが密閉接続の役割を果たします。ポットは設置されます。197 地上約12フィートの高さに設置することで、装入物が滑り落ちる際に落下によってある程度砕かれ、さらに砕きを促進するためにくさびなどの装置の上に落下させる。冷却後、くさびとそりによって炉のサイズまでさらに砕かれ、塊はフォークで取り除かれ、微粉はふるいにかけられて次の装入物に戻され、脱硫が完了する。

サベルスベルク法は、ハンティントン・ヘーバーライン法とは予備焙焼の点で異なり、サベルスベルク法では予備焙焼は省略され、石灰石とシリカを混合した原鉱石が直接転炉に投入される。サベルスベルク転炉は固定式ではなくトラックで運搬されるが、それ以外は設計と管理はハンティントン・ヘーバーライン転炉とほぼ同じである。どちらの場合も転炉自体に特許はなく、プロセスに特許がある。それぞれの所有者間で既に訴訟が始まっていることを考えると、特許請求の範囲を精査することは興味深い。

ハンティントン＝ヘバーレイン特許（米国特許第600,347号、1898年3月8日発行、1896年12月9日出願）には、以下の請求項が含まれています。

1. 本明細書に記載の鉛硫化物鉱石を金属に還元する前処理として酸化する方法であって、処理対象の鉱石に酸化カルシウムなどのアルカリ土類金属の酸化物を混合し、混合物を空気の存在下で加熱し、その後温度を下げ、最後に空気を通過させて鉛の酸化を完了させることを特徴とする方法。
2. 本明細書に記載の鉛硫化物鉱石を金属に還元する前処理として酸化する方法は、処理対象の鉱石と酸化カルシウムまたはアルカリ土類金属の他の酸化物を混合し、混合物を空気の存在下で鮮やかな赤色（約700℃）に加熱し、次に混合物を鈍い赤色（約500℃）まで冷却し、最後に酸化物に還元された鉛鉱石が溶融するまで混合物に空気を強制的に通すことによって行われる。
3. 本明細書に記載の硫化鉛を金属に還元するための酸化方法は、硫化物を酸化カルシウムなどのアルカリ土類金属の酸化物と酸素の存在下で高温にさらし、その後、記載されているように実質的に温度を下げることからなる。

198

アドルフ・サベルスベルクは、米国特許第755,598号（1904年3月22日発行、1903年12月18日出願）において、以下のことを主張している。

1. 本明細書に記載の鉛鉱石の脱硫方法は、原鉱石と石灰石を混合し、次いで、実質的に一回の操作で脱硫を完了させるのに十分な割合で熱と空気の流れを同時に加えることから構成される。
2. 本明細書に記載の鉛鉱石の脱硫方法は、まず鉱石を石灰石と混合し、次に混合物を湿らせ、次にそれを事前に焙焼することなくチャンバーに充填し、次にそれを加熱し、空気の流れで処理することによって、上記のような目的を達成する。
3. 本明細書に記載の鉛鉱石の脱硫方法は、原料鉱石と石灰石を混合し、次いで混合物をチャンバーに充填し、次いで混合物に熱と空気の流れを同時に十分な割合で加え、実質的に一回の操作で脱硫を完了させるものであり、混合物は、プロセス中に一定間隔で順次導入される部分的な負荷としてチャンバーに導入される。
4. 本明細書に記載の、鉛鉱石を脱硫し、次いで混合物を湿らせ、次いで事前に焙焼することなくチャンバーに充填し、次いで加熱し、空気の流れで処理するプロセスであり、前記プロセス中に一定間隔で部分的な量を順次チャンバーに導入することを特徴とする。
5. 本明細書に記載の鉛鉱石の脱硫方法は、まず鉱石を、混合物の温度が鉱石の融点以下になるように十分な石灰石と混合し、次に混合物をチャンバーに充填し、次に混合物を加熱し、空気の流れで処理することによって、上記のような目的を達成する。
6. 本明細書に記載の鉛鉱石の脱硫プロセスは、まず、方鉛鉱の粒子が融解しないように機械的に十分に分離し、二酸化炭素の放出によって鉱石の温度を融点以下に保つために、鉱石を十分な量の石灰石と混合し、次に、混合物をチャンバーに充填し、次に、前記混合物を加熱し、前記目的のために空気の流れで処理することからなる。

199

カーマイケル・ブラッドフォード法は、石灰石の代わりに石膏を混合した原鉱石を処理する点でサベルスベルク法と異なり、石膏の使用と予備焙焼の省略の両方の点でハンティントン・ヘーバーライン法と異なる。私の知る限り、カーマイケル・ブラッドフォード法は訴訟の脅威にさらされたことはない。その元の特許のクレームは次のとおりである[38]。

1. 混合硫化物鉱石の処理方法であって、前記鉱石にアルカリ土類金属の硫黄化合物を混合し、これを加熱することによって反応を開始し、それによって硫化物を酸化し、アルカリ金属の硫黄化合物を還元し、還元されたアルカリ金属の硫化物化合物を酸化するために空気の流れを通し、新たな硫化物鉱石の処理に備えることを特徴とする方法。
2. 混合硫化物鉱石の処理方法であって、前記鉱石に硫酸カルシウムを混合し、熱によって反応を開始させ、それによって硫化物鉱石を酸化し、亜硫酸ガスを発生させ、硫酸カルシウムを硫化カルシウムに変換し、さらに硫化カルシウムを硫酸カルシウムに酸化して、新たに投入する硫化物鉱石を処理する準備を行うことを特徴とする方法。

メルボルンのWSベイストンが記述した方法（オーストラリア特許番号2862）は、サベルスベルクの方法と同一であるように思われる。

サベルスベルク特許とカーマイケル＝ブラッドフォード特許の有効性に関わらず、また、発明者の創意工夫と発見の重要性を軽視するつもりはないが、方鉛鉱の石灰焙焼法の発明と導入の功績は、トーマス・ハンティントンとフェルディナント・ヘーバーラインに帰せられるべきである。ハンティントンはアメリカ人であり、鉛冶金におけるこの偉大な改良に米国が貢献したと主張できるのは、この功績のみである。さらに残念なことに、世界の主要な鉛精錬国の中で、米国はこの方法の採用において最も遅れをとっていた。

これら3つのプロセスの詳細と、それらによって達成される一般的な結果については、最近Engineering and Mining 誌に掲載された一連の記事でかなり詳しく説明されています。200 ジャーナル。しかし、費用については比較的議論が少なく、残念ながら、3つのうち最も広く利用されているハンティントン・ヘバーライン法が秘密裏に隠蔽されているため、分析に利用できるデータは極めて乏しい。それでも、ハンティントン・ヘバーライン法を基礎として、さまざまな詳細について概算を試みることはできるだろう。

鉱石、石灰石、シリカは、4メッシュのふるいを通過するように粉砕されます。これは、通常の焙焼の前処理として粉砕する必要があるサイズとほぼ同じです。したがって、コストの差は、石灰石とシリカの粉砕費用のみであり、これらを合わせると、原料硫化物の重量の6分の1に相当し、結果として、鉱石1トンの処理コストに2～2.5セントが加算される可能性があります。鉱石と融剤の混合は、その方法によって、高価にも安価にもなり得ます。合理的な方法で行えば、鉱石1トンあたり10セントを超える費用はかからず、それ以下になる場合もあります。混合工場から焙焼炉への鉱石の搬送は、すべて機械的な手段で行うべきであり、コストはごくわずかです。

H.-H.プロセスで使用されるヘーバーライン焙焼炉は、回転炉床を備えた円形炉である旧式のブルントン焼成炉を改良したものです。この炉はアメリカの設計に基づいており、構造は非常に優れています。炉床の直径は26フィートで、低速で回転し、約1.5馬力の動力が必要です。炉床の外周にあるフランジは環状の溝内の砂に浸かっており、空気の流入用に設計されたポート以外からの空気を燃焼室から遮断します。炉の機械構造は実用的で、炉床下の機構はアクセスしやすく、快適にメンテナンスできます。

26フィートの炉は、24時間あたり約80,000ポンドの原料を焙焼します。硫黄含有量が20～22%の鉱石を処理する場合、硫黄含有量は約10～11%に減少し、石炭の消費量は原料重量の約22.5%になります。炉床効率は約150ポンド/平方フィートで、通常の焙焼と比較すると高い値です。ただし、石炭の消費量はそれに応じて低いわけではありません。2つの炉は、8時間シフトで1人の作業員によって管理できます。24時間あたり80トンの原料鉱石を基準とした場合、焙焼コストはおおよそ次のようになります。

201

労働力 ― 男性3名、2.50ドル 7.50ドル
石炭 ― 18トン、1トンあたり2ドル 36.00
力 3.35
修理 3.35
合計 50.20ドル = 1トンあたり63セント。
上記の見積もりでは、修理費用はブリュックナーシリンダーで発生する費用と同額で計上されており、電力コストもかなり余裕をもって見積もられています。1トンあたり63セントという見積もりコストは、コロラド州でブリュックナーシリンダーを用いて鉱石を焙焼し、硫黄分を4.5～6％にまで還元した場合の1トンあたり1.10～1.45ドルというコストとほぼ同等です。

ヘーバーライン炉は、地上からかなり高い位置に建設されており、外観はピアース砲塔炉にやや似ている。これは2つの目的を果たす。（1）炉床の下に駆動機構の点検を行うための十分なスペースを確保すること、（2）地下通路を建設することなく、鉱石を重力によって適切なホッパーに排出することを可能にすることである。鉱石は炉から鈍い赤色の熱でレンガ製のビンに連続的に排出され、そこで水噴霧によって冷却される。定期的に少量の鉱石が側方のビンに振り分けられ、転炉での次の装入開始のために高温に保たれる。

冷却された鉱石は、焙焼炉の受入ビンから転炉上部のホッパービンへと搬送される。手作業で運搬する場合、人件費を1時間あたり25セントとすると、鉱石1トンあたり約12.5セントの費用がかかる可能性があるが、機械搬送によって大幅に削減できるはずである。

転炉は鋳鉄製の半球状の容器で、上部の直径は9フィート、深さは約4フィートです。容器には、厚さ¾インチ、直径6フィートの円形の鋳鉄製格子が水平に設置され、固定されています。この格子には、直径¾インチ、中心間隔2インチの穴が開けられており、酸化亜鉛製造に使用されるウェザリル格子に似ています。容器自体は底部で厚さ約2½インチ、縁部で約1½インチに薄くなっています。容器はトラニオンで支えられており、手で簡単に回転できるようにギアが取り付けられています。容器の底部から入ってくるブラストパイプの直径は6インチです。

2基の焙焼炉と6基の転炉は、名目上90トンのプラントとして評価されている。しかし、この評価は、少なくとも特定の鉱石においては、実際の能力を大幅に上回っている。必要な時間は202 転炉での脱硫は、鉱石の性質に大きく左右されるようです。6基の転炉は、1列に並べることも、3基ずつ2列に並べることもできます。転炉は、直立させたときの縁が地上から約12フィートの高さになるように設置されています。プラットフォームから転炉にアクセスできます。1シフトにつき1人の作業員が2基の転炉を担当できます。作業員の仕事は、重力によって転炉に原料を投入し、原料を転炉内に均等に広げ、発生した吹き出し口を塞ぎ、作業終了時にフード（作業中に転炉を覆っているもの）を上げて転炉の中身を排出することです。作業は簡単です。作業環境は、温度と雰囲気の両面で快適です。H.-H.プロセスを導入した工場では、鉛中毒のリスクが大幅に減少したという報告があります。

新しい装入は、火格子の上で小さな薪や石炭の火を起こし、次に熱い焼成鉱石を数杯投げ入れ、最後に湿った鉱石（および前述の融剤）を投入することによって開始されます。装入物は段階的に投入され、熱が上昇するにつれて層状に順次投入され、広げられます。最初は送風量が非常に少なく、約2オンスです。ポット内の鉱石の高さが上がるにつれて送風量が増加し、最終的には約16オンスに達します。作業は静かに進み、煙は表面から均一かつ穏やかに立ち上り、まさに正常に稼働している高炉と同じです。装入物の上部がまだ黒い間は、フードの内側で鉱石の真上に手をかざしても全く問題ありません。もちろん、これが銀と鉛の揮発がごくわずかである理由です。さらに、鉱石は湿った状態で投入され、空気の通過速度が遅いため、粉塵として鉱石が失われることはほとんどありません。しかしながら、装入物の内部は高温であり（明らかに一部の記述で述べられているよりもはるかに高い）、これについては後述する。この点における状況は、高炉の状況と類似しているように思われる。高炉は、例えば送風口付近で1200℃の温度で製錬を行うにもかかわらず、銀と鉛の揮発による損失はわずかである。

H.-H.ポットでの作業終了時には、装入物の上部は鈍い赤色で、吹き穴があり、その周囲の鉱石は鮮やかな赤色をしている。不完全に処理された装入物では、よく溶融した鉱石の塊が部分的にしか変質していない鉱石の塊に囲まれているのが見られる。203 これは、装入物への空気の不規則な浸透に起因する状態であり、この過程において空気が重要な役割を果たしていることを示す良い証拠となる。適切に処理された装入物は、固形の塊として釜から取り出され、地面に落ちるといくつかの大きな破片に砕ける。破片が砕けると、装入物の内部全体が鮮やかな赤色に見え、おそらく化学反応が最も激しかったと思われる空洞から少量の溶融スラグが流れ出る。完全に脱硫された物質は、冷えるとスラグ焙焼方鉛鉱のような外観を呈する。その中に金属鉛の粒が見られ、これは硫化鉛と硫酸鉛の反応を示している。

ポットを支える構造の柱は鋼鉄製でなければならない。地面に捨てられた真っ赤に熱せられた鉱石の破片が柱にぶつかる可能性があるからである。鉱石の冷却を早めるために、ホースから水をかけることがある。これは良くない。水の一部がまだ逆さまになっているポットに飛び散り、ひび割れの原因となる可能性があるからである。いくつかの工場でポットにひび割れが生じているのは、主にこの原因によるものと思われる。この原因がなければ、ポットは長持ちするはずである。なぜなら、送風工程中にさらされる条件は全く厳しくないからである。鉱石が十分に冷えたら、さらに細かく砕く。まずくさびを打ち込み、最後にそりでオレンジ大の大きさ、または高炉に適した大きさに砕く。これらをフォークで取り除き、細かい鉱石を残す。これは主に装入物の上部から来るため、部分的にしか脱硫されていない。したがって、この細かい鉱石は次の装入物で再処理される。その量は過剰ではない。それは料金の7～8パーセントに相当する可能性がある。

脱硫鉱石の破砕は、この工程における課題の一つであり、それぞれ2～3トンの重さがある溶融または半溶融した大きな塊を細かく砕く必要がある。通常（おそらく常に）行われているように、手作業のみで行う場合、この作業はかなり費用がかかる。しかし、この工程に何らかの機械的な補助装置を考案することは、おそらく完全に機械化することも、それほど難しいことではないと思われる。手作業で行う場合、6ポットのプラントでは、1シフトあたり6人の作業員がそりやフォークを使って破砕する必要がある。8時間シフトの場合、約60トンの材料を破砕するために18人の作業員が必要となり、これは1人あたり8時間で約3⅓トンとなる。労働賃金が1時間あたり25セントの場合、溶融した材料を破砕するコストは1トンあたり60セントになる。比較のために、204 粗鉱と細鉱が混ざった状態で、通常通り鉱石を破砕する場合、熟練した作業員であれば、8時間のシフトで5トンから5.5トンの鉱石を破砕することが期待される。

標準転炉の通常の原料は、1立方フィートあたり166ポンドの鉱石約8トン（16,000ポンド）です。高品位方鉛鉱のような重い鉱石の場合、原料の重量は比例して増加します。原料の処理時間は明らかに変動します。オーストラリアでのこのプロセスの運用に関する記録では、原料処理に3～5時間かかるとされていますが、これは12～18時間と指定されている他の場所で報告されている結果とは一致しません。あるプラントの記録である平均16時間と仮定すると、6基の転炉は24時間あたり約72トンの原料、または鉱石約58トンの処理能力を持ち、鉱石とフラックスの比率は4:1です。原料の重量減少は、硫黄が酸素に置き換わり、二酸化炭素が排出されることにほぼ相当します。完成した原料には、平均して3～5パーセントの硫黄。これは、鉛鉱石を手動式反射炉で焙焼する際の良好な方法とほぼ同じ結果ですが、興味深いことに、H.-H. 製品は、少なくとも場合によっては、高炉でマットをほとんど生成しません。高炉に納入された製品は、明らかに、残存する硫黄が高炉でほぼ完全に燃焼されるような状態です。これは、このプロセスによってもたらされる重要な節約です。鉱石の価値を計算する際、硫黄は通常、単位あたり 25 セントの割合で控除されます。これは、そこから生じるマットの処理と再加工のコストをほぼ表しています。しかし、H.-H. プロセスによって可能になったマットの落下のほぼ完全な排除は、必ずしも良いことばかりではないかもしれません。例えば、少量の硫化鉛が生成されると、るつぼや鉛槽に問題が生じ、炉の不具合や厄介な中間生成物の発生につながる可能性がある。

ここで、転換プロセスのコストを要約してみましょう。鉛50%、鉄15%、硫黄22%、シリカ8%、アルミナなど5%の鉱石を想定し、純粋な石灰石と純粋な石英でフラックス処理を行い、シリカ30%、酸化鉄40%、石灰20%を含むスラグを作るとします。鉱石1トンから概算で1000ポンドのスラグが生成され、344ポンドの石灰が必要になります。205石と 130 ポンドの石英、つまり約 1 トンの融剤を 4 トンの鉱石に加える必要があり、そのため鉱石は装入物の 80 パーセントを占めます。装入物を 3 パーセントの硫黄に減らすと、最終的には硫黄と二酸化炭素 (石灰石から) の排出により重量が約 20 パーセント減少するため、高炉で製錬される材料の量は、焙焼炉への装入物の未処理硫化物鉱石と実質的に等しくなります。しかし、焙焼炉では、硫酸塩の生成により装入物の重量が増加する可能性があります。私が上で想定した装入物を取り、焙焼炉から出てくる装入物には 10 パーセントの硫黄が含まれていると計算します。硫黄はすべて硫酸塩（鉛または石灰のいずれか）の形で存在し、鉄は完全に酸化鉄に変換される。石灰石の二酸化炭素の排出と鉱石中の硫黄の一部が二酸化硫黄として燃焼するにもかかわらず、装入物の重量は 1:1.19 の比率で増加する。しかし、これは高すぎる。硫黄の一部は硫化物として残り、鉄の一部は酸化鉄として存在する可能性があるからである。したがって、実際の重量増加は恐らく 10 分の 1 を超えることはないだろう。次の理論計算は、これらの変化を説明する。

生料金 セミローストチャージ 充電完了
鉱石 1000ポンド鉛 1154ポンドのPbO 1154ポンドのPbO
300ポンド鉄 428ポンドFe₂O₃​ 428ポンド Fe 2 O 3 (?)
160ポンドのSiO₂ 160ポンドのSiO₂ 160ポンドのSiO₂
100ポンドのAl2O3など 100ポンドのAl2O3など 100ポンドのAl2O3など
440ポンドS 300ポンドS 68ポンドS

フラックス 130ポンドのSiO₂ 130ポンドのSiO₂ 130ポンドのSiO₂
344ポンドの炭酸カルシウム 193ポンド CaO 193ポンド CaO
450ポンド
—— ———— ————
2474ポンド 2915ポンド 2233ポンド
10% S。 3% S。
比率:
2474:2915 :: 1:1.18。
2915:2233 :: 1:0.76⅔。
2474:2233 :: 1:0.90。
1トンの原料（約80パーセントの鉱石を含む）につき、転炉に送られる材料は1.1トンであり、転炉の生成物は元の原料の重量の0.9倍になると想定できる。

206

各コンバーターには毎分 400 立方フィートの空気が必要です。異なるポットは常にプロセスの異なる段階にあるため、送風圧力は変動しますが、最大圧力を 16 オンスとし、十分な直径 (少なくとも 15 インチ) の送風管を使用し、送風機をポット群の比較的近くに配置した場合、必要な総出力は 21 馬力です。変換コストはおおよそ次のようになります。

労働費、現場監督3名、時給3.20ドル 9.60ドル
労働、9人、時給2.50ドル 22.50
出力：30℃で21馬力 6時30分
消耗品、修理、更新 5.00
合計 43.40ドル = 1トンあたり60セント。
変換コストは、当然ながら、処理時間が短縮されるにつれて直接的に削減されます。上記の見積もりは、料金処理に必要な時間に関して不利な条件に基づいています。

脱硫処理の初期段階から脱硫鉱石の高炉への搬入までの総処理費用は、2000ポンドの原料投入量あたり、おおよそ以下のとおりです。

10℃で1.0トンを粉砕する 0.10ドル
10℃で1.0トンを混合 0.10
1.0トンを63℃で焙煎 0.63
コンバーターに1.1トンを12セントで配送 0.13
1.1トンを60℃で換算 0.66
60℃で0.9トンを突破 .54
合計 2.16ドル
鉱石1トンあたりのコストは2.16÷0.80＝2.70ドルとなる。通常焙焼コストに含まれない鉱石の粉砕費用、およびおそらく過大評価を考慮すると、本稿で想定した条件下でのこの方法による脱硫コストは、通常の手動炉を用いた場合よりもかなり高いように思われる。しかし、脱硫鉱石の破砕や、良質な鉱石の場合に可能な転炉時間の短縮など、改良を導入することで、コストをほぼ同額まで削減できることは明らかである。ただし、最大の利点は製錬の次の段階にあるに違いない。この点に関して、ブロークンヒル・プロプライエタリー社は同量の鉱石を7時間で製錬できたという証拠がある。207 ハンティントン・ヘーバーライン法の導入後、以前は13基必要だった炉の数が減った。同様の事例は、シレジアのフリードリヒスヒュッテでも報告されている。

高炉の処理能力が増加する理由は次の3つです。(1) 微粉鉱石の割合を減らした装入物を炉に投入することで、炉の速度が上がり、炉床面積1平方フィートあたりより多くの鉱石を製錬できるようになります。(2) 装入物に入れる焙焼マットの量が少なくなります。(3) 特定の条件下では、装入物中の鉛の割合を増やすことができ、フラックス処理が必要な脈石の量を減らすことができます。

高炉製錬における経済効果を一般化することは困難である。なぜなら、条件の違いによって必然的に大きな変動が生じるからである。高炉の生産能力が60～100%増加しても、製錬コストがそれに応じて減少するとは限らない。鉱石1トン当たりの燃料消費量は変わらない。製錬時の送風圧を低くできるため、電力消費量は削減される。また、マットの再加工コストも削減される。さらに、既に1トン当たりのコストが最小化されている作業を除き、その他の労働力も削減される。アメリカにおける銀鉛製錬の最終的な結果は、大規模な操業によってのみ正確に判断できる。しかし、重要なコスト削減が実現することは間違いない。

デンバーとプエブロでの原料1トンの製錬コストは、焙焼と一般経費を除いて約2.50ドルで、そのうち約0.84ドルがコークス、1.66ドルが労働、電力、資材費です。一般経費は約0.16ドル追加されます。コークスを除く総経費を増やすことなく、特定の工場で現在よりも50パーセント多くの鉱石を製錬できると判明した場合、原料1トンあたりの節約は70セントになります。これは期待できるものではありませんが、その半分でも満足のいく改善です。原料中の硫黄に関しては、コストは一般的に1単位あたり25セントと見積もられています。硫黄を2パーセント含む原料と比較すると、節約額は最大で1トンあたり50セントにまで上昇します。したがって、75セントの節約が見込めると考えるのは妥当です。銀鉛製錬における原料1トンあたり、焙焼コストの削減はなく、鉛の抽出が約3パーセント増加し、208アメリカの銀鉛製錬におけるハンティントン・ヘーバーライン法の適用による正味の結果として、銀の抽出において約1パーセントの削減が見込まれる。

平均して鉛12％、銀33オンス/トンの原料の場合、鉛の抽出率が3％、銀の抽出率が1％増加すると、鉛を1ポンドあたり3.5セント、銀を1オンスあたり60セントとすると、それぞれ25セントと35セントのコスト増となる。ただし、この計算では、鉛を含む鉱石はすべてこのプロセスで脱硫されると仮定しているが、実際にはそうはならないだろう。鉛を少量しか含まない黄鉄鉱の多くは、石灰焙焼炉よりも目的に適したブリュックナーシリンダーやその他の機械式炉で焙焼され続けることは間違いない。さらに、現在未精製で製錬されている高品位鉛鉱石の一部は、追加費用をかけて炉外で脱硫されることになるだろう。ハンティントン・ヘーバーライン法の潜在的な利益を、主に単一種類の鉱石を扱う製錬所の場合、比較的容易に推定できます。しかし、コロラド州やユタ州のように多種多様な鉱石を扱う製錬所では、複合的なプロセスを想定し、その効果を実際に検証するまで、経験に基づく結果を待つ必要があります。さらに、私の推定には、このプロセスに対する使用料は含まれていません。使用料は、トン数ベースで支払われる場合でも、使用許諾料として一括で計算される場合でも、実際の費用負担となります。

しかし、銀と鉛の抽出のために毎年精錬される鉱石の膨大な量を考えると、ハンティントンとヘーバーレインによる石灰焙焼法の発明は、鉛の冶金における第一級の改良であったことは明らかである。

鉛を 65 パーセント含む非銀方鉛鉱 (ミズーリ州南東部など) の場合、鉱石のスラグ焙焼と高炉製錬と比較することができます。ここでは焙焼コストの節約は計算できず、高炉の速度の向上も期待できません。唯一の節約は、鉛の抽出率が 92 パーセントから 98 パーセントに増加することと、マット焙焼の廃止によるものであり、後者は鉱石 1 トンあたり 50 セントに相当すると考えられます。従来の方法に対する利点の程度は非常に明白であるため、これ以上計算する必要はありません。スコッチハース バグハウス製錬法と比較すると、209 しかしながら、その利点があるとしても、それほど確実ではない。この方法はすでに鉛の98パーセントを節約しており、全体として、同じ条件下でのハンティントン・ヘーバーライン法と同程度の運用コストであると考えられる。シレジアのタルノヴィッツでは、ハンティントン・ヘーバーライン法が従来の焙焼反応法に取って代わったが、セントルイス近郊で行われているアメリカ式のスコッチハース法は存続する可能性が高い。

しかしながら、より強力な競合相手となるのは、サベルスベルク法である。この方法は、ハンティントン・ヘーバーライン法が行うすべての工程を、前処理焙焼なしで実現しているように見える。実際、前処理焙焼（およびそれに伴う原料1トンあたり63セント、または鉱石1トンあたり79セントの費用）を省略すれば、本稿でハンティントン・ヘーバーライン法について述べたことはすべて、サベルスベルク法にも当てはまると解釈できる。原料の準備方法、転炉の操作方法、そして転炉内での反応結果はすべて同じである。しかしながら、ハンティントン氏とヘーバーライン氏の間で係争中の訴訟は、サベルスベルク法が両社の特許を侵害していると主張しており、この問題が解決するまでは、サベルスベルク法の普及を阻害する要因となるだろう。

カーマイケル・ブラッドフォード法は、簡単に片付けられるだろう。石灰石の代わりに石膏を用いる点を除けば、サベルスベルク法と似ている。石膏を粉砕して焼成する必要があるため、ややコストがかかる。ブロークンヒルでは効率的に稼働しているが、石膏は高価すぎるため、ごく一部の恵まれた地域を除いて、広く普及することは難しいだろう。転炉ガスを硫酸製造に利用できるという利点は、ブロークンヒルのような例外的な場合を除いて、さほど重要ではない。いずれにせよ、他のプロセスのガスも同じ目的で利用できる。実際、シレジアではハンティントン・ヘーバーライン法でそれが行われている。

特許を保有する会社がカーマイケル・ブラッドフォード法で方鉛鉱精鉱1トンを脱硫する際のコストを以下のように見積もっている。労働費は8時間あたり1.80ドル、石膏は2240ポンドあたり2.40ドル、石炭は2240ポンドあたり8.40ドルと見積もっている。

石膏0.25トン 0.60ドル
石膏の脱水および造粒 .48
鉱石と石膏の混合物を乾燥させる 0.12210
変換 0.24
焼結材の剥離 0.12
石炭0.01トン 0.08
合計 1.64ドル
焼結製品に含まれる石灰の価値は12セントと計上され、正味コストは鉱石2240ポンドあたり1.52ドルとなる。

変換に許容されるコストは、ブロークンヒルの鉱石の方が北米で処理される一部の鉱石よりも迅速な反応が得られるように見えることで説明できるかもしれないが、焼結材料の剥離に見積もられた低い数値は非常に疑わしいと思われる。

石灰焙焼プロセスの理論はまだ十分に確立されていない。ハンティントンとヘーバーレインが最初の特許明細書で提示した説明は誤りであると認識されている。彼らのプロセス、あるいは他のどのプロセスにおいても、彼らが示唆するような高次酸化石灰の生成を示す確かな証拠はない。

現在、この件に関して2つの見解が存在する。1つは、ボルチャーズ教授が最も明確に提唱したもので、この過程で活性酸化剤である鉛酸カルシウムが生成されるというものである。この物質の生成はカーマイケルも自身の特許で記述しているが、彼はこれを活性酸化剤ではなく最終生成物と考えていた。

別の見方では、石灰または石灰石は単に原料の希釈剤として機能し、方鉛鉱の粒子が液化することなく空気に触れることを可能にする。したがって、硫化鉛の酸化は主に空気によって行われ、そのプロセスはベッセマー転炉やゲルモット製錬法で起こることと類似している。あるいは、多孔質の炉床を備え、そこから空気が供給される通常の焙焼炉で起こることにより近いかもしれない。そのような設計の焙焼炉が提案されており、実際、カンザス州でブレンド焙焼用にそのような構造が現在試験されている。

現時点では、確固たる結論を出すには証拠が不十分であることは明らかです。しかしながら、いくつかの事実を述べることはできます。

反射炉製錬のように、硫化鉛と硫酸鉛の間にはある程度の反応が明らかに存在する。211 炉で焼成すると、石灰で焙焼した原料の中に金属鉛の粒が観察されるからである。

石灰焙焼の過程で硫酸が生成され、サベルスベルクはその酸化作用を非常に重視している。なぜなら、硫酸が凝縮する鉄製品において、その作用が観察されるからである。

すべてのプロセスに存在する硫酸カルシウムは、特にカーマイケル・ブラッドフォード法で添加されるため、重要な化学的役割を果たしていることは明らかです。なぜなら、三酸化硫黄は人工石膏から排出されるだけでなく、カーマイケル・ブラッドフォード法で添加される天然石膏からもある程度排出されるからです。言い換えれば、金属硫化物のみに含まれる硫黄よりも多くの硫黄が原料から放出されるのです。

石灰が実際に反応において化学的な役割を果たしていることを示すさらなる証拠は、分析用マッフル内の粘土皿で石灰を焙焼する現象によって示される。この場合、空気は確かに原料に吹き込まれることはなく、原料は通常の焙焼と同様に表面的な酸化にさらされるだけである。

脱硫処理された原料は、内部であっても溶融温度をはるかに下回っていることは確かだが、処理過程における正確な温度条件を示す証拠はない。

鉱石中の黄鉄鉱や閃亜鉛鉱は完全に酸化されている。これは少なくとも、激しい大気作用があったことを示している。

ボルチャーズ[39]、ドエルツ[40]、ギルマン[41]、ハッチングス[42]の論文は、 石灰焙焼に関わる反応との関連で研究すると有益である。しかし、結論としては、それらの正確な性質はまだ解明されていない。鉛冶金におけるこの新たな試みによって大きな関心が喚起されたことを考えると、その原理を明らかにし、単なる脱硫プロセスから、単一の操作で最終製品が得られるプロセスへと発展させる可能性のある、多くの実験的研究がこれに注がれることが期待される。

212
213

第VI部
その他の製錬方法
214
215

ボルメット式鉛・銅精錬法[43]
アルフレド・ロッティ著
（1905年9月30日）

鉛鉱石や銅鉱石の製錬において適切な溶融を得るためには、適切な割合のスラグを原料に添加することが有利であるだけでなく、しばしば不可欠であることはよく知られている。転炉で銅マットを処理する場合、スラグには常にかなりの量の金属が残存するため、スラグ全体を再溶解する必要がある。一方、高炉で鉛鉱石を製錬する場合、スラグの添加は主に操業を容易にし、高圧空気の使用を回避して鉛の損失を減らすことを目的としている。必要なスラグの割合は、鉱石重量の30～35パーセントに達することもある。

スラグは通常、塊状で冷たい状態で添加されるため、その本来の熱（1キログラムあたり約400カロリー）は完全に失われ、原料との均一な混合は得られません。そのため、私は鉛鉱石と銅鉱石を溶融スラグで凝集させる方法を研究し、処理する鉱石の性質に応じてスラグの割合を変化させました。ほとんどの場合、個々のケースで若干の変更を加えながら、乾燥またはわずかに湿らせた鉱石を所定量の溶融スラグと混合し、スラグと鉱石が適切に分散するように混合物を急速に攪拌すると、小さな破片が大部分を占めるスポンジ状の物質が生成され、同時に硫黄、二酸化硫黄、三酸化硫黄の濃密な煙が発生します。このスポンジ状の物質に送風すると、鉱石中の硫黄が燃焼し、塊の内部の温度が上昇して鮮やかな赤色になります。大量の二酸化硫黄と三酸化硫黄の煙が発生し、時には黄色の硫黄蒸気が発生して滴となって凝縮する。特に鉱石が黄鉄鉱である場合は顕著である。

216

処理対象物に含まれる硫黄の量と空気圧に応じて、1～3時間後には、空気と接触した鉱石の脱硫が完了し、完全に凝集した塊は、スポンジ状でありながらも緻密なブロックを形成する。あとは、これを砕いて、必要な量の融剤とコークスを用いて製錬するだけである。原料の物理的状態は迅速かつ経済的な製錬に適しており、硫化物、硫酸塩、酸化物の混合物は炉内で好ましい反応をもたらす。

この方法を用いる場合、硫黄を多く含む鉱石は、通常の焙焼方式を用いた場合よりも製錬時にマットをやや多く生成することがあります。このような場合、マットの再処理コストを回避または削減するために、マットの一部を粗鉱石とスラグと凝集させるのが最善です。この方法には、製錬時に鉄系フラックスとして機能するマットを酸化させるという利点があります。

上述のシステムは、特に焙焼工程において、スコリアの熱と硫黄の燃焼によって発生する熱が鉱物の凝集と脱硫にほぼ常に十分であるため、大幅な経済性をもたらします。さらに、高炉での製錬コストも削減されます。一次脱硫は部分的（約50％）ですが、高炉内でも脱硫は継続します。これは、スラグと凝集した鉱物がスポンジ状になり、空気の作用を受ける表面積が増加するためです。また、硫黄は燃料としても機能し、過剰な量のマットを生成しません。

このシステムは、反射炉での焼成を避けることで銀の損失が減少するため、銀含有鉛鉱石の処理において特に有用であることが証明されるだろう。しかしながら、ハンティントン・ヘーバーライン法で起こる反応とは異なり、石灰質または塩基性の脈石が多すぎると、このプロセスには好ましくないようだ。

鉛62～65％、硫黄16～17％、亜鉛10～11％、銅0.4％、銀0.222％を含む鉱石の場合について、以下の比較が行われた。この点に関して、一般的に、鉱石中の亜鉛が少ないほど結果が良いことが注目される。

217

図21．—変換室の立面図と平面図。
218

通常の方法― 焙焼還元法。原鉱石1000kgあたりのコスト：

1. 反射炉での焙煎：
   労働 0.70ドル
   燃料 1.50
   修理と供給 0.05
   2.25ドル
2. 水ジャケット式製錬：
   労働 1.01ドル
   燃料 2.20
   修理と供給 0.03
   フラックス .50
   3.74
   合計 5.99ドル
   ボルメット法 ―スラグによる凝集、空気脱硫、および水ジャケット式製錬：
3. 凝集および脱硫：
   労働 0.42ドル
   修理と供給 0.05
   0.47ドル
4. 水ジャケット式製錬：
   労働 0.90ドル
   燃料 1.91
   修理と供給 0.03
   フラックス .42
   3.26
   合計 3.73ドル
   これは、新しい方法の方が鉱石1トンあたり2.26ドル有利であることを示しているが、作業処理の大幅な迅速化によって実現される節約分は考慮に入れていない。迅速化によってコストはさらに削減され、1トンあたり約2.50ドルになるだろう。

図22．—移送車の詳細。
上記の数値には、鉱石1トンあたりの諸経費は含まれていません。処理速度の向上により、一定時間内に処理できる鉱石の量が増えるため、諸経費は削減されます。これを考慮すると、節約額は平均で1,000kgあたり2.40ドルになります。この数値は、燃料費、人件費、および再処理が必要となるマットの量によって当然変動します。219
220 マットの量が鉱石重量の10パーセントを超えない場合は、他の燃料を使用せずに、鉱石と混合して脱硫することができます。しかし、マットの割合が鉱石100部あたり20部（良好な操業では到達すべきではない最大値）に達すると、その一部を焙焼する必要があります。したがって、不利な条件下では、このプロセスによって得られる節約は1000kgあたり2ドル（2.20ドル）に、場合によっては1.40ドル（1.60ドル）にまで減少する可能性があります。ただし、上記の計算は、ボルメット法の大きな利点の1つである鉛と銀の抽出率の向上を考慮に入れていません。

図23．―コンバータの最新形態。（A Bの項）
上記組成の鉱石の製錬において得られた技術的結果は以下のとおりである。

221

通常の
方法 ボルメット
メソッド
コカ・コーラ、料金の割合 14 12
爆風圧力、水位計 12～20cm。 12～14cm。
24時間あたりに溶解された原料のトン数 20 25
24時間あたりに精錬された鉱石のトン数 8 10
スラグの鉛分析 0.80～0.90% 0.20～0.40%
マットフォール（投入鉱石の割合） 5～10 10～15
鉛抽出 90% 92%
銀抽出 95% 98%

図24．―コンバータの最新形態。（CDに関する項）
鉛と銀の抽出率が高いのは、焙焼時の金属損失が低減されることに加え、高炉から出るスラグが通常の製錬工程よりも品質が低いためである。コークスの節約は、燃料として使用される硫黄の量が多いことと、高炉への装入物の融点が高いことによる。

222

新しい脱硫システムでは、新鮮なフラックスの代わりに、より多くの割合で不良スラグを使用することで、より少ない量の新鮮なフラックスで原料を製錬することが可能になります。フラックスの必要量が減少するのは、凝集原料の融解性が向上しただけでなく、主にこのシステムでは（通常のスラグ焙焼で大量に生成される）ケイ酸鉛の生成がほぼゼロになるためです。したがって、スコルフィド鉛を低減するために塩基性フラックスを使用する必要はありません。

図25．―コンバータの最新形態（平面図）
脱硫工程における金属の損失は、通常の脱硫方法よりも少ない。これは、粗鉱石が脱硫・凝集装置内に留まる時間が短く（1～3時間）、工程温度も低いためである。凝集過程でケイ酸鉛が生成されないため、高炉スラグの品質は劣る。

鉛鉱石の処理に関して言えば、ボルメット法は焙焼反応、焙焼還元、沈殿製錬を組み合わせたプロセスと考えることができる。223 しかし、鉛鉱石の処理に限定されるものではありません。黄鉄鉱を含む銅鉱石の製錬にも適用可能です。硫黄を20～25％含む銅含有黄鉄鉱を用いた実験では、焼成用の燃料を一切使用せずに凝集・製錬に成功し、黄鉄鉱の製錬と同様の完全な製錬を行い、十分な濃度のマットを生成しました。

ボルメット方式では、通常の焙焼炉がほぼ完全に不要となり、代わりに通常の焙焼炉の3分の1または4分の1程度の費用で済む装置を使用するため、プラント設置の初期費用が大幅に削減されます。さらに、この方式は余分な燃料を消費することなく、すぐに稼働できるという利点もあります。

この工程に必要な装置を図21～25に示す。脱硫および凝集装置は、4つの垂直な壁からなる鋳鉄製の箱で、そのうち2つは前方にわずかに傾斜している。これらの傾斜した壁には空気箱が取り付けられている。残りの2つの壁は、前方の壁が内部へのアクセスを提供する扉で、後方の壁が直線状の板で構成されている。全体の上部にはフードが取り付けられている。4つの部品を組み立てると、底のない箱となる。これらの箱を複数組み合わせてバッテリーとして使用する。凝集および脱硫を行うポットは、最初の図に示すように、適切な台車に乗せてこれらの箱の中に移動させる。ただし、より改良された後期の形態を図23～25に示す。

この製法はA.ロッティの発明であり、主要な国々すべてで特許を取得済みで、フランス、ヴァール県ラ・ロンドのボルメットにあるボルメット鉱山会社（Société Anonyme des Mines de Bormettes）の工場で既に実用化されている。現在、ヨーロッパ各地への導入に向けた交渉が進められている。

224

ゲルモット法[44]
ウォルター・レントン・インガルス著
（1902年11月1日）

F. Laur によると、Echo des Mines誌（これらのメモはOest. Zeit. , L., xl, 55, 1902 年 10 月 4 日号からの抜粋）で、フランスのクリシーの A. Germot が数年前に方鉛鉱から直接白鉛を製造する実験を行った。これがきっかけとなり、Catelin は同様の方法で金属鉛を回収しようと試みた。溶融した硫化鉛の塊に適切な量の空気を吹き込むと、次の反応が起こる。

2PbS + 2O = SO 2 + Pb + PbS。

こうして鉛の半分が還元され、鉱石中の銀がすべて回収される。残りの半分は硫化鉛として昇華され、銀は含まれない。反応は発熱反応であり、装入物の硫黄の半分を燃焼させると、理論的には装入物の半分を揮発させ、残りの半分を製錬するのに十分な熱が発生するはずである。これは、非常に銀含有量の多い方鉛鉱では実際にほぼ実現されるが、銀含有量の少ない鉱石ではそうではない。炉の温度は全工程を通して約1100℃に維持する必要があり、放射、空気中の窒素による吸収などによる通常の熱損失がある。熱の不足は、鉱石の一部を白鉛に燃焼させて黒煙（PbS）と混合すること、および二酸化硫黄の発生を伴う金属への還元反応によって補われる。したがって、最終的な結果は、（1）銀が濃縮された銑鉛、（2）銀を含まない銑鉛の製造である。 （３）鉛スラグ、および（４）二酸化硫黄。鉛含有量が７５％未満の鉱石の場合、脈石はまず薄い皮膜を形成し、その後厚く硬い皮膜を形成し、特に鉱石が亜鉛を含む場合はすぐに操業を妨げる。この問題は、225温度を上げるか、鉱石に融剤を混ぜて溶融性スラグを生成することによって、鉛スラグが得られます。鉛スラグは常に容易に生成され、これがこのプロセスの唯一の副産物です。理論上の反応には、送風機からの供給が50%であると仮定すると、600立方メートルの空気が必要であり、1気圧では、方鉛鉱1000kgあたり1時間あたり18馬力のエネルギーを消費します。

図26．クリシー製錬所の平面図と立面図。
クリシー工場の設備配置を図26に模式的に示す。直径0.54メートル、高さ4.5メートルの円形シャフト炉が設置されている。動力はプーリーGとシャフトDDを介して送風機Cに供給される。圧縮空気は貯蔵槽Rに蓄えられ、そこからパイプを通って炉内に吊り下げられた羽口へと送られる。 226チェーンによって昇降させることができる。O 1 と O 2は出入口である。L は扉、N は観察管である。A は装入管である。X はガスとヒュームを凝縮室に送るパイプである。T は廃ガスを排出するパイプである。V は排気装置、S は煙突である。K 1と K 2は鉛と方鉛鉱を溶解するための傾斜るつぼ炉である。

炉が適切に加熱された後、K 1で溶融した鉛 100 kg を鋳鉄管 P を通して投入し、その後、K 2から純粋で完全に溶融した方鉛鉱約 200 kg を投入する。この目的には、鉛を 70 ～ 80 パーセント含む鉱石を使用しなければならない。次に、溶融方鉛鉱に空気を送り込み、管 A を通して 1000 ～ 3000 kg の鉱石を徐々に投入する。この操作中、黒煙 (PbS) が凝縮室に集まる。すべての出口は外部の空気に対して閉じられている。空気の吹き込みが適切に調整されていれば、黒煙しか発生しない。色が薄くなり始めたら、投入を中止し、空気の吹き込みを止める。次に、炉床から約 0.2 メートル上にある O 2を通して鉛を排出するので、炉底には常に鉛の浴槽がある。しかし、炉底を徐々に加熱するために、時折O 1から一部を排出することが推奨されます。炉床の付着物もO 1から除去されます。鉛はマットが現れるまでO 2から排出されます。次に、排出口を閉じ、羽口を下げ、送風を鉛に向け、鉛を酸化し、硫黄化合物を完全に脱硫します。これはすぐに完了します。酸化鉛は非常に融解しやすいスラグとしてスラグ化され、O 2から排出され、その後、鉛浴にさらに鉱石が投入され、操作サイクルが再び開始されます。

227

第VII部
粉塵およびヒューム回収用
煙道、チャンバーおよびバグハウス
228
229

ダストチャンバー設計
　マックス・J・ウェルチ著
（1904年9月1日）

製錬会社が、煙道粉塵の収集と排煙の凝縮に大型チャンバーを用いることの利点を認識し始めたのは、ほんの数年前のことである。その目的は三つある。第一に利益の確保、第二に周辺の農業関係者との訴訟の回避、第三に工場周辺の衛生管理である。本稿では、これらのチャンバーの建設に使用される材料と一般的な断面形状について論じる。

古いタイプの火葬室のほとんどは、レンガまたは石造りの側壁とアーチ型の屋根、鉄製の支柱とタイロッドという、共通の構造で建てられています。しかし、このタイプの火葬室は、耐久性が低く、修理費用が高額で危険であることに加え、鉄骨と石材が断面強度の面で十分に活用されていないため、現在ではほとんど使われなくなっています。

コンクリートとエキスパンドメタルの導入により、集塵室建設の新時代が始まった。セメントプラスターで仕上げた鋼鉄製の骨組みは、非常に丈夫で軽量かつ安価であることがわかった。図29に示すタイプの最初の煙道は、コロラド州アーカンソーバレー製錬所でEHメシターの設計に基づいて建設された。この煙道は数年間稼働し、反射式焙焼工場から硫黄ガスを輸送していた。同じ会社は1900年に集塵室システムを拡張し、完全に再建することを決定し、さまざまな条件に対応するために3種類の断面が採用された。3種類すべてがセメントと鋼鉄でできていた。

図27に示す最初のタイプは、高炉の真後ろに設置されます。断面積は273平方フィートで、10基の高炉を備えた鉛製錬所用に設計されています。後部は丘の斜面に沿って形成され、2.5インチのレンガで舗装されています。前部はリブ付き鋳鉄板でできています。煙道粉塵の90%はこのチャンバーで収集され、スライドドアを通して路面電車に運び出されます。設計にはちょっとしたコツがあります。230 煙突の粉塵をせき止めるための扉。ドア枠の下敷きを、ドアのスライド部分の外側約1インチのスペースで水平にするだけでよい。

図27に示すように、チャンバーの前部はエキスパンドメタルとセメントでできています。上部は20インチのI形鋼で、24フィートの長さにわたって15インチの横梁が渡され、梁の底フランジの上に3インチのコンクリート床が載っています。この頑丈な構造が、充電床、ビン、計量器などの基礎となっています。

図27．コンクリート製ダストチャンバーの長方形形状。
この種の構造について述べるにあたり、最も重要な点、すなわち適切な安全率について言及しておきたい。高炉付近で収集される煙道粉塵は、1立方フィートあたり80～100ポンドの重さがあり、チャンバーが粉塵で4分の3満たされた状態で、鋼製支持構造は16,000ポンドの極限繊維応力に耐えられるように設計する必要がある。粉塵がこれ以上蓄積しても、鋼材は適切に設計されていれば、過度の応力を受けることはない。ビン内の応力については、エンジニアリング業界で議論されてきたが、現在の問題は「粉塵チャンバーはどこでビンとみなされるのか」ということである。経験上、ビン構造は高炉の後ろ、または高炉のすぐ近くに採用されるべきである。

231

図28は、採用された2番目のタイプのホッパー底煙道を示しています。これは非常に軽量な構造で、有効面積は274平方フィートです。この煙道の始点が溶鉱炉から473フィート離れているため、粉塵は軽量で大量に堆積しないため、床に物質が堆積する可能性は完全に排除されます。ホッパー底の床は、4インチのI形鋼の間に配置されたパネル状の4インチのコンクリートスラブで構成されています。12×16インチの開口部を持つ鋳鉄製のドア枠が5フィート間隔で配置されています。コンクリート床は枠の周囲で突き固められています。側壁と屋根は、1インチのアングル、エキスパンドメタルで構成され、厚さ2.5インチの漆喰で仕上げられています。 10フィート間隔で、2インチのアングル材で作られた格子状の柱状のリブが漆喰で仕上げられ、風圧による損傷を防ぎ、アーチ状の屋根を支える役割を果たしている。

図28．—コンクリート製ダストチャンバーのアーチ型形状。
図29は蜂の巣の構造を示しています。このチャンバーの断面積は253平方フィートです。これは、16インチ間隔で配置された2インチチャンネルで構成され、1×0.125インチの鋼帯で結ばれています。鋼帯の目的は、組み立て中に2インチチャンネルを支えることです。27ゲージのエキスパンドメタルラスがチャンネルの内側にワイヤーで固定され、全​​体が3インチの厚さにプラスターで覆われています。内側のコーティングは、まずポルトランドセメントと砂でプラスターで覆われ、232 1～3の割合で、石灰を約5％加える。リブの間の詰め物は1～4、外側のコーティングは1～3の割合である。

上記タイプの集塵室は、リードビルで3年以上使用されています。セメントとコンクリートは、鋼材と組み合わせて、ユタ州、モンタナ州、アリゾナ州で様々な断面形状で使用されています。その結果、セメントを使用してはいけない場所が明確に示されています。すなわち、凝縮した硫黄ガスが壁に接触する場所、または水分が溜まって硫酸を生成する場所です。その理由は、ポルトランドセメントと石灰モルタルには水酸化カルシウムが含まれており、これがガス中の硫黄を吸収して硫酸カルシウムを生成するためです。凝縮室では、この硫酸カルシウムが水分を吸収して石膏を生成し、それが膨張して剥離します。

図29．—蜂の巣型のコンクリート製集塵室。
建築材料において、硫黄ガスの作用に完全に耐えられるものを見つけるのは非常に困難です。古いタイプのレンガ煙突の石灰モルタル目地はすぐに腐食してしまいます。アーチは弱くなり、崩れ落ちます。私は鋼板製の凝縮システムで、1年で12番鋼板がほぼ腐食してしまった事例を目にしました。過去の経験から学ぶため、耐酸性建築材料、すなわちレンガ、日干しレンガモルタル、耐火粘土、耐酸性塗料について考えてみましょう。また、集塵室システムのどの部分にこれらの材料を設置すべきかについても考えてみましょう。233 私たちはこれらの材料を使用する際に適切な予防措置を講じるべきでしょうか。

銅と鉛の製錬工場では、高炉付近のガスは高温乾燥状態を保つため、コンクリート、レンガ、石、または鋼材を安全に使用できることがわかっています。鉛の高炉ガスは、炉から6～8フィート（約1.8～2.4メートル）離れた場所であれば、これらの構造物に損傷を与えることはありません。銅の溶鉱炉、焙焼炉、または黄鉄鉱製錬炉の場合、コンクリートまたは石灰モルタルによる構造物は、炉から200～300フィート（約60～90メートル）以内に限定する必要があります。

もう一つのタイプの沈殿室は、有効面積が20フィート四方で、梁の間にコンクリートの床があり、底部は鋼鉄製のホッパーになっています。この沈殿室は高炉から150フィート以内に建設され、アリゾナ州クリフトンにあるシャノン銅会社の工場で使用されているタイプの1つです。200フィートを超えると、高価なホッパー設計は不要になります。この地点より先に沈殿する煙道粉塵の量は非常に少ないため、粉塵を排出するための小さな側面ドアを設ける方が賢明な投資となります。理想的な配置は、凝縮室のシステムを持ち、ダンパーで分離することで、どちらかのセットを短時間清掃のために取り外すことができ、システム全体を最高の効率で取り込むことができるようにすることです。

凝縮室の断面については、以下の構成が要件を満たす可能性が高いと考えます。1、4、6段のコンクリート基礎、タイル排水、9インチのレンガ壁（アドベモルタルで積み上げ、外側は石灰モルタルで目地詰め）、継ぎ目にエキスパンドメタル床材をところどころに敷設、採用した断面サイズに対応するための必要な付柱、塗装されていない波形鉄板で覆われた上部にほぼ平らなコンクリート屋根を突き固める、軽量床構造に従って波形鉄板をコンクリート内に埋め込む、最後に波形鉄板の下面にグラファイト塗料を2回塗布する。

上記タイプの屋根は、アリゾナ州ダグラスにある新しいカッパークイーン製錬所の巨大な粉塵室で、やや異なる条件下で使用されています。塗装は重要な考慮事項です。コンクリートに埋め込まれた鉄骨は決して塗装してはいけませんが、煙にさらされるすべての鉄骨はグラファイト塗料で覆う必要があります。ユナイテッド・ステイツ・グラファイト社が行った試験によると、煙突工事の場合、この塗料は700°F（約370℃）もの高温下で酸性ガスにさらされても、良好な耐摩耗性を示すことが分かっています。

234

冶金構造におけるコンクリート[45]
ヘンリー・W・エドワーズ著
図31に示す断面のコンクリート煙道は、図30に示すものよりも崩壊しにくく、より良い結果が得られます。ただし、どちらの場合も内部コアのみで構成されるクラックの構造がより複雑になるため、建設コストはやや高くなります。厚さ4インチ以下の作業には、1.5インチのリングを通過するように砕いた岩石またはスラグの使用をお勧めします。コンクリートは耐火性はそれほど高くありませんが、通常の鉛または銅の製錬高炉、あるいは焼成炉や焙焼炉の集合体からのガスの熱には容易に耐えることができます。二酸化硫黄やその他の炉ガスによってコンクリートが何らかの形で侵食されることは、これまで一度も確認されていません。

図30および図31―コンクリート煙道の断面図。
集塵室のあらゆる好みに合う最も複雑な形状はコンクリートで構築できます。構造自体に関して言えば、最も不適切な設計は、長く幅広で壁がまっすぐな空の室で、内側または外側に崩壊する傾向があり、外側の動きは235 軽量のバックステイとタイロッドのシステムによって防止されているものの、横方向のバッフル壁がない場合、内側に崩れる傾向はそれほど簡単には制御できません。機械式煙道の粉塵の収集に関しては、バッフルなどがなく、空気の流れの速度が最小限に抑えられ、粉塵が沈降する大きな空洞になる傾向があるようです。崩れる傾向に対抗する横方向のバッフル壁がない場合、側壁と端壁に沿って適切な間隔で多数の頑丈なコンクリート柱でチャンバーを設計するのが最善と思われます。壁自体は数インチの厚さで、内部に織り金網または「エキスパンドメタル」を埋め込みます。壁と柱の分離を防ぐために、金網の骨組みも柱に埋め込む必要があります。この工法は、私自身が採用し、構造自体に関しては非常に満足のいく結果を得ています。

図32．スペイン、パロマレスにあるギレルモ製錬所のコンクリート製粉室。（水平断面図）
図32と33は、スペイン、ムルシア州パロマレスのドン・ギレルモ製錬所で設計・建設された炉室を示しています。図34と35は、オンタリオ州サドベリーのマーレー鉱山の製錬炉の設計図で、柱が中空になっているため、コンクリート材料を節約できます。この種の作業では、まず柱を建て、ワイヤーネットを柱から柱へと張り、柱の中に部分的に埋め込みます。次に、ワイヤーネットの両側に作業員のグループが作業を進め、作業の進行に合わせて一度に1ヤードほどずつ積み上げていきます。炉室への出入り口には、十分な大きさの扉を設ける必要があります。236 部屋は密閉されており、めったに開けられることがないため、高価な留め具や蝶番は必要ありません。

図33．スペイン、パロマレスにあるギレルモ製錬所のコンクリート製粉室。（側面図）
発電機やその他の電気機械の基礎。―乾燥したコンクリートは電気伝導性が低いが、湿るとかなり良好な導体となる。したがって、電気機器を絶縁する必要がある場合は、コンクリートをアスファルトの層で覆うべきである。

図34．―カナダ、オンタリオ州サドベリーのマーレー鉱山製錬所向けに設計されたコンクリート製粉室。設計図には9フィート（約2.7メートル）のセクションが8つ含まれている。
237

煙突の土台。—図36は、ドン・ギレルモにある高さ90フィートのレンガ造りの煙突の土台を示しています。石積みに似せるために、土台の内側に木の板を釘で打ち付けています。

図35．カナダ、オンタリオ州サドベリーのマーレー鉱山にある製錬所向けに設計されたコンクリート製粉室。（側面図）
擁壁。—図 37、38、39 は、場所に応じて 3 種類の擁壁を示しています。これらの擁壁は断面図のみで示されており、鉄筋の配置が示されています。擁壁は、コンクリートの水平方向の継ぎ目を避けることができるため、パネル (各パネルは 1 日の作業) で構築するのが最適です。交互のパネルを先に構築し、その後中間のスペースを埋める必要があります。壁の背後に水がある場合は、水を排出するために壁に小さなパイプをいくつか挿入するのが最善です。この予防措置は、図に示すように、地面の自然な表面が壁に接する場所では特に重要です。 37 および 38。擁壁の上に木造建築物を建てる場合は、壁の上部に 0.75 インチのボルトを数本垂直に埋め込むのが最善です。これにより、木製の笠木を固定することができ（図 37、38、および 39 を参照）、大工仕事の良い出発点となります。

図36．スペイン、パロマレスのギレルモ製錬所にある高さ90フィートの煙突のコンクリート基礎。
内部に十分な量の鉄が埋め込まれた擁壁の最小厚さは、底部で20インチ、上部で10インチであり、テーパーは内側に設けるのが望ましい。内部補強鉄がない場合、厚さは238 下部の壁は全体の高さの4分の1以上、上部の壁は全体の高さの7分の1以上でなければなりません。非常に多くの鉄製の支保工を使用しない限り、寸法をそれぞれ7分の1と10分の1未満に縮小することはほとんど不可能です。支保工のない擁壁は、外側に傾斜面がある方が安定します。乾燥した粘土は、擁壁の背後にある材料として最も危険なものであり、特に叩き込んでいる場合は、水分を吸収して膨張しやすく、壁に大きな横方向の推力がかかるため、危険です。この材料を擁壁として使う場合は、壁を非常に頑丈に構築するのが最善です。これは乾燥した気候でも当てはまる予防策です。239 水道管の破裂が損傷の原因となる可能性があるためです。水平方向の継ぎ目を避けるため、可能な限り、コンクリート打設を開始する前に支柱と横木をすべて組み立てるのが最善です。厚さ3フィート、高さ16フィートの擁壁では、これは現実的ではありません。ただし、支柱と横木を完成させ、壁が成長するにつれて板を敷設することで、突き固め作業の通常の進行を妨げないようにすることができます。壁の露出面は、シャベルの背を支柱に当てて上下に数回ストロークすることで、きれいに仕上げることができます。

図37、38、39 ― コンクリート擁壁。
最後に、この論文は土木技術者やこの分野で特別な経験を持つ人々のためのものではなく、むしろこの分野での訓練が十分ではなく、しばしば自力で困難に直面し、同じような窮地に陥った経験を持つ者からの実践的な助言を歓迎するであろう鉱山技師や冶金技術者のために書かれたものであることを述べておきたい。

240

コンクリート煙道[46]
エドウィン・H・メシター著
（1904年9月）

「煙道」の項で、エドワーズ氏は蜂の巣型構造について言及しており、その断面図は同氏の論文の図31に示されている。これに似た煙道は、約6年前に私が設計したもので[47]、エドワーズ氏が説明したものより壁ははるかに薄かったが、十分に満足のいくものであった。これらの壁は、小型の煙道では全体的に2.25インチ、大型の煙道では3.25インチの厚さで、型枠や支柱を一切使用せず、エキスパンドメタルラスにセメントモルタルを塗り付けて作られ、一般的に壁1平方ヤードあたり1ドル未満の労働コストであった。もちろん、妥当な条件で左官職人を雇えない場合は、セメントを木製の型枠の間に流し込むこともできるが、エドワーズ氏が述べたように、内部の芯材だけでどのようにできるのかは理解しがたい。

二酸化硫黄と炉ガスがセメントに及ぼす影響に関して、私は、場合によっては非常に注意深く検討する必要があることが分かりました。煙道内部に結露水が生じないほどの熱がある場合、セメントには全く影響がないように見えますが、コンクリートが湿っている場合は、これらのガスによって急速に腐食します。炉の近くでは、ガス中に常に存在する水蒸気の内部凝縮を防ぐだけでなく、煙道の外側に降る雨や雪の水分を蒸発させるのに十分な熱が一般的にあります。さらに進むと、膨張と収縮によって生じた微細な亀裂を通して雨水が浸透し、乾燥した天候では内部凝縮が起こらないにもかかわらず、内部に到達する地点に達します。この地点から煙道の終端までは、241 屋根の外側はアスファルト塗料またはその他の不浸透性材料でコーティングする必要があります。非常に長い煙道では、寒い時期に壁の内側に結露が発生する箇所に達することがあります。この箇所から煙道の端までは、耐酸性塗料で内側を保護することが不可欠であり、2回以上の塗布が必要になります。最初の塗布には、亜麻仁油をほとんど含まない、または含まない材料が最適です。セメントに含まれる石灰が油を侵食すると聞いているためです。この目的のために、私はエボナイトニスを使用し、その後の塗布には耐久性のある金属コーティングを使用しました。最初の塗布には、表面積100平方フィートあたり約1ガロンの材料が必要です。

この国で最初にセメントで造られた長煙道の一つでは、煙突近くの小さな部分が、保護コーティングを施さなかったために損傷を受けていました。当時、その必要性が認識されていなかったためです。ちなみに、それ以前に造られた他の長レンガ造りの煙道も、炉から離れた箇所で同様にひどく損傷を受けていました。結露を受ける煙道の量を減らすため、漆喰塗りの煙道は、壁の中央に空気層を設けた二重のラス構造で造られています。

煙突壁のような薄いセメント壁を造る場合、セメントが必要な水分と完全に結合する前に乾燥してしまうのを防ぐことが特に重要です。そのため、セメントが完全に固まるまで、作業箇所に水をたっぷりと撒く必要があります。この種の作業の多くは、寒冷時に壁の近くで火を焚いたためにモルタルが短時間で剥がれ落ち、無知ゆえに台無しになってしまいました。

コンクリート鋼製煙突は建設コストを大幅に削減できるため、他のタイプの煙突を凌駕する存在となることは間違いないでしょう。適切に設計すれば、このタイプの煙突は建設コストを約半分に削減できます。さらに、コンクリート鋼製煙突はレンガ造りの煙突に比べて気密性が高いという利点があります。レンガ造りの煙突は壁面からの空気漏れが深刻で、ほとんどの煙突のように吸引式の場合は容易には気づきませんが、ファンで加圧すると漏れが驚くほど顕著になります。煙突ドラフト方式の煙突では、冷気の流入によって煙突の効率が著しく低下しますが、コンクリート鋼製煙突を使用すれば、この欠点はほぼ解消されます。

242

コンクリート煙道[48]
フランシス・T・ハバード著
エドワーズ氏の興味深く貴重な論文について議論するにあたり、アンハルト砂銀工場のコンクリート製煙道と煙突の利点と欠点について、以下のメモを提出したいと思います。工場の煙道と小型の煙突は、一般的にセメント1部に対し砂とジグテール7部からなるコンクリートで建設されましたが、後述の金属コンクリートスラブの場合は、セメント1部に対し砂とテール4部でした。コンクリート製煙道の建設費用は、面積1平方メートルあたり約5マルク（1平方フィートあたり0.11ドルに相当）でした。

熱の影響。 —100℃を超える温度はコンクリートに破壊的なひび割れを引き起こしました。120℃の炉のガスが独立したコンクリート製の煙道と煙突を通過すると、ひび割れの形成によって大きな損傷が発生し、2年間の使用後には、厚さ4インチのパイプで構成された煙突は、徹底的な修理と高さ1フィートごとに補助的な結束が必要になりました。

煙道ガスと湿気の影響。—面積100cm×50cmの6インチ中空壁ブロックで作られた主煙道の側面は、2インチまたは1インチの金属コンクリート板で覆われていました。煙道が外側を木製またはタイル張りの屋根で、内側を水ガラスとアスベストからなる耐酸性塗料で保護されている場合、コンクリートは目立った影響を受けませんでした。別のケースでは、内側と外側の両方の保護カバーがアスファルトのみであったため、3年後にはコンクリートがひどく腐食してひび割れました。3番目のケースでは、コンクリートが外側の大気の影響と内側の炉ガスの両方から保護されていなかったため、3年後には煙道は完全に破壊されました。243 主煙突付近の、乾燥した冷たいガスのみに接触する保護されたコンクリート煙道の部分は、全く影響を受けなかった。

二酸化硫黄や三酸化硫黄などのガス単体ではコンクリートに影響を与えません。また、炉のガスに含まれる通常の水分量ではコンクリートを損傷させるには不十分です。しかし、煙道の外側から水分が侵入し、気体の二酸化硫黄や三酸化硫黄と接触して含水酸を生成すると、コンクリートは腐食します。

大気の影響のみ。—屋外の建設工事、基礎、その他熱、湿った酸性ガス、化学物質にさらされない構造物においては、コンクリートは安価で耐久性があるという評判を維持しています。

含有塩の結晶化の影響。—化学工場では、コンクリート製の床は、可溶性塩、特に硫酸亜鉛が床に浸透し、狭い範囲で結晶化することでコンクリートにひび割れが生じ、床が部分的に隆起するという理由で、満足のいくものではない場合があります。

244

排ガスを節約するためのバグハウス
　ウォルター・レントン・インガルス著
（1905年7月15日）

冶金作業において、ヒュームや微細な粉塵を節約する最も効率的な方法の一つは、布による濾過である。このアイデアは決して新しいものではなく、パーシー博士が鉛に関する論文（449ページ）で提唱しているが、彼はそれを応用しようとした試みについては一切触れていない。その最初の実用化は、鉱石から直接酸化亜鉛を製造する際に見出された。これは1850年にリチャードとサミュエル・T・ジョーンズによって最初に試みられ、1851年にサミュエル・ウェザリルによって改良され、現在もほぼ同じ形で使用されているプロセスとなった。1878年には、方鉛鉱から直接白鉛を製造する同様のプロセスが、ミズーリ州ジョプリンでGTルイスとエア・O・バートレットによって導入された。バートレットは以前、東部で酸化亜鉛の製造に従事しており、そこから白鉛の同様の製造方法のアイデアを得た。しかし、鉱石の性質やその他の条件の違いから、このプロセスが成功するまでには数多くの改良が必要となった。このプロセスの最終的な成功により、コロラド州デンバーにあるグローブ製錬精製会社の高炉からの排煙のろ過に応用され、その後、セントルイス近郊で方鉛鉱の製錬に用いられるスコッチハースからの排煙のろ過にも応用された。

スコッチ炉での高品位方鉛鉱の製錬に関連して、バグハウスは現在標準的な付属品となっています。銀鉛高炉製錬や脱銀精錬所でも広く使用されています。その有用範囲は、ろ過するガスの性質によってのみ制限されます。ただし、ガスにバッグの素材をすぐに劣化させる成分が含まれていないことが前提条件です。バッグは、シアン化物工場やその他の工場での粉塵収集にも成功裏に使用されています。245
246 微粉砕は、例えばニュージャージー州フランクリンにあるニュージャージー亜鉛会社の磁気分離工場で行われている。そこでは、鉱石が通過するエジソン式乾燥機の出口が袋式濾過機に接続されており、袋を回転させて機械的に粉塵を排出する。このような粉塵の濾過は、炉の排煙の濾過よりも厄介である。なぜなら、結露によって袋が湿ってしまうからである。

図40．グローブ製錬所の袋詰め小屋。
炉作業に関連して使用される標準的なバグハウスは、上部から垂直に吊り下げられた袋が入った大きな部屋です。袋は、直径18～20インチ、長さ20～35フィート（最も一般的には約30フィート）の綿またはウール（フランネル）布の筒です。酸化亜鉛の製造では、煙を含んだガスは、袋が吊り下げられているニップルから、適切な分岐を備えた鉄板パイプを通してハウス内に導かれます。袋の下端は、濾過された煙を振って排出する必要があるまで、単に結ばれています。鉛の冶金に使用されるバグハウスでは、煙は下部から、必要なニップルを備えた鉄板で覆われたレンガのチャンバーに導入されるか、または上部に必要なニップルを備えたホッパー底の鉄板煙道に導入されます。いずれの場合も、袋はニップルに結び付けられ、上部でしっかりと縛られて吊り下げられます。袋を振って蒸気を落とすと、蒸気は下部のチャンバーまたはホッパーに落ち、そこから定期的に取り除かれます。

バグハウスへの出入り、排煙の収集などにかかる費用は、グローブのような大規模製錬所で精錬される鉱石1トンあたり約10セントから、24時間あたり25トンの鉱石を処理するスコッチハース式製錬所で1トンあたり約25セントまで幅がある。

濾過面積と処理鉱石量の比率に関する明確な規則は策定されていない。適切な比率は、鉱石1トンの製錬で発生するガス生成物の量、含まれる粉塵とヒュームの割合、およびバッグを振る頻度に応じて必然的に変化する。しかし、高炉製錬とスコッチハース製錬では、通常の条件下では鉱石1トンあたり1000平方フィートの比率で十分であると思われる。グローブ工場に最初に建設されたバグハウスは、製錬された装入物1トンあたり約250平方フィートの濾過面積を有していたが、247 その後、この面積は増加し、アイルズ博士は鉛製錬に関する論文の中で、装入物1トンあたり約750平方フィートに相当する設備を推奨している。ホフマンの「鉛の冶金」によれば、ブラウン・デ・キャンプ方式を採用していたオマハ工場では、42×120インチの炉10基に対して80,000平方フィートの布が使用されており、平均8基の炉が稼働していると仮定すると、製錬された装入物1トンあたり約1,000平方フィートに相当する。セントルイスのスコッチハース製錬所のバグハウスでは、製錬された鉱石1トンあたり約900平方フィートの面積があった。ジョプリンのローンエルム工場では、工場が最大能力で稼働していたとき、製錬された鉱石1トンあたり約3500平方フィートの比率でした。酸化亜鉛の製造では、以前は鉱石が焼かれる格子1平方フィートあたり150～200平方フィートの袋面積でしたが、ペンシルベニア州パルマートン（最も近代的な工場）では、その比率はわずか100:1です。これは、格子上で処理される2000ポンドの装入物あたり約1400平方フィートの袋面積に相当します。コロラド州キャニオンシティでの亜鉛鉛白の製造では、袋面積と格子面積の比率は150:1です。

ガスに硫黄ガスがほとんど含まれていない、または全く含まれていないと仮定すると、袋は未漂白のモスリンで作られ、重量は1平方フィートあたり0.4～0.7オンス（常衡重量）です。布地は、縦糸が1インチあたり42～48本、横糸も同じ本数である必要があります。一般的に良質な布地として用いられるものは、1平方フィートあたり0.6オンスの重さで、縦糸と横糸の両方が1インチあたり46本です。

袋の直径は18～20インチにする必要があります。そのため、布の幅は、重ね合わせ部分を考慮して、縫い目が1本だけでその直径になるような幅にする必要があります。幅62インチの布が最も便利です。1ヤードあたり4～5セントです。縫い目は、端を約1インチ重ね合わせるか、端を折り返してから重ね合わせることで作ります。後者の場合、縫い目は布の4枚分を貫通します。縫い糸は50番の麻糸を使用し、二重ロックステッチを2列縫います。

袋を取り付けるためのシンブルは、10番鋼板製で、縁は0.25インチのワイヤーのリングを折り返して形成する。袋は2インチ幅のモスリン布で結び付ける。ニップルは、メインパイプ上で中心間隔27インチで配置されている。

ガスを導入する際は、華氏250度の温度が最適です。248 温度が高すぎると発火する恐れがあります。華氏300度までは安全ですが、それ以上の温度にならないようにしてください。

ガスは適切な放熱面を持つ鉄管を通過することで冷却されるが、温度はバグハウスの近くにあるダイヤル式温度計で少なくとも1時間ごとに監視する必要があり、また、温度が300度を超えた場合に十分な冷気を流入させて安全限界内に下げることができるよう、外部からパイプ内に空気を取り込む口を設ける必要がある。

二酸化硫黄を多く含むガス、特に三酸化硫黄が相当量含まれるガスの場合、袋は洗っていない羊毛で作るべきである。このようなガスは綿をすぐに劣化させてしまうが、羊の天然の脂が残っている羊毛はほとんど影響を受けない。スコッチ炉や鉛溶鉱炉からのガスはうまく濾過できるが、焙焼炉からのガスは三酸化硫黄の含有量が多すぎるため、どんな種類の袋でもすぐに劣化してしまい、濾過は不可能である。

249

第VIII部
送風機および送風エンジン
250
251

鉛精錬における回転式送風機と送風エンジンの比較
（1901年4月27日）

1901年4月13日付のエンジニアリング・アンド・マイニング・ジャーナルに掲載された、SE ブレザートンによる「黄鉄鉱製錬と熱風」に関する通信文中の注記は、鉛製錬業者にとって非常に興味深いテーマに言及している。ブレザートン氏は、オーガスト・ラート氏から最近、実際の実験で、通常の回転式送風機では10ポンドの圧力下で100パーセントの損失が発生すると知らされたと述べている。つまり、送風機から風が逃げる出口がないようにすべてのゲートを閉めることができ、圧力はわずか10ポンド、言い換えれば、送風機は10ポンドの圧力に対して空気を送出しないということである。そのため、ラート氏は鉛高炉に送風機を使用することに賛成の意を表明した。これは、鉛製錬技術者の第一人者として認められている人物からの発言であるため、特に興味深い。ラート氏と同じ意見を持つのは彼だけではない。

回転式送風機は、鉛高炉に比較的穏やかな圧力で空気を送り込んでいた昔は、優れた性能を発揮しました。しかし現在では、送風圧力が一般的に最低でも40オンス、時には48オンスにも達するため、回転式送風機の欠点がより顕著になっています。製造業者による優れた製造技術にもかかわらず、接触面が広いことがこのタイプの構造に固有の問題であり、現在の圧力では空気の逆流は避けられず、重大な問題となります。回転式送風機のインペラは互いに、また回転するシリンダーにも接触しないように作られていますが、可能な限り隙間を少なくして作られており、表面にはグリースが塗布され、隙間を埋めてパッキンを形成しています。しかし、これによって漏れを完全に防ぐことはできず、漏れは当然圧力とともに増加します。回転式送風機の製造業者でさえ、このタイプの欠点を認めており、圧力が上昇するにつれて、2525ポンド以上の圧力では、シリンダー式送風機の方が経済的です。しかし、冶金学者の間では、4ポンド前後の圧力では送風機の方がおそらく経済的であるという意見が一般的になりつつあり、さらに圧力が高いという意見もあります。送風機では、ピストンとシリンダーの空気接合部が実際に接触しているため、冶金学者は圧力に関係なく、空気の体積を正確に把握できます。送風機は、数年前にMWアイルズによって、現在のアメリカン・スメルティング・アンド・リファイニング社のグローブ工場に導入され、その性能は満足のいくものであったと私たちは考えています。

送風機の使用におけるよくある欠点は初期費用が高いことですが、意見に大きな影響力を持つ機械技師のHA Vezin氏は5年前に 米国鉱山技師協会の論文集（第XXVI巻）で、送風機は1立方フィートの空気供給量で言えば回転式送風機よりも高価ではなく、むしろ安価であると指摘し、シリンダー送風機の初期費用は、同じ公称容量の回転式送風機とそれを駆動するエンジンよりもわずか20～25パーセント高いだけだと述べています。回転式送風機の容量は、一般的に、滑りや逆流を考慮せずに、1回転あたりのインペラの変位として表されます。Vezin氏は、2ポンドの圧力で同じ実際の容量、つまり2ポンドの圧力に対する立方フィートの供給量であれば、シリンダー送風機は回転式送風機よりも高価ではなく、せいぜい同程度だろうという意見を述べています。

この点に関して、鉛製錬所が以前必要とされていたよりもはるかに強力な送風機を導入する傾向が強まっていることに注目する価値がある。これは、現在使用されている圧力下では、空気の逆流による損失が大きくなることが認識されたことが大きな理由であることは間違いない。例えば、42 × 140 インチの炉を 40 オンスの圧力で運転する場合、No. 10 の送風機が必要とされている。このサイズの送風機は 1 回転あたり 300 立方フィートの空気を排出し、約 100 rpm で運転するように設計されている。したがって、その公称容量は毎分 30,000 立方フィートの空気となる。ただし、ラート氏とブレザートン氏が指摘しているように、40 オンスの圧力下での実際の送風量ははるかに少ない。インディアナ州コナーズビルのコナーズビル送風機会社は、最近アグアス・カリエンテス工場（現在はアメリカン製錬精製会社）に送風機を納入した。253 上記容量の回転式送風機を備えており、他の製錬所にも同様の送風機が設置されている。このような巨大な送風機を駆動するには、400馬力にも及ぶ膨大な動力が必要となるため、各送風機に直結式の複式凝縮エンジンを設置することが推奨される。

鉛製錬の主要技術者の多くが鉛高炉の駆動に円筒形送風機を好んで使用しており、今後ますます普及していく可能性が高いことを考えると、鉛製錬業者が鉄製錬業者の路線に倣って、鉄鉱石の還元に用いられる円形高炉を採用するかどうかは興味深いところである。長方形炉のサイズの限界は、42 × 145 インチ、またはそれに近い寸法で達したと思われる。数年前にデンバーのグローブ工場で建設された 66 × 160 インチの炉は失敗に終わった。当時、HV クロールは、そのような過剰な寸法の長方形炉の代わりに円形炉を建設することを提唱し、後者の経験からその非実用性が証明されたと考えていた。 1898年5月28日付の『エンジニアリング・アンド・マイニング・ジャーナル』誌で、彼は、日産300～500トンの炉を正常に稼働できない理由は何もないと述べつつも、円形炉が唯一許容される形態であると考えていると述べている。クロール氏が鉛精錬に大型円形炉の使用を最初に提唱した人物かどうかは定かではないが、いずれにせよ、現在では他の経験豊富な冶金学者も彼に賛同しており、それらが採用される日はそう遠くないかもしれない。

254

ロータリーブロワー対ブローイングエンジン
　J・パーク・チャニング著
（1901年6月8日）

4月13日号と27日号のエンジニアリング・アンド・マイニング・ジャーナル誌では、ピストン式送風機とインペラ式回転送風機の相対的な効率について言及されており、これらの記事の中でオーガスト・ラート氏は、通常の回転送風機が10ポンドの圧力で稼働した場合、損失は100パーセントになると述べたと引用されている。私は、送風機関係者の何人かが、引用された発言に隠された誤りを指摘してくれるだろうと期待してしばらく待っていたが、今のところ、その件について言及しているのを見かけていない。ブレザートン氏はラート氏の発言を全文引用しなかったに違いないと確信している。この発言で欠けている要素は、損失が100パーセントになったときの送風機の運転速度である。

回転式送風機の体積効率を試験する一般的な方法は、「閉鎖排出」法です。送風機の排出口を閉じ、圧力計を閉鎖された送風管に接続し、圧力計が所定の圧力を示すまで送風機の回転速度を徐々に上げていきます。その圧力を維持している間の送風機の回転数に、1回転あたりの立方フィートを乗じることで、その圧力におけるその送風機の総スリップ量が得られます。経験上、送風機の運転速度の実際的な範囲内では、スリップ量は圧力の関数であり、速度とは無関係であることがわかっています。したがって、ラート氏が言及した特定の送風機が、閉鎖された排出口で10ポンドの一定圧力を維持するために30rpmの速度で回転する必要があることが判明し、その後、送風機が実際に空気を供給するために使用され、150rpmの速度で運転された場合、その空気供給量は150-30=120になります。その体積効率は120÷150=80パーセントになります。255 これらの数値はあくまで例示として提示したものであるため、鵜呑みにしないでください。

約1年前、ある送風機メーカーが行ったこの分野における大規模な実験の結果をまとめた表を拝見する機会に恵まれました。彼らは10ポンドの圧力まで実験を行ったと記憶していますが、残念ながら手元に数値がないため、具体的な数値をお伝えすることができません。しかしながら、実験用送風機を約150rpmで運転した場合、2ポンドの圧力での体積効率は約85%、3ポンドの圧力での体積効率は約81%であったことを覚えています。

この点に関して、ロータリーブロワーの馬力効率について言及する必要はありません。これは全く別の問題であり、ロータリーブロワーとピストンブロワーの相対的な馬力効率については、技術者の間でかなりの意見の相違があります。ブロワーの効率が送風エンジンの効率よりも低くなる一定の圧力があることについては、全員が同意しています。この圧力は、2 ポンドから 6 ポンドまで幅広く挙げられています。

テネシー銅会社の製錬工場では、最近、高炉ピストン送風機を設置しました。蒸気シリンダーはコーリス式で、寸法は13インチ×42インチと24インチです。送風シリンダーは2基あり、それぞれ57インチ×42インチです。空気弁はすべてコーリス式です。これらの送風機は、最大空気圧2.5ポンド/平方インチで動作するように設計されています。

サンタフェ金銅鉱山会社の製錬所では、最近、14 × 32 インチのコーリスエンジンに直結された No. 8 ブロワーを設置しました。このブロワーは約 5 か月使用されており、12 オンス (¾ ポンド) という比較的低い圧力に対して非常に良い結果が出ています。

来る夏の間に、私はこれら2種類の機械について、同様の空気圧条件下で体積と馬力の慎重なテストを行い、その結果を公表するつもりです。しかし、それまでの間、インペラ式回転ブロワーは5ポンド以上の圧力では実用的な機械ではないという誤りを訂正したいと思います。

256

鉛と銅の製錬用送風機と送風エンジン
　ハイラム・W・ヒクソン著
（1901年7月20日）

7月6日付のエンジニアリング・アンド・マイニング・ジャーナル誌で、鉛と銅の製錬における送風機と送風エンジンの相対的な利点についての議論を取り上げましたが、私は、どのような作業を行うかにかかわらず、高炉作業においては、送風圧力は装入物量に完全に依存しており、装入物量が炉の還元作用全体を左右するということを述べたいと思います。こうした観点から、鉄鋼業界では、一酸化炭素による鉱石への還元作用の恩恵を最大限に得るために、装入物量を最大100フィートまで引き上げています。

これとは正反対に、黄鉄鉱製錬と呼ばれる製錬法があります。この製錬法では、装入物の重量が生成されるマットの品位を左右します。例えば、羽口上部に4～6フィートの装入物を積んで40％のマットを生産する製錬を、装入物を10～12フィートに変更すると、マットの品位は40％からおそらく20％未満に低下します。これは、私が最近、上記の条件で高炉を操業し、ヒープロースト鉱石を使用した経験から断言できる事実です。

貴紙の寄稿者数名が提唱する黄鉄鉱製錬については、私は非常に懐疑的であり、今もその考えは変わりません。しかし、この分野の同僚であるタスマニアのスティヒト氏とユタ州ビンガムのナッティング氏に問い合わせたところ、以下の結論に至りました。ただし、これに異議を唱える方もいるかもしれません。すなわち、燃料なし、または5パーセント未満の燃料で熱風を用いて黄鉄鉱製錬を行うことは、実際には不可能であるということです。また、一酸化炭素の還元作用を避けるために装入量を減らして原鉱を製錬し、鉄と硫黄の酸化を確実にすることは、好ましい条件下では可能かつ実用的であるということです。さらに、硫黄の大部分は燃焼し、鉄は還元作用を受けずに鉄鉱石に溶け込むということです。257 スラグとシリカの組み合わせ。これらの結果は冷風によって得られる。

硫黄と鉄を酸化させ、できるだけ高品質のマットを得ることを目的として操業される銅マット製造炉には、送風機は全く不向きである。なぜなら、そのためには装入量を少なくする必要があり、装入量が少ないと高圧の送風を維持できないからである。現在、ビクトリア鉱山では、装入量4～6フィートで、120rpmで稼働するNo.6グリーン送風機によって3オンスの送風圧力が得られている。同じ量の空気を供給する送風機では、それ以上の圧力は得られないだろう。我々の置かれている状況では、送風機よりもファンの方が効果的であり、経済性の観点から送風機は全く論外である。

私はイーストヘレナの鉛製錬所に送風機を設置しました。そこでは装入量が21フィートで、送風圧力は時に48オンスにも達しました。このような条件下では送風機は満足のいく性能を発揮しましたが、同じ圧力であれば、より少ない馬力で最高級の回転式送風機でも同等の送風量を得ることができたはずだと考えています。送風機の有効範囲は5ポンド以下では存在しないと私は考えており、装入量でこの圧力が得られないのであれば、送風機の設置は誤りです。

炉への供給高さを変えることでマットのグレードを変化させると、スラグのシリカと鉄の含有量などの組成が変化し、供給者が真の冶金学者となるという、非常に明白な事実を付け加えておきたい。炉内での還元作用はほぼ完全にガスによって行われ、これらのガスが無駄になると還元は停止する。

258

送風機と回転式送風機―黄鉄鉱製錬のための高温送風
　SE ブレザートン著
（1901年8月24日）

7月20日付のエンジニアリング・アンド・マイニング・ジャーナルに、ハイラム・W・ヒクソン氏が書いた興味深い手紙が掲載されていました。その手紙は、送風機と回転式送風機の比較、そして黄鉄鉱の製錬における冷風の使用について論じたものでした。

昨年4月13日付のエンジニアリング・アンド・マイニング・ジャーナルに掲載した私の手紙で意図せず引き起こしてしまった、高炉に送風機を使うか送風エンジンを使うかの利点に関する論争は、私自身は特に興味を持っていません。ただし、背圧が大きい場合は送風エンジンを使い、背圧があまりないはずの黄鉄鉱製錬やマット製錬には、最新の一般的な送風機を使うことにほぼ決めているという点を除けば、特に関心はありません。いわゆる黄鉄鉱製錬は、冷風でも限定的ながら実施できることは十分に理解しています。理論的には、冷風に含まれる十分な酸素を高炉に送り込むことで、通常の硫化物装入物中の燃料と硫黄の両方を酸化させることができますが、未焙焼鉱石と冷風で高濃度の硫化物を作っている場所を私はまだ知りません。私は1896年、1897年、1898年の3年間、様々な時期にこれらの方法で実験を行い、主に焙焼済みの難処理鉱石を用いてかなりの精鉱を製造しました。私自身も利益に関心があり、誰よりも経済性を重視していました。高炉の燃料として、コークスのみ、コークスと亜炭、亜炭のみ、亜炭と乾燥木材、石炭と生木材、そしてコークスと生木材を、炉内の鉱石充填量を様々に変えて試しました。

これらの実験の説明は読者にとって退屈なものとなるでしょうが、燃料の使用量が少なすぎたために炉が何度か凍結し、冷たい風が徐々に熱のほとんどすべてを炉に送り込んでしまったことを述べておきたいと思います。259 炉の上部、るつぼ、そして羽口の間がひどく煤で固まってしまい、炉を清掃して再び吹き込まなければならなくなるほどだった。私が呼ばれて、装入物を変更して燃料を増やすことで炉を救うことができたのは、まさにその時だった。私たちは契約に基づいて高品質のマットを製造していたのだが、高濃度でマットの落下量が少ないため、事態は間違いなく悪化するだろう。

200～300°F（約93～149℃）に加熱された熱風を導入した後、同じ種類の鉱石から同じグレードのマットを製造することができました。ただし、焙焼せずに製錬したため、燃料消費量を削減し、炉の容量を増やし、冷えたるつぼや高温の炉頂といった問題をほぼ完全に解消することができました。これらの事実は、それ自体が雄弁に物語っているので、ここに記しておきます。

私はヒクソン氏の意見にほぼ同意し、コークスを5パーセント未満で連続的に製錬するのは現実的ではないと考えていますが、適度に加熱した送風と冷風の場合では、使用するコークスの量に大きな差があります。ただし、熱風か冷風かにかかわらず、燃料消費量は製錬する鉱石の性質、マットの落下量、および製造されるマットの品位に大きく左右されます。マット炉で熱風を使用することが常に適切または必要とは限りません。つまり、硫黄の供給が限られている場合です。その場合、製錬に必要な熱を供給するのに十分な量の燃料を高炉内で使用して硫黄の酸化を防ぐ必要があるかもしれません。このような状況は、鉄と亜鉛の硫化物精鉱の余剰供給が消費された後、ニューメキシコ州シルバーシティで一時的に発生しました。酸化銅鉱石が余剰になったため、現在そこでは硫黄が不足しており、炉床に燃料を追加することなく、スラグから得られるわずかな熱だけを利用しているとのことです。

簡潔にまとめるつもりだったのですが、最後に、私がコンサルティング冶金技師として勤務していたコロラド州シルバートンのマット炉でアルミナを扱った際のちょっとした経験についてお話ししたいと思います。私たちが製錬しなければならなかった鉱石は、平均して約20パーセントのAl₂O₃、30パーセントのSiO₂、そして18パーセントの鉄（黄鉄鉱の形）を含んでおり、亜鉛と鉛を少量含む硫化鉄精鉱以外には鉄は入手できませんでした。

当然ながら、鉄を酸化させてスラグに十分な量を注入できるのか、そしてそれをどこに分類すべきかという疑問が生じた。260 アルミナは塩基なのか酸なのか？鉛製錬の経験から、Al₂O₃は通常の鉛炉では酸としてのみ分類でき、浅いマット炉ではそれ以外の分類をしても無意味だと私は考えていました。そして、責任者で冶金学者のEWウォルターも私と同じ意見でした。

そこで、アルミナをシリカとして分類し、二ケイ酸塩スラグを作ることに決め、かなり満足のいく結果を得ました。できたスラグは非常にきれいでしたが、扱いが難しく、その理由は2つありました。1つ目は、アルミナスラグを流動性を保つために、ほぼ純粋なシリカスラグよりも多くの熱が必要だったこと。2つ目は、二ケイ酸塩とアルミン酸塩のスラグの組成（約31.5% SiO₂、27% Fe、20% CaO、18% Al₂O₃、または49.5% 酸）に非常に近かったため、通常よりもシリカやアルミナを多く含む原料を炉に投入するとスラグが濃くなり、炉を守るために追加のコークスとフラックスが必要になったことです。SiO₂とAl₂O₃の合計が55%と56%に達することもありました。スラグは炉を凍らせることはなかったが、我々にトラブルを引き起こした。

261

第IX部
鉛精製
262
263

鉛地金の精錬[49]
FL ピディントン著
（1903年10月3日）

鉛地金の脱銀および精製に関するパークス法の説明において、私は何ら独創性を主張するつもりはないが、オーストラリア製錬会社の工場で実施されたこのプロセスの説明が、何らかの役に立つことを願っている。

序論— パークス法は、以下のように簡潔に要約できる。

1. 銅、アンチモンなどを除去するために、ベースとなる地金を軟化させる。
2. 亜鉛を用いて軟化した地金から貴金属を除去する。

3．脱銀された鉛の精製。

4. 工程2で得られた金銀の沈殿物の溶解。
5. 溶融合金を沸騰させて亜鉛を除去する。
6. 5番から得られた地金の濃縮と精製。

軟化。—これは反射炉で行われます。大規模な工場では2つの炉が使用され、1つ目の炉で銅、アンチモン、ヒ素が除去され、2つ目の炉でアンチモンが除去されます。炉の大きさは当然、処理する量によって決まります。この工場（週に約200トンを精製）では、15トンの炉が2セット稼働していました。これらの炉の側面と端は、2インチの水空間を持つジャケットで保護されており、ジャケットは装入物レベルより約3インチ上、6インチから9インチ下まで伸びています。炉は錬鉄製のパンに組み込まれており、パンにレンガがしっかりと積み込まれていれば、ジャケットの下から鉛が突き抜ける心配はありません。

（通常、2～3パーセントの不純物を含む）地金の棒は、炉床を傷つけないように注意深く炉に入れられ、ゆっくりと溶かされる。銅の滓は分離される。264 ドロスは分離して装入物の上に浮かび、装入物は頻繁に攪拌されて新しい表面が露出されます。炉が過熱されると、ドロスの一部が再び鉛に溶け込み、装入物が冷えるまで分離しません。作業がどれほど注意深く行われても、いくらかの銅が鉛に残り、その影響は後の段階で見られます。ドロスは底から約 4 インチのところに穴が開けられたスラグポットにすくい取られ、ポットから排出された鉛は装入物に戻されます。銅ドロスは直接高炉に戻されるか、最初に溶解されることがあります。後者の方法では、ドロス中の鉛含有量の約 30 パーセントが精錬所で回収されます。

顧客の製錬所で製造されたベース地金は組成が大きく異なることが多く、そのため、ドロス中の金属の割合を正確な数値で示すことは困難です。一般的に、当社のドロスは鉛が65～70%、銅が2～9%（平均4%）で、金と銀の含有量は元の地金の品位によって変動しますが、地金とドロスの間に明確な相関関係を見出すことは困難でした。ただし、銅の含有量が増えるにつれて金と銀の含有量も増加することが確認されました。

銅の滓をすくい取るとすぐに温度がかなり上昇し、まもなく錫（およびヒ素があればヒ素）の滓が現れます。これは非常に「乾燥」しており、1時間ほどで取り除くことができます。滓の量は非常に少なく、錫は保存する価値がないため、銅の滓と一緒に保管されます。

温度が再び上昇すると、アンチモンが黒く沸騰した油状の滴となって現れ、やがて鉛の表面を覆う膜状に集積します。この膜が約1/2インチの厚さになったら、消石灰、灰、または微粉炭を投入してかき混ぜます。ドロスはすぐに濃くなり、容易にすくい取ることができます。この操作は、すべてのアンチモンが除去されるまで繰り返されます。装入物を絶えずかき混ぜる必要があります。リサージを加えるとアンチモンの除去が著しく促進されます。金属の表面に蒸気または空気を吹き付けて酸化を促進することもできますが、これらは炉の内張りには全く良い影響を与えません。時折、ドロスのサンプルを小さな柄杓で採取し、固まった後にサンプルを2つに割ります。黒くガラス質の外観は、装入物中にまだ多くのアンチモンが残っていることを示しています。後のサンプルは黒さが薄れ、最終的にはいくつかの黄色い筋が見られるようになります。265 リサージの外観。アンチモンがすべて除去されると、試料の破断面はかなり黄色になり、リサージの粒は長くなります。粒が短い場合は、不純物がまだ残っていることを示し、その場合は再度スキミングが必要です。代表的なアンチモンドロス試料の分析結果は以下のとおりです。

PbO = 78.11パーセント
Sb 2 O 4 = 8.75インチ
As 2 O 3 = 2.18インチ
CuO = 0.36インチ
CaO = 1.10インチ
Fe 2 O 3 = 0.42インチ
Al 2 O 3 = 0.87インチ
不採算＝ 4.10インチ
アンチモンの滓は通常、別々に保管され、時折精製されて硬質のアンチモン鉛となり、活字金属、ブリタニア金属などに使用される。

脱銀。軟化が完了すると、原料は切り出され、鋳鉄または鋼製の釜または鍋に移されます。この釜は、適切な満杯時には約12～13トンの原料を収容できます。釜に落ちた鉛はかなりの量のドロスを形成し、これをすくい取って軟化炉に戻します。原料をほぼ「凝固」するまで冷却すると、さらに銅がすくい取られ、これも軟化炉に戻されます。次に、釜を亜鉛の融点まで加熱し、釜内の金と銀の含有量によって決まる亜鉛原料を加えて溶かします。原料は、手または蒸気で約1時間攪拌され、その後、釜を約3時間冷却し、最初の亜鉛の皮膜を取り除きます。チャージをきれいにすくい取ったら、分析用の地金サンプルを採取し、その間にケトルを再び加熱して2回目の亜鉛チャージを投入します。2回目のチャージは1回目と同じ方法で処理されます。場合によっては、3回目の亜鉛の投入が必要になります。得られたクラストは別々に保管され、2回目と3回目のクラストは「リターン」として次のチャージに追加され、リターン中の亜鉛3ポンドは新鮮な亜鉛1ポンドに相当します。別の方法として、金と銀を別々のクラストとして取り出す方法があり、その場合は最初に投入する亜鉛の量はケトル内の金の含有量のみに基づいて計算されます。処理方法は同じですが、その後の処理は金クラストを直接キュペル処理するという点で異なる場合があります。

必要な亜鉛の量について：

1. 銀の混入を最小限に抑えつつ金を抽出した結果、以下の数値が得られた。

266

ケトル内の金の総量
（オンス）
亜鉛1ポンドから取り出された量、オンス。
300 1.00
200 1.00
150 0.79
100 0.59
60 0.45

2. 銀亜鉛めっきでは、11トンの装薬量で以下の一般的な結果が得られた。

やかんに入っている銀の総量
（オンス） 1ポンドあたりで取り出す量
。 オンス。
1,200 4.1
930 3.8
755 3.5
616 3.4
460 2.6

3. 金と銀を同時に抽出する：

やかんの中身の総量 亜鉛1ポンドで
オーストラリア・オンス Ag. Oz. オーストラリア・オンス Ag. Oz.
494 3,110 0.59 3.60
443 1,883 0.64 2.80
330 2,417 0.45 3.34
204 1,638 0.36 2.86
143 1,330 0.28 2.65
123 1,320 0.23 2.54
いずれの場合も、地金の純度が高いほど亜鉛の抽出力が大きいことが分かります。純度の高い地金を用いた実験では、現在使用されている表で要求されている大量の亜鉛は不要であることが示され、最初の亜鉛添加量は250ポンドと定められました。この基準に基づき、平均237回の実験で以下の結果が得られました。

総内容量 亜鉛使用量（ポンド） 亜鉛1ポンドで
オーストラリア・オンス Ag. Oz. オーストラリア・オンス Ag. Oz.
520 1,186 507.5 1.27 2.91
使用した亜鉛は、釜を洗浄するのに必要な量で、以下のように添加した。1回目：250ポンド、2回目（平均）：127ポンド、3回目（平均）：57ポンド。112件のケースでは、3回目の添加は必要なかった。これらの数値から、初期の作業では亜鉛が飽和状態になっていなかったことがわかる。

267

鉛の精錬。金と銀を取り除いた後、鉛を精錬釜にサイフォンで移し、火を起こします。約4時間で鉛は赤熱し、亜鉛を燃焼させるのに十分な温度になったら、釜の底近くまで届く3/4インチのパイプから供給される乾蒸気をオンにします。時々かき混ぜ、脱亜鉛を促進し、過剰なリサージの生成を防ぐために上部から木材を投入します。3～4時間で鉛は柔らかくなり、亜鉛はほとんどなくなります。試験片で鉛が非常に柔らかくきれいであることが確認できたら、釜を冷まし、鉛と酸化亜鉛のスカムをすくい取ります。1時間ほどで鉛は鋳造できるほど冷えます。鋳造された鉛の表面は黄色に光沢があるはずです。鉛が冷たすぎると白くなり、熱すぎると濃い青色になります。精錬釜は蒸気処理中に大きな負荷がかかるため、寿命は不確実で、平均で約60回程度です。一方、亜鉛めっき釜ははるかに長持ちします。良質な鋼鉄製の釜（入手可能であれば）は、鋳鉄製のものよりも望ましいです。

亜鉛皮膜の処理。鉛の処理が終わったので、今度は亜鉛皮膜について見ていきましょう。亜鉛皮膜はまず小型の反射炉で溶融されます。炉床は鋳鉄板（長辺の縁を約4インチ折り上げたもの）を真鍮の充填材の上に敷き、ブリッジから煙道までの傾斜は1フィートあたり¾インチ、側面から中央に向かっても傾斜しています。この作業は低温で行われ、装入物は一定間隔で反転され、溶融した鉛は別の小さな釜に流れ込みます。この鉛には1トンあたり数オンスを超える銀が含まれていることはめったにありません。鉛は棒状に圧縮され、亜鉛釜に戻されるか、別の装入物で処理されます。 2～3時間後には、表面の皮膜は望ましい状態まで「乾燥」し、液状化した合金は傾斜した穴あき板の上でかき混ぜられて砕かれ、レトルト容器に移される。

合金のレトルト処理。—これはファベル・デュ・フォール傾斜炉で行われます。これは単にトラニオンで揺動する鋳鉄製の箱で、耐火レンガで内張りされています。バタシーレトルト（クラス409）はそれぞれ560ポンドの容量があり、平均寿命は約30回です。レトルトは高温で装入され、少量の石炭が合金と一緒に加えられます。次に凝縮器が所定の位置に設置され、接着されます。凝縮器は1/8インチの鉄を曲げて直径12インチの円筒形に成形し、片端が開いています。石灰、粘土、268 セメント。3 つの穴があり、1 つは炉に近い上側にあり、そこから棒をレトルトに通すことができます。1 つは炉から離れた上側に通気孔があり、底部には凝縮した亜鉛を排出するための出湯口があります。1 時間ほどで通気孔からの炎が緑色になり、蒸留が始まったことがわかります。凝縮が止まったら (炎でわかります)、凝縮器を取り外し、地金をすくい取って、キュペル用に棒状に注ぎます。レトルトの生成物は、地金、亜鉛、亜鉛粉末、およびドロスです。地金はキュペルに送られ、亜鉛は脱銀釜で再び使用され、粉末はふるいにかけられて亜鉛のく​​ずが取り除かれ、高炉に戻されます。または、シアン化物工場で沈殿剤として使用されることもあります。ドロスは、鉛とリサージとともに、シアン化物工場からの亜鉛金スライム、宝石商の掃き集め、造幣局の掃き集めなどの外部物質とともに、キュペルで精錬されるか、アンチモンが除去された後に軟化炉で精錬される。いずれの場合も、生成されたスラグは高炉に戻される。処理された合金の総重量は、元のベース地金の約 7 パーセントである。回収された亜鉛は、脱銀に使用された亜鉛の約 60 パーセントである。一時的な損失の最も重要な原因は、レトルトドロス (炭素、シリカ、その他の不純物を含む鉛-亜鉛-銅合金からなる) であり、ここで軟化プロセスで銅を除去する必要性が明らかになる。なぜなら、銅は亜鉛の皮膜とともにレトルトに進み、そこでドロスに入り、金と銀を一緒に運ぶからである。銅の含有量が多い場合、滓には精錬された地金そのものよりも多くの金と銀が含まれている可能性があります。この点に関して、私は以前、精錬された滓から1トンあたり800オンス以上、3000オンス以上の金と銀が得られた事例を覚えています。

キュペレーション。—レトルト地金は、まず（滓処理で得られた地金とともに）水ジャケット付きキュペル内で金銀含有率50～60％まで濃縮される。側壁は、リサージ層に埋め込まれた1インチの水道管、または内面が銅製の水ジャケットによって保護される。キュペルには前面が切り落とされないように、水ジャケット付きの胸部も備えられている。キュペルの内壁は、石灰石、セメント、耐火粘土、マグネサイトを様々な割合で混合して構成することができるが、砂とセメントの単純な内壁でも十分満足できることが判明した。地金が金銀含有率50～60％まで濃縮されたら、ベールに詰められ、仕上げ工程に移される。269 精錬炉では、純度約0.995まで精錬され、その後、溶解炉または分離炉へ送られる準備が整います。ちなみに、この精錬試験は水冷式ではありません。

再溶解は200オンスの鉛るつぼで行われ、特別な手順はありません。金含有量の少ないドレ地金の場合、銀の「芽出し」を防ぐため、注湯前に金属の表面に木片または木炭を置き、スラグは取り除きます。生成されるスラグの量はもちろん非常に少ないため、地金の洗浄はほとんど必要ありません。

私が在籍していた当時、分離工場は稼働していなかったため、詳細を述べることはできません。計画されていた工程は、簡単に言うと以下の通りでした。金地金を硫酸に溶解し、希釈と冷却によって硫酸銀を一硫酸塩として結晶化させ、硫酸銀を硫酸第一鉄溶液で分解して金属銀と硫酸第二鉄を生成し、これを鉄くずと接触させることで硫酸第二鉄に還元します。金と銀は熱湯で十分に洗浄され、延べ棒状に鋳造されます。

結論として、実際の工程にはいくつかのバリエーションがあることに留意すべきである。軟化工程で2つの炉を使用することは既に述べたとおりである。この方法により、滓除去と軟化がより完全に行われ、その後の工程が容易になる。さらに、炉の温度がより均一に保たれるため、摩耗が少なくなる。亜鉛の皮膜は、溶融状態のまま合金プレスに直接すくい取られ、余分な鉛が押し出されることがある。この場合、溶解は不要となる。鉛の精製は、反射炉での単純なスコロフィケーションによって行うことができ、軟化した鉛は釜に入れられ、そこから市販の棒状に成形される。

270

卑鉛地金の電解精製
　ティトゥス・ウルケ著
（1902年10月11日）

ベッツの電解法による鉛地金の精製が、低コストかつ高効率であることが大規模に実証されたことを受け、鉛精製方法に重要な変化がもたらされることは間違いないと私は考えています。幸運なことに、発明者であるA・G・ベッツ氏と、トレイル工場のラバルト氏およびアルドリッジ氏のご厚意により、ブリティッシュコロンビア州トレイルでこの非常に興味深い精製法が実際に稼働している様子を見学することができました。

日産約10トンの処理能力を持つプラントが、トレイル製錬所の近くに設置されました。建設費用は約2万5000ドルだったと思われますが、現在ではおそらく1万5000ドル程度で同様のプラントを建設できるでしょう。このプラントは約10ヶ月間稼働しており、非常に順調に稼働していると聞いています。そして現在、処理能力約30トンで、より改良された処理設備を備えた大型プラントの建設が完了しました。

沈殿室には、木造でタールで内張りされた、銅精錬槽とほぼ同じ大きさのタンクが20基設置されている。タンク室の床下には地下室があり、タンク底部の漏れの有無を点検したり、溶液やスライムを除去したりすることができる。吸引ポンプを用いて、受入タンクから電解液を汲み上げ、循環させる。この施設の配置と設備は、ほぼあらゆる点で現代の銅精錬所と驚くほどよく似ている。

このプロセスの大きな成功は、主にベッツが発見した、フッ化ケイ酸鉛の酸性溶液への鉛の容易な溶解性に基づいている。この溶液は電気分解下での安定性と高い導電性の両方を備えており、不純物を含む陽極を用いて非常に低コストで極めて純度の高い鉛を析出させることができる。このような溶液では、陽極上に過酸化鉛が生成されることによる分極がなく、水以外の成分の蒸発もなく、取り扱い上の危険もない。安価で、271 ニューヨークで1ポンドあたり3セントで取引されている35％フッ化水素酸を同量の水で希釈し、粉砕した石英で飽和させることにより、以下の式に従って得られる。

SiO 2 + 6HF = HSiF 6 + 2H 2 O。

ベッツ氏によると、20～22パーセントの酸は1立方フィートあたり約1ドル、鉛6ポンドで標準化された溶液は1.25ドルになるそうです。鉛1パーセントは、0.7パーセントのH₂SiF₆を中和します。私が工場を視察した際に使用されていた電解液には、鉛8パーセントとフルオロケイ酸11パーセント過剰が含まれていたと思います。

陽極は、精製される鉛の地金を鋳造して作られ、厚さ約2インチ、大きさは通常の2つの突起を持つ銅製陽極とほぼ同じである。タンク内に設置する前に、型に当てて叩いてまっすぐにし、突起を四角に整える。旧来のキース法のように陽極袋は使用しない。

通常の鉛析出を受ける陰極板は、鋼板製の特殊陰極上に電気めっきを施し、そこから剥離することによって得られる薄い鉛板である。後者は、洗浄、銅によるフラッシュ処理、タンク内での軽度の鉛めっき、およびパラフィンベンジン溶液によるグリース塗布、乾燥処理によって使用準備が整えられ、析出した鉛は容易に剥離される。

タンク内では陽極と陰極は1.5～2インチの間隔で隔てられており、複数のタンクが直列回路で電気的に接続されています。タンク間の電位差は約0.2ボルトと非常に小さく、これは電解液の高い導電率と、使用されている接点システムによるものです。これらの接点は、バスバーに設けられた小さな水銀のウェルで、鉄製の陰極にはんだ付けされた銅製のピン、または陽極にクランプされた銅製のピンを収容できる大きさです。必要な水銀の量はごくわずかです。

1平方フィートあたり10～25アンペアの電流が使用されてきましたが、トレイルでは、作業効率と精製金属の物理的・化学的特性に関して、14アンペアが最も満足のいく結果をもたらしました。

1アンペアの電流は1時間あたり3.88グラムの鉛を析出させるか、この場合、通常の銅精錬溶液で銅を輸送する量の3¼倍の鉛を輸送する。1000kg強、または272 2240 ポンドの場合、約 260,000 アンペア時が必要です。1 平方フィートあたり 10 アンペアの場合、陰極 (または陽極) 面積は、1 日の生産量 1 トンあたり約 1080 平方フィートになります。厚さ 1.5 インチの電解液層を取ると、電極間の量は 135 立方フィートとなり、ベッツ氏の見積もりによると、必要な溶液の総量は 175 立方フィートとなります。発明者は、タンクあたりわずか 0.175 ボルトの電位降下で継続的かつ成功裏に作業してきたため、通常の精製では 0.25 ボルトで十分であると述べている。ベッツ氏の言葉を引用すると、 「0.25ボルトで26万アンペア時というのは、エンジンシャフトで100馬力時のうち、概算で87馬力時になります。1馬力時あたり1.5ポンドの石炭の燃焼が必要と見積もると、陽極と精製鉛の鋳造に60ポンドの石炭が必要になるとすると、1トンの鉛を精製するには210ポンドの燃料が必要になります。」石炭が1トンあたり6ドルだとすると、消費される燃料の総量は60セントを超えることはないはずで、これは周知のとおり、ベース鉛地金を火で精製するコストをはるかに下回ります。

ベッツ電解法では、ベースとなる地金中の不純物のほぼすべてが陽極上に多かれ少なかれ付着した被膜として残り、亜鉛、鉄、コバルト、ニッケルのみが溶解します。陽極残渣は、地金に含まれる銅、アンチモン、ビスマス、ヒ素、銀、金のほぼすべてと、重量の約10パーセントを占める鉛から構成されます。地金の分析結果が得られれば、これらのデータから陽極残渣の組成と電解液の汚染率を容易に計算できます。1日あたりの生産量1トンあたり175立方フィートの電解液を使用すると仮定すると、1年間でこれらの不純物がごくわずか数パーセントまで蓄積されることがわかります。電解液は年に1回精製する必要があると見積もると、1日あたり精製する量は生産量1トンあたり1立方フィート未満です。純粋な形で直ちに回収されない鉛の量は約0.3パーセントで、そのほとんどは最終的に回収されます。通常の火精錬鉛と比較すると、電解精錬鉛ははるかに純度が高く、ビスマスを含む地金を処理した場合、ビスマスはごく微量しか含まれていません。さらに、火精錬における銀の損失（存在する銀の約1.5パーセントに相当すると主張されており、通常の分析損失でカバーされている）は、電解プロセスにおける銀が273 銀はごくわずかな損失で陽極残渣に濃縮され、スライムの精製における銀の損失は、亜鉛皮膜の処理や蒸留後の銀残渣を精製する場合よりもはるかに少ない。トレイルで得られた銀スライムは、1トンあたり平均約8000オンスの金と銀を含み、現在シアトル製錬精製工場で処理されている。そこでスライムは濃硫酸と蒸気で煮沸され、空気が自由に通過できるようにすることで、銅の大部分が除去される。洗浄された残渣は蒸気コイル上のパンで乾燥され、送風口を備えたマグネシアレンガ張りの反射炉で溶融され、精製される。この反射炉では、煮沸後にスライムに残った銅の残りは、フラックスとして硝石を、アンチモンはソーダで除去される。最終的に得られた金塊は、通常の方法で硫酸を用いて分離され、純度0.999の銀塊と、少なくとも純度0.992の金塊が得られる。

ベッツ氏は、2000グラムの地金を実験的に処理し、鉛98.76%、銀0.50%、銅0.31%、アンチモン0.43%を、1平方フィートあたり25アンペアの電流で分析し、以下の組成の生成物を得た。

精製鉛：鉛99.9971％、銀0.0003％、銅0.0007％、アンチモン0.0019％。

陽極残渣：鉛9.0％、銀36.4％、銅25.1％、アンチモン2.95％。

メキシコ金属会社から入手した、銅0.75%、ビスマス1.22%、ヒ素0.94%、アンチモン0.68%、銀358.9オンス、金1.71オンス/トンの分析値を持つ450ポンドの地金を、1平方フィートあたり10アンペアの電流で精製し、以下の分析値の精製鉛を得た：銅0.00027%、ビスマス0.0037%、ヒ素0.0025%、アンチモン0%、銀0.0010%、鉄0.0022%、亜鉛0.0018%、鉛（差分法）99.9861%。

陽極残渣から貴金属や副産物を回収する現在の方法には改善の余地が大きく残されていますが、ベッツ法は現在一般的に用いられている火炎精錬法よりも経済的かつ効率的な方法であるため、鉛精錬業者には推奨できるでしょう。最後に、現在の電解鉛精錬法の発展は、亜鉛脱銀法や火炎精錬法に比べて、電解銅精錬法が従来のウェールズ式銅精錬法に比べて大きな進歩を遂げたのと同様に、大きな進歩であると私は確信しています。

274

電解鉛精製[50]
アンソン・G・ベッツ著
過剰量のフッ化ケイ酸を含むフッ化ケイ酸鉛溶液は、鉛精製用の電解液として非常に優れた性能を発揮することがわかった。この溶液は電流伝導性が高く、取り扱いや保管が容易で、非揮発性であり、電気分解下でも安定しており、かなりの量の溶解鉛を含むように調製でき、安価な原料から容易に製造できる。しかしながら、他の鉛電解液と同様に、析出する鉛の固さが不十分で、陽極に向かって結晶状の枝分かれが成長し、短絡を引き起こすという欠点がある。しかし、この溶液に還元作用（実際にはゼラチンや糊の添加によって達成される）を与えると、完全に固く緻密な析出物が得られ、その構造は電解析出銅とほぼ同じで、比重は約11.36、すなわち鋳造鉛の比重に相当する。

フッ化ケイ酸鉛は、硝酸鉛に似た、結晶水4分子を含む非常に溶解性の高い光沢のある結晶として結晶化することができ、その化学式はPbSiF₆・4H₂Oである。この塩は15℃でその重量の28%の水に溶解し、比重2.38のシロップ状溶液となる。60℃に加熱すると、結晶水中で融解する。中性のフッ化ケイ酸鉛溶液は加熱すると部分的に分解し、塩基性の不溶性塩と遊離フッ化ケイ酸が生成する。遊離フッ化ケイ酸は残りの塩を溶液中に保持する。この分解は、溶液中に遊離酸が約2%含まれると終了し、その後はそれ以上分解することなく溶液を蒸発させることができる。精製に用いられる溶液は、遊離酸が2%をはるかに超えるため、この分解は起こらない。電気伝導率は主に溶液の酸性度に依存する。

最初の実験は添加物なしで行われた275 フッ化ケイ酸溶液にゼラチンを添加した。鉛の析出物は、陽極に向かって成長し、最終的に短絡を引き起こす、多かれ少なかれ独立した結晶から構成されていた。鉛めっきとパラフィン処理を施した鉄板製の陰極は、鉛を圧縮するために、定期的にタンクから取り出してロールに通す必要があった。ゼラチンを少量添加すると、大きな圧力をかけない限り、結晶析出物を圧延して得られる密度よりも鉛の密度が高くなる。

ブリティッシュコロンビア州トレイルにあるカナディアン・スメルティング・ワークスは、このプロセスを利用して精錬所を設置した。精錬タンクは28基あり、それぞれ長さ86インチ、幅30インチ、深さ42インチで、各タンクには、両面が電解液に面する面積が26インチ×33インチの鉛地金の陽極が22個、鉛メッキおよびパラフィン処理された鉄陰極上に析出させて作られた厚さ約1/16インチの鉛板の陰極が23個設置されている。陰極は、タンクの側面に横向きに置かれた0.5インチ×1インチの銅棒から吊り下げられている。1/16インチより厚い析出物を得るために鉄板を使用する実験が徹底的に行われた。つまり、独立した陰極としてさらに析出させて重量を増やす必要なく直接溶解できる厚さである。しかし、鉄板は高価であり、酸性溶液の作用により徐々に腐食する。そして、このようにして得られた鉛の析出物は、鉛板上に析出するものに比べて、はるかに滑らかさや純度が低い。

析出した鉛の滑らかさと純度は比例関係にある。不純物のほとんどは、陰極の凹凸に浮遊するスライム粒子が付着することによって機械的に混入していると考えられる。表面の粗さの影響は累積的であり、スライム粒子が過剰な電流を引き付け、陰極に塊が生じることがしばしば観察される。同時に採取したサンプルでは、​​鉄陰極の粗い破片には1トンあたり1～2.5オンスの銀が含まれており、鉛板陰極では平均0.25オンス、滑らかさを基準に選別したサンプルではわずか0.04オンスであった。精製鉛のサンプル中の銀の量（頻繁に測定される）の変動は、異なる時期の電解液の濁度の大小によるものではなく、精錬所に新しく入職した作業員によるものである。新人は、隣接する陽極からスライムを剥がさずに陰極を取り外すには、ある程度の経験が必要となる。

各タンクは、4000の電流で供給可能です。276 1 日あたり 750 ポンドの精製鉛、アンペア。この電流を流すのに必要な電圧は、後述するように予想よりも高かった。この理由、および大量のスライムを徹底的に洗浄するための適切な装置が設置されるまで溶液の損失が非常に大きかったため (結果として電解質が弱くなった)、使用された電流は平均約 3000 アンペアであったと思われる。短絡も問題であったが、頻繁な検査と電極の慎重な配置により、この問題は大幅に軽減された。かつて使用されていた溶液の組成は、100 cc あたりグラムで次のとおりであった: Pb、6.07; Sb、0.0192; Fe、0.2490; SiF 6、6.93、および As、微量。流れる電流は 2800 アンペアで、バスバーと接点を含めてタンクあたり平均約 0.44 ボルトであった。その時点での短絡による効率の損失がどの程度であったかは不明である。したがって、この電解質がどのような抵抗値を示したかを判断することは不可能である。

電解液の調製に用いる出発原料として使用される35%フッ化水素酸は、重力によって一連のタンクを通過させ、フッ化ケイ酸鉛に変換される。最上段のタンクには厚さ2フィートの石英層があり、フッ化水素酸はこの層を通過する際にシリカを溶解し、フッ化ケイ酸を生成する。次のタンクには、必要量の白色鉛（炭酸鉛）が加えられ、発泡しながら容易かつ完全に溶解する。シリカと反応しなかった硫酸およびフッ化水素酸は、鉛と結合して硫酸鉛およびフッ化鉛として沈殿する。フッ化ケイ酸鉛は最も溶解度の高い塩の一つであるため、この方法で可能な濃度のいずれにおいても結晶化する危険性はない。得られた鉛溶液は濾過され、重力によって精製タンクに送られる。

トレイルで最初に使われた溶液には、約6パーセントの鉛と15パーセントのフッ化ケイ素が含まれていた。

タンク内の電気抵抗は、同じ溶液に対して計算された値に、接点と導体における電圧損失分を加えた値よりも大きいことが判明した。これは少なくとも部分的には、陽極付近で電解質の自由な動きを阻害する、最大で1/2インチの厚さになる可能性のある粘液層によるものである。電気分解中、SiF6イオンは陽極に向かって移動し、そこで鉛と結合する。鉛と水素は反対方向に移動する。277 方向とスライムからの排出。ただし、鉛イオンは比較的少ないため、陽極付近の溶液は濃度が高まり、中性になる傾向があります。この濃度の増加により、ダイナモの起電力に逆らう分極起電力が発生します。これは、各タンクで約 0.02 ボルトに相当します。より大きな効果は、スライムが飽和している中性溶液の抵抗が大きいことに起因します。したがって、地金が十分に不純でプレートにスライムが付着している場合は、比較的薄い陽極を使用する利点があります。銅精錬所で行われているようにタンクを空にして洗浄する代わりに、陽極でスライムを簡単に除去し、特別なタンクでスクラップから拭き取ることができるという利点があります。

スライムから溶液を洗い流すための適切な装置を用意することが非常に重要です。最初に使用したフィルターは、下に吸引装置が付いた支持された濾過布で構成されていました。少量の水で大量のフッ化ケイ酸塩を洗い流す必要があったため、これで満足のいく仕事をするのは非常に困難でした。現在では、まず通常の電解液でスライムを数回かき混ぜ、沈殿させてから、水で洗い始めます。トレイル工場では、毎日 8 または 10 立方フィートの陽極残渣が生成され、その体積の 90 パーセント以上が溶液です。約 400 平方フィートの総タンク表面積からの蒸発は、1 日あたり約 15 立方フィートにすぎません。したがって、使用する洗浄水は限られた量、つまり蒸発した水を補充し、取り除かれたスライムの体積を加えるのに十分な量だけで済みます。

タンクは厚さ2インチの杉材でできており、ボルトで固定され、ゴム塗料で丁寧に塗装されています。漏れは下部の傾斜板で受け止められます。溶液は重力によってタンク間を循環し、木製のポンプで低い位置から高い位置へと汲み上げられます。各タンク内の22個の陽極は合計で約3トンあり、8～10日で溶解します。通常、陽極1組につき陰極2組が使用されます。300ポンドの陰極を作ることも可能ですが、使用する間隔では短絡が非常に厄介になるため、容量の損失は、プレートの追加と取り外しの手間よりも不利になります。陰極に使用される鉛板は、パラフィン処理された鋼板に約1/16インチの金属を蒸着することによって作られます。278 4つのタンクは、他のタンクと比べてわずかに深いという点だけが異なっている。

陽極には、金、銀、銅、錫、アンチモン、ヒ素、ビスマス、カドミウム、亜鉛、鉄、ニッケル、コバルト、硫黄のいずれか、またはすべての元素が含まれる可能性がある。金、銀、銅、アンチモン、ヒ素、ビスマスは鉛よりも電気陰性度が高いため、おそらく錫とともに金属状態でスライム中に残ると予想される一方、鉄、亜鉛、ニッケル、コバルトは溶解する。錫は鉛に対してニッケルと鉄と同じような関係にあるようで、溶解起電力はほぼ同じであるため、1つの金属として振る舞い、一緒に溶解して析出することができる。鉄は予想に反してわずかにしか溶解せず、スライムには約1パーセント含まれる。このことから、鉄は鉛中にマットの形で存在していると考えられる。ヒ素、アンチモン、ビスマス、銅の溶解起電力は鉛より0.3ボルト以上低い。これらの不純物の粒​​子が、金属接触している鉛より0.3ボルト高い電位を持つ可能性はないため、電流の作用によって溶解する可能性はない。銀と金については、さらに確実に同じことが言える。ビスマスの挙動は興味深く、満足のいくものである。この精製プロセスによって、アンチモンと同様に完全に除去される。鉛を精製する他のプロセスでは、この好ましくない不純物をこれほど完全に除去することはできない。精製された鉛には、0.02～0.03パーセントの錫が検出された。鋳造前に分極処理をすることで、これを鉛から除去することは容易であった。陰極を溶融する際には必ず一定量のドロスが生成され、このドロスの酸化鉛は比較的低い温度で鉛中の錫と反応する。

圧延時に発生する余分なドロスは少量で、鉛の1パーセント未満です。ドロスには鉛よりも多くのアンチモンとヒ素、そしてすべての錫が含まれています。発生するドロスの総量は約4パーセントです。表Iにその組成を示します。

電解液は、鉄と亜鉛のごく一部を除いて、不純物を吸収しない。陽極には亜鉛と可溶性鉄が0.01パーセント含まれており、精製所には1トンあたり150立方フィートの溶液があると推定される。279 毎日鉛が排出されると、1 年で 150 立方フィートの電解液には 93 ポンドの鉄と亜鉛、つまり約 1 パーセントが取り込まれることになる。これらの不純物は、その存在が問題となる前に、これよりもはるかに多く蓄積される可能性がある。電解液を精製する方法はいくつかある。例えば、鉛は硫酸による沈殿で除去でき、フルオロケイ酸は塩とともに沈殿させてフルオロケイ酸ナトリウムとして除去できる。硫酸による蒸留によってフルオロケイ酸を回収することができ、このプロセスは理論的には、フッ素が元々含まれていた蛍石の分解に必要な硫酸の 3 分の 1 しか必要としない。

作業員が鉛中毒の危険にさらされるのは、鉛を溶かして鋳造する工程のみである。この点において、電解法は衛生面で明らかに進歩している。

スライムの処理方法として一般的に用いられているのは、不純物を溶解できる溶液にスライムを懸濁させ、蒸気と空気の噴射によって、銅などの不活性金属との反応および溶解に必要な空気を溶液中に供給するという方法である。不純物がほぼ溶解した後、スライムを濾過し、乾燥させ、ソーダなどの融剤を用いて溶融し、金地金とする。

必要な電力は次のように計算されます。24 時間で 5 アンペアの電流で、タンク 1 つあたり 1 ポンドの鉛が生成されます。鉛 1 トンは 10,000 アンペア日、タンク 1 つあたり 0.35 ボルトで 3,500 ワット日、または 4.7 馬力日となります。タンクでの効率損失を 10 パーセント (流れる電流が示すよりも鉛の生成量は常に少なくなります)、発電機での損失を 8 パーセントとすると、これは約 5.6 馬力日に増加し、さらに電灯やその他の用途を考慮すると、鉛 1 トンあたり約 7 ～ 8 馬力日となります。年間 30 ドルとすると、このコスト項目は鉛 1 トンあたり約 65 セントになります。したがって、これは水力発電にはあまり適していない電気化学プロセスです。

労働コストは亜鉛脱銀プロセスよりも高くはない。労働コスト、利息、および一般経費がほぼ同等であると仮定して、このプロセスとパークスプロセスを比較すると、約1ドル相当の亜鉛と相当量の石炭およびコークスが、約175馬力の電力の損失を伴って廃棄されたことがわかる。280 平均価値がおそらく65セント相当の時間と、電解法で鉛を溶かすための少量の石炭。

しかし、より重要なのは、金、銀、鉛、アンチモン、ビスマスの収量増加と、精製された鉛からビスマスが除去されることによって、金属の価値がより大きく節約されることである。

表II、III、IVは、地金、スライム、精製鉛の組成を示している。

表V、VI、VII、VIIIは、数ポンドから数百ポンドまでのロットについて、実験室で得られた実験結果を示しています。表VIとVIIの結果は、実験を行った企業から提供されたものです。

表I.—ドロスの分析

この滓が採取された鉛の分析については、表IIを参照してください。

いいえ。
表IIの番号。 立方
パーセント パーセント
​ Sb.
パーセント 鉄
パーセント 亜鉛。
1 2 0.0005 0.0003 0.0016 0.0016 なし
2 3 0.0010 0.0008 0.0107 0.0011 「
表II．―地金の分析

いいえ。 鉄
パーセント 立方
パーセント Sb.
パーセント Sn.
パーセント パーセント
​ 農業
パーセント
金パーセント 鉛（
パーセント） 農業
パーセント
金パーセント
1 0.0075 0.1700 0.5400 0.0118 0.1460 1.0962 0.0085 98.0200 319.7 2.49
2 0.0115 0.1500 0.6100 0.0158 0.0960 1.2014 0.0086 97.9068 350.4 2.52
3 0.0070 0.1600 0.4000 0.0474 0.1330 1.0738 0.0123 98.1665 313.2 3.6
4 0.0165 0.1400 0.7000 0.0236 0.3120 0.8914 0.0151 97.9014 260.0 4.42
5 0.0120 0.1400 0.8700 0.0432 0.2260 0.6082 0.0124 98.0882 177.4 3.63
6 0.0055 0.1300 0.7300 0.0316 0.1030 0.6600 0.0106 98.2693 192.5 3.10
7 0.0380 0.3600 0.4030 — tr. 0.7230 0.0180 98.4580 210.9 5.25
表III．粘液の分析結果

鉄
パーセント 立方
パーセント Sb.
パーセント Sn.
パーセント パーセント
​ 鉛（
パーセント） 亜鉛
（％） 2.
パーセント
1.27 8.83 27.10 12.42 28.15 17.05 なし なし
1.12 22.36 21.16 5.40 23.05 10.62 「 「
281

表IV．精製鉛の分析結果

いいえ。 立方
パーセント パーセント
​ Sb.
パーセント 鉄
パーセント 亜鉛
（％） Sn.
パーセント Ag.
Oz. p. T. Ni、Co、Cd。
パーセント。 2.
パーセント
1 0.0006 0.0008 0.0005 — — — — — —
2 0.0003 0.0002 0.0010 0.0010 なし — — — —
3 0.0009 0.0001 0.0009 0.0008 「 — 0.24 — —
4 0.0016 — 0.0017 0.0014 — — 0.47 なし —
5 0.0003 — 0.0060 0.0003 — — 0.22 — —
6 0.0020 — 0.0010 0.0046 — — 0.22 なし —
7 0.0004 なし 0.0066 0.0013 なし 0.0035 0.14 — —
8 0.0004 — 0.0038 0.0004 「 0.0035 0.25 — —
9 0.0005 — 0.0052 0.0004 「 0.0039 0.28 — —
10 0.0003 なし 0.0060 0.0003 「 0.0049 0.43 — —
11 0.0003 「 0.0042 0.0013 「 0.0059 0.32 — —
12 0.0005 「 0.0055 0.0009 「 0.0049 0.22 — —
13 0.0005 「 0.0055 0.0007 「 0.0091 0.11 — —
14 0.0004 「 0.0063 0.0005 「 0.0012 0.14 — —
15 0.0003 「 0.0072 0.0003 「 0.0024 0.24 — —
16 0.0006 「 0.0062 0.0012 「 0.0083 0.22 — —
17 0.0006 「 0.0072 0.0011 — 0.0080 0.23 — —
18 0.0006 「 0.0057 0.0010 — 0.0053 0.34 — —
19 0.0005 「 0.0066 0.0016 — 0.0140 0.38 — —
19 0.0005 「 0.0044 0.0011 — 0.0108 0.35 — —
20 0.0004 「 0.0047 0.0015 — 0.0072 0.22 — —
20 0.0004 「 0.0034 0.0016 — トレース 0.23 — —
21 0.0022 「 0.0010 0.0046 なし 0.0081 0.38 なし なし
表V．―地金および精製鉛の分析結果

農業
パーセント 立方
パーセント Sb.
パーセント 鉛（
パーセント）
地金 0.50 0.31 0.43 98.76
精製鉛 0.0003 0.0007 0.0019 99.9971
表VI．地金および精製鉛の分析結果

立方フィート
/カラット Bi.
Per Ct.
裁判所の規定による。 Sb.
Per Ct. Ag.
Per Ct. Ag.
Per Ct. 金。
オンス。pT Fe.
1 Ct. 亜鉛
（1カラットあたり）
地金 0.75 1.22 0.936 0.6832 358.89 — 1.71 — —
精製鉛 0.0027 0.0037 0.0025 0.0000 — 0.0010 なし 0.0022 0.0018
282

表VII．―地金、精製鉛、およびスライムの分析結果

鉛（
パーセント） 立方
パーセント パーセント
​ Sb.
パーセント Ag.
Oz.pT 農業
パーセント Fe、Zn、Ni、Co
のパーセント。 2.
パーセント
地金 96.73 0.096 0.85 1.42 約275 [51] — — —
精製鉛 — 0.0013 0.00506 0.0028 — 0.00068 0.0027 トレース
スライム
（乾燥サンプル） 9.05 1.9 9.14 29.51 9366.9 — 0.49 トレース
表VIII．―地金、精製鉛、およびスライムの分析結果

鉛（
パーセント） 立方
パーセント 2.
パーセント 農業
パーセント Sb.
パーセント パーセント
​
地金 87.14 1.40 0.14 0.64 4.0 7.4
鉛 — 0.0010 0.0022 — 0.0017 トレース
スライム 10.3 9.3 0.52 4.7 25.32 44.58
283

第10部
製錬所および精製所
284
285

テキサス州エルパソに新設された製錬所
（1902年4月19日）

1901 年 7 月、テキサス州エルパソにあるコンソリデーテッド カンザスシティ製錬精製会社[52]の工場は、火災によりほぼ全焼した。発電所、高炉建屋、高炉は全焼し、その他の建物の一部もひどく損傷した。火災が鎮火するやいなや、旧工場の跡地に新しく近代的で拡張された工場を建設する措置が取られ、旧工場の破壊から 9 か月後の 1902 年 4 月 15 日、新しい高炉が吹き込まれた。再建にあたっては、新しい発電所を他の建物から少し離れた場所に設置することが決定された。高炉はすべて拡張され、新しい鉛炉 (7 基) はそれぞれ約 200 トン/日の処理能力を持つ。これらと 3 基の大型銅炉は、より広い敷地を確保するために新しい場所に設置された。工場全体はあらゆる点で近代的で最新鋭である。興味深い特徴の一つは、ボイラーと焙焼部門の燃料として原油を使用する点である。発電と鉱石の焙焼に、木材、石炭、コークスの代わりにボーモント産の石油を使用する予定であり、これにより相当な経済効果が期待される。

発電所。—発電所はあらゆる点で完成しています。あらゆる意味で複製された発電所であり、機械の故障によって工場を停止する必要は決してありません。ボイラーは7基あり、総出力は1250馬力です。4基の送風機は非常に大きく、毎分30,000立方フィートの自由空気を送風できます。これらは3基のタンデム複式凝縮コーリスエンジンに直結されています。この発電所では、レギュレーターとして機能する10,000立方フィートの小型送風機を駆動する場合を除き、ベルトは使用されていません。発電所には、2基のクロスコンパウンド凝縮ノードバーグ・コーリスエンジンのシャフトに取り付けられた2基の直結直流発電機からなる大規模な中央電力設備が設置されています。286 発電機はプラント全体に動力を伝達し、サンプリング設備、ブリケット製造機械、ポンプ、ホイスト、モーター、車両などを稼働させ、旧プラントで使用されていた小型蒸気機関や蒸気ポンプをすべて置き換えています。発電所には2つの凝縮システムが備えられています。1つは大型のウィーラー表面凝縮器、もう1つはワージントン中央高架ジェット凝縮器です。表面凝縮器は、水質が悪くボイラーで使用できない短期間に使用されます。残りの期間はジェット凝縮器が稼働し、表面凝縮器は清掃されます。表面凝縮器で凝縮された蒸気は、必要な追加水とともに、表面凝縮器が使用されているときに直接ボイラーに戻されます。発電所は鉄とレンガ造りで、床は鉄とセメントでできており、全体が完全に耐火構造になっています。移動式クレーンが備えられており、発電所の他のすべての部分と同様に、あらゆる点で完全なものにするために費用を惜しみませんでした。発電機からの主導線はトンネルを通ってレンガと鋼鉄製の避雷器室に入り、そこから各種配電線が発電所の各所へと伸びている。

高炉― 鉛用大型高炉が7基あり、それぞれ1日あたり200～250トンの装入能力を持ち、銅用大型高炉が3基あり、それぞれ1日あたり250～300トンの装入能力を持つ。すべての高炉は1つの鋼鉄製の耐火建屋内に収容されており、鉛用高炉は片側に、銅用高炉はもう一方の端に位置している。各高炉には独立した煙道システムと煙突が備えられている。これらの高炉への装入には全く新しいシステムが考案されており、路面電車用モーターとコントローラー、第三軌条方式で駆動される6トンの装入貨車から構成されている。装入貨車は鉱床、石灰岩、コークス貯蔵所で装入物を積み込み、15トンの油圧式エレベーターに乗せられる。その後、高炉の頂上まで38フィート（約11.6メートル）上昇し、装入扉まで高炉の上を移動し、そこから装入物が直接高炉に投入される。このシステムにより、2人の作業員で1日あたり約1000トンの装入物を取り扱うことができる。銅炉への原料投入には、鉛炉と同じシステムと車両が使用されるが、銅炉は鉛炉よりもかなり低い位置にあるため、原料は大きなホッパーに投入され、そこから銅炉の原料投入フロアにいる作業員によって銅炉に供給される。

287

ユタ州マレーに建設されたアメリカン・スメルティング・アンド・リファイニング社の新工場　ウォルター
・レントン・インガルス著
（1902年6月28日）

マレーはソルトレイクシティの南数マイルに位置し、路面電車でソルトレイクシティと結ばれている。新工場は路面電車の終点から数百ヤード以内の場所にあり、現在ソルトレイクの鉛製錬工場で唯一稼働している旧ゲルマニア工場に隣接している。新工場は、米国における銀鉛製錬の最新鋭施設であり、設計者が過去のほぼすべての施設で得られた成果を参考にできたことから、この業界における最高の経験を体現していると言えるため、特に注目に値する。しかしながら、製法に根本的な変更はなく、斬新な点は全体的な計画よりもむしろ細部に見られる。

新工場は平坦な土地に建設されており、高炉のすぐ前を除いて、傾斜地や段丘状の地盤を探したり利用したりする試みは一切行われていない。高炉のすぐ前では、炉室の床からスラグ置き場まで数フィートの落差があり、スラグ噴出口の下に大型のマット沈殿箱を設置するスペースが確保されている。スラグ置き場のさらに奥にある低い段丘は、便利な投棄場となっている。それ以外の場所では、工場内で必要な高さは機械式リフトによって確保され、鉱石、融剤、石炭はほぼすべて傾斜路と架台によって搬入される。

この工場は基本的に焙焼部門と製錬部門の2つの部分から構成されています。焙焼部門は粉砕機と2つの炉棟からなり、1つはブリュックナー炉、もう1つは手動式反射炉を備えています。反射炉は標準的な設計ですが、その優れた構造が特筆に値します。実際、工場の他のほぼすべての部分にも同様の賞賛が贈られ、明らかに費用を惜しまずに建設されています。288 経済的な根拠は偽りである。焙焼炉は長い鉄骨造りの建物の中にあり、通常の方式で建物の長軸に対して直角に配置されている。供給端では、工場の主煙突につながる大きな集塵煙道とつながっている。鉱石は炉の上を通るトロッコで運ばれ、ホッパーを通して炉に投入される。炉には焙焼炉床のみがある。燃焼室は段付き火格子と密閉式灰受けを備え、炉の端にあるホッパーを通して供給される。石炭は、建物の側面と平行な架台で切り替えられる鉄道貨車からすぐ近くに投棄される。この側面は閉じられていない。これにより、建物の全長にわたる屋根の大きな開口部とともに、十分な採光と換気が確保される。建物の床はコンクリートである。焙焼された鉱石は、炉の下を通る地下トロッコを走る貨車に落とされる。この路面電車の終点には傾斜路があり、そこで車両が引き上げられ、その後、レンガ製の容器に排出される。容器から標準軌の鉄道貨車に積み込まれ、製錬部門へと運ばれる。ブリュックナー炉からの焙焼鉱石も同様の方法で処理される。ブリュックナー炉への石炭と鉱石の搬入、および炉の一般的な設置方法は、反射炉に関連して用いられる方法と類似している。

製錬部門の中心となるのは高炉棟で、8基の炉から構成されており、各炉は羽口部で48インチ×160インチの大きさです。全体的な設計は、リードビルのアーカンソーバレー製錬所のものと似ています。片側に10本の羽口があり、各ジャケットの中央を1本の羽口が貫通しています。ジャケットは鋳鉄製で幅は16インチ、長さは6フィートと非常に長いです。炉は非常に高く、機械装入方式で配置されており、長方形のレンガ造りの排出口が集塵室につながっています。集塵室は高炉棟の後ろに広がっています。高炉棟は完全に鋼鉄製で、上階は鋼鉄製のI形梁の上に鉄板が敷かれ、下階の上段テラスも鉄板で覆われています。前述のように、下階は炉の前で一段下がっていますが、各炉の両側には出銑口へのアクセスを確保するための拡張部があります。後者の高さは下段テラスよりも高く、大きなマットの沈殿箱のためのスペースがあり、マット289 後者から切り出された溶鉱炉は地上階のポットに流れ込み、古い工場の一部に見られるような不便なピットをなくしている。デンバー・エンジニアリング・ワークス社が建設した高炉の構造は、あらゆる点で素晴らしい。8基の高炉は、中心間隔が約30フィートで一列に並んでいる。主要な空気管と水管は、高炉の後ろに張り巡らされている。マット沈殿箱からのスラグは、小型機関車で搬送される単槽式のネスミスポットに溢れる。汚れたスラグは、連続パンコンベアによって炉室の後ろにあるレンガ張りの円筒形鋼製タンクに戻され、そこから再装入に必要な分だけシュートを通して引き出される。

装入物は、炉室のすぐ後ろの地上階で準備されます。鉱石とフラックスは架台で運び込まれ、そこから鉱石はベッドに、フラックスは高架の貯蔵庫に積み下ろされます。これらはすべて屋外にあり、装入物を準備して炉へ向かう貨車に積み込むための小さな小屋が2つあるだけです。炉へは2つの傾斜路があります。傾斜路の頂上では、貨車は搬送台車に載せられ、それによって一連の炉のどの炉にも移動できます。

炉室の後ろに伸びる集塵煙道は、地表下の切り通しにあるトロッコ軌道上の車両に集塵物を排出するように配置されている。このレンガ造りの煙道は、煙突につながる主煙道と接続している。主煙道は通常の方法で鉄骨フレームの上に敷設されたコンクリート製で、非常に大きい。一定の距離にわたって3本ずつ設置され、その後ほぼ直角に曲がり、2本の煙道が煙突へと続いている。適切な箇所には、清掃したい煙道の一部を切り取るために、垂直に回転する鋼板製の大きなダンパーが設置されている。各煙道には、通常は鋼鉄製の扉で閉じられている開口部があり、内部に出入りできるようになっている。煙道は単純なトンネルで、特定の場所で横方向に伸びるアーチ状の通路以外に、隔壁やその他の障害物はない。煙突はレンガ造りで、断面は円形、直径20フィート、高さ225フィートである。これは、ボイラー室の煙突を除けば、工場内で唯一の煙突である。

ボイラー室には、内部燃焼式の波形火室ボイラーが8基設置されている。これらは2列に並び、290 正面。列の間には、石炭貯蔵庫があり、そこから石炭がアメリカ製のストーカーのホッパーに直接引き込まれ、ボイラーに供給されます。ボイラー室に隣接して機関室があります。機関室はレンガ造りの建物で、非常に広々としており、明るく風通しが良いです。機関室には、高炉用の2基のクロスコンパウンド水平型アリス・チャルマーズ（ディクソン）送風機と、工場のさまざまな部分で必要とされる電力を生成するための2基の直結型発電機が設置されています。ホワイティング鋳造設備会社が製造した移動式クレーンが機関室を横断しています。機関室のすぐ近くには、設備の整った機械工場があります。その他の重要な建物としては、サンプリングミルと煙道ダストブリケットミルがあります。

新工場の特筆すべき特徴は、鉱石置き場やトロッコ輸送が行われるその他の場所に、砕石スラグを敷き詰めたコンクリート舗装がふんだんに用いられている点である。焙焼炉棟の床も同じ素材でできており、驚くほど滑らかな表面を実現するだけでなく、耐久性にも優れている。工場全体は、サービス用トロッコ線と標準軌の支線が整備されており、明らかに人手をできる限り減らすことを目的としている。

291

ユタ州マレー製錬所[53]
O. プファール著
（1906年5月26日）

この工場は1902年6月から操業しており、800人の従業員を雇用しています。月間生産量は、加工鉛約4000トンと鉛銅マット（鉛12%、銅45%）約700トンです。加工鉛はオマハの精錬所へ、マットはコロラド州プエブロへ送られます。鉱石の大部分はユタ州産ですが、それに加えて、より高品位の鉛鉱石はアイダホ州から、金を含む鉱石はネバダ州から調達しています。

試料採取にはヴェジン装置を用い、3回の工程でそれぞれ5分の1ずつ切り出し、その都度粉砕を行う。3回目の装置で採取した試料は元の鉱石の625分の1となる。試料はコーヒーミルでさらに粉砕した後、リッフルを用いて手作業でさらに細かくする。最終的な試料は80メッシュのふるいを通過するように粉砕するが、金鉱石は120メッシュのふるいを通す。

製錬工程の手順は以下のとおりです。低品位鉱石を反射炉とブリュックナーシリンダーで焙焼します。未焙焼鉱石と焙焼鉱石を混合し、水ジャケット付き高炉で製錬して、鉛マットと鉛銅マット（後者は鉛15％、銅10～12％）を製造します。硫黄22％を含む粉砕マットを反射炉で硫黄含有量を¾％まで焙焼します。焙焼マットを酸性フラックスとともに高炉で製錬し、銅45％、鉛12％のマットを製造します。

ブリュックナー炉で焙焼されるのは黄鉄鉱鉱石のみで、鉛鉱石とマットは反射炉で焙焼される。1基のブリュックナー炉（計20基）は、それぞれ24時間で8～12トンの鉱石を硫黄分5.5～6%まで焙焼し、石炭消費量は2トンである。装入量は24トン。炉は40分で1回転する。292 通風と排出には、40ポンドの圧力の蒸気がパイプを通して吹き込まれます。しかし、このため、煙道粉塵の量が投入鉱石の10～15パーセントに増加しました。10基の炉には、1人の作業員と1人の助手が付き、8時間交代で作業しています。装入物の点火と取り出しには5人の作業員が必要です。

ブリュックナー炉と反射炉からのガスは、断面が14×14フィート、長さ600フィートのレンガ造りのコンクリート製アーチを持つ集塵煙道に流れ込みます。煙突（高さ225フィート、直径20フィート）の中で、これらのガスは温度がわずか60度のシャフト炉のガスと合流します。

反射炉は12基あり、炉床の長さは60フィート、幅は16フィートです。これらの炉は24時間で14トンの鉱石（または13トンのマット）を硫黄分3.5～4パーセントまで焙焼し、装入物の重量に対して32～34パーセントの石炭を消費します。炉の両側には12個の作業扉があります。平らな火格子で燃焼される小粒の石炭（ワイオミング州ロックスプリングス産）は、灰分5パーセント、水分3～5パーセントを含んでいます。焙焼された製品は、通常は鉄板で閉じられている炉床の開口部から、電動で自動傾斜面を上昇するトロッコに投入されます。トロッコの内容物はシュートに傾けられ、水を散布して冷却されます。ここから焙焼されたマットは30トンのトロッコで高炉に運ばれます。焙焼された鉱石は鉱石貯蔵庫に投入される。

高炉は 8 基あり、送風口での寸法は 48 × 160 インチで、長辺の両側に 10 基ずつあります。送風口からガス出口までの高さは 20 フィート、そこから喉部までの高さは 6 フィートです。送風口から床までの距離は 4 フィートです。基部は水冷式です。炉の水ジャケットの高さは 6 フィートです。送風口 (4 インチ) には、炉ガスが送風管に入らないようにするための Eilers 自動装置が備えられています。送風圧力は 34 オンスです。炉には Arents 鉛ウェルが備えられており、るつぼには約 30 トンの鉛が入ります。スラグとマットは、レンガで裏打ちされた前炉 (8 × 3 フィート、深さ 4 フィート) に流れ込み、そこからスラグは 30 立方フィートのポットに流れ込みます。マットは車輪付きの平らな丸いパンに叩き落とされる。

原料は電気によって供給フロアまで搬送される。炉への原料投入量は8000ポンドで、コークスが12％、そして原料投入量の重量に対して30％の「シェル」（スラグ）が含まれている。293 時には、コークスとスラグを除いた（湿った）原料を、1基の炉で24時間で230トンも処理したことがある。1904年9月のある月には、4万トンの原料が処理され、これは1基あたり1日平均166トンに相当する。

原料中の鉛の含有量は平均で13～14パーセントです。融剤として添加される石灰石は、工場からそう遠くない場所で採掘されます。使用されるコークスは、一部はユタ州産のごく普通の品質のもので、一部は東部産のより良質のもので、灰分は9～10パーセントです。マットは10パーセントです。スラグには、鉛が0.6～0.7パーセント、銅が0.1～0.15パーセント含まれています。スラグの組成はおおよそ次のとおりです。シリカ36パーセント、鉄23パーセント（FeO 29.57パーセントに相当）、石灰23パーセント、亜鉛3.8パーセント、アルミナ4パーセント。

溶融鉛は、溶融状態のまま炉から容量30トンの釜に移送され、そこで不純物が除去された後、シュタイツサイフォンを通して鋳型に流し込まれる。ただし、その前に、特殊な取鍋を用いて5.5ポンドのサンプルが取り出され、プレートに流し込まれる。このプレートから、貴金属の分析のために4箇所から0.5アトグラムのサンプルが打ち抜かれる。

煙道ダストを沈殿させる目的で、高炉ガスはレンガ造りのチャンバーに送られ、そこで重い粒子が大量に沈殿する。ここからガスは直径18フィートのL字型鉄管を通って、断面積256平方フィート、全長2000フィートのモニエ煙道へと送られる。煙道の一部もレンガ造りである。ガスは225フィートの煙突に入る直前に高温の焙焼ガスと合流する。最初に沈殿した高炉ダストの部分には銀が1トンあたり22オンス含まれているが、煙突に近い部分で回収されたものにはわずか8オンスしか含まれていない。煙道ダストは少量の石灰とともにブリケット化され、乾燥後、高炉に戻される。

294

プエブロの鉛製錬所[54]
O. プファール著
（1906年5月12日）

プエブロ工場では、鉛含有率が10%を超える鉱石は焙焼せず、そのまま原料として投入されます。焙焼が必要な鉱石については、5基のブリュックナー炉が使用されています。投入量は24トンで、焙焼時間は48～60時間です。炉は1分間に1回転し、硫黄含有率を6%まで焙焼します。また、オハラ炉が2基あり、それぞれ1日あたり25トンを焙焼します。さらに、長さ75フィートの反射炉が10基あり、それぞれ1日あたり15トンの鉱石を焙焼し、硫黄含有率を4%まで下げます。

製錬用の原料は、焙焼鉱石、アイダホ産鉛鉱石、クリップルクリーク産金鉱石、ブリケット状の煙道ダスト、スラグ、石灰石から作られます。水ジャケット式炉が7基あり、各炉は1日あたり150トンの原料を製錬します。炉には18本の送風口があり、送風圧力は34オンス、送風口の断面積は48×148インチです。原料は4トン積載可能なトロッコによって機械的に投入されます。

鉛の生産量は炉1基あたり11～15トンである。少量生産されるマットには、鉛が8～12％、銅も同率含まれている。マットはロールで粉砕され、反射炉で焙焼され、シリカを豊富に含む鉱石とともに製錬される。この段階で得られるマットは銅を45～50％含有しており、さらに精製してブリスター銅にするために出荷される。

加工用鉛は鉄製の釜で再溶解して精製され、銅を含む滓はハワードプレスで乾燥圧搾され、高炉に送られる。加工用鉛はネブラスカ州オマハまたはニュージャージー州パースアンボイの精錬所に送られる。

煙突の粉塵を収集するために、排ガスは長いレンガ造りの煙突を通されます。煙突は高さ150～200フィート、直径15フィートです。地上75フィートの高さに立っています。295 高炉。発生する煙道粉塵は比較的少量（装入量の0.9％）で、微粉鉱石と5％の濃い石灰ペーストとともにブリケット状に成形される。このためにホワイトプレスが使用され、一度に6個のブリケットを製造し、1時間あたり10トンの処理能力を持つ。

アメリカ製錬精製会社の複数の工場における、5ヶ月連続の集計結果に基づくと、排煙中の粉塵の割合は以下のとおりです。

グローブ工場、デンバー 0.5% 告訴の。
プエブロ工場、プエブロ 0.9% 」
アイラーズ工場、プエブロ 0.5% 」
イーストヘレナ工場、ヘレナ 0.3% 」
アーカンソーバレー工場、リードビル 0.2% 」
マレー工場、ユタ州マレー 1.2% 」
使用される燃料は、品質が極めて中程度である。コークス（蜂の巣型炉産）は最大17％の灰分を含み、石炭は10～18％の灰分を含む。月間生産量は、加工用鉛2300トンと銅マット（銅含有率45～50％）150トンである。

アイラーズ工場では、高品位なアイダホ鉱石を除くすべての硫化物鉱石が、長さ60～70フィートの反射炉15基で、硫黄含有量5～7％まで焙焼される。各炉は24時間あたり15トンを焙焼し、6回の投入で処理される。

煙道ダストは、細かいクリップルクリーク鉱石、カンザス州アルゼンチン産の黄鉄鉱シンダー、シリカを豊富に含むクリード鉱石、および10パーセントの石灰とともにブリケット化されます。亜鉛製錬所（US Zinc Company）からの残渣（鉛を約10パーセント含む月600トン）は、この工場に運ばれ、高炉に直接送られます。高炉は6基あり、それぞれ18本の羽口があり、24時間あたり160～180トンの装入物を処理します。装入物には、平均して鉱石中に10パーセントの鉛と10パーセントのコークスが含まれています。高炉の月平均生産量は、プエブロ工場で精製される約360トンの加工鉛です。高炉への装入は手作業で行われます。スラグの30パーセントは、シェルなどの形で装入物に戻されます。採掘用鉛の月間生産量は2000トンで、1トンあたり銀150オンス、金2～6オンスを含有している。

マットの総量は約8.3％で、銅を12％含有している。これを濃縮して銅含有率を45％まで高め、精錬してブリスター銅を生産するために出荷される（月間150トン）。

296

アメリカ製錬精製会社のパースアンボイ工場[55]
O. プファール著
（1906年1月27日）

これらの工場は1895年にグッゲンハイム製錬会社によって建設されました。スタテン島の南端の対岸、ラリタン湾に位置し、陸路と水路の両方で優れた輸送便に恵まれた場所にあります。加工される原料は、主に米国とメキシコにある同社の製錬所から供給される、銀と金を含む鉛の地金と銅の粗製品です。銀鉱石は南米から輸入されます。メキシコと南米からの鉱石と卑金属は、同社の蒸気船（アメリカン・スメルターズ・スチームシップ・カンパニー）によってパースアンボイに運ばれます。

鉱石製錬。—南米産の銀鉱石（アンチモンと多量の銀、方鉛鉱、鉄および銅黄鉄鉱を含む）はロールで粉砕され、長さ70フィート、幅15フィート（内寸）の反射炉11基で26パーセントから3パーセントまでSまで焙焼される。次に、アイダホ産の高品位方鉛鉱、黄鉄鉱の燃え殻、リサージ、銅のすくい取り、脱銀工程の残渣、石灰石と混合され、装入鉱石中の12パーセントのコークスを使用して、3基の水ジャケット炉でワーク鉛と鉛銅マット用に製錬される。これらの炉のうち1基には12本の羽口がある。送風口での断面寸法は42×96インチ、装入レベルでは6フィート3インチ×8フィートです。装入高さは16フィートです。他の2基の炉はそれぞれ16本の送風口を持ち、送風口での断面寸法は44インチ×128インチ、装入レベルでは6フィート6インチ×12フィート、装入高さは16フィートです。炉は1平方インチあたり35オンスの送風圧力で運転されます。スロート部でのガスの温度は、コロンビア記録温度計で測定したところ140°F（60°C）でした。297 非常に良好です。これらの炉は、それぞれ24時間あたり100～120トンと130～140トンの原料を還元します。また、焙焼マットの濃縮にも使用されます。

銅精錬。粗銅は、合計日量125トンの処理能力を持つ2基の炉で溶解され、ウォーカー鋳造機によって陽極に成形される。一度に26個の陽極が冷却容器から取り出され、電解工場に運ばれる。

電解プラントは2つのシステムから構成され、それぞれ408個の槽を備えています。電流は2台の発電機によって供給され、各発電機は105ボルトで4700アンペアの電流を供給します。陰極は14日間電解槽に浸されます。残留陽極の重量は15パーセントです。

陽極泥は、クロム（デ・ラマー銅精錬会社）と同様に、地下室の貯水槽に流し込まれ、同様の方法で洗浄、乾燥、精製される。

陰極の溶解には、24時間あたり75トンの処理能力を持つ反射炉が2基設置されている。線材とインゴットはウォーカー社製の鋳造機で鋳造される。精製銅の生産量は月間約3200トンである。

硫酸銅の製造。—電解工程から取り出した電解液を精製し、銅の粒を加えて硫酸銅を製造する。この銅粒は、鉛の精製過程で副産物として得られるマットを反射炉で製造する。こうして、月に約200トンの硫酸銅が生産される。製造工程は、ドイツのハルツ山地にあるオーカー工場と同じである。結晶は洗浄、乾燥され、丈夫な木樽に詰められる。

鉛の精錬。—メキシコ産の鉛原石の精錬は、税関職員の監督下で行われる。無税で輸入された鉛は、再び輸出されなければならない。各鉛棒から、棒の半分までパンチを挿入して、上下からサンプルを切り出す。鉛の精錬には、炉床が17フィート9インチ×12フィート6インチ、平均深さが14インチ、火格子面積が2フィート6インチ×6フィートの容量60トンの反射炉が4基ある。これらに加えて、炉床が19フィート7½インチ×9フィート6インチ、平均深さが18インチ、火格子面積が3フィート×6フィートの容量80トンの炉が1基ある。

軟化した鉛の脱銀には、容量60トン、直径10フィート3インチ、深さ39インチの釜が5基あります。亜鉛はハワード社製の機械式攪拌機で攪拌され、298 スカムはハワードプレスで圧搾され、非常に乾燥したスカムが得られる。このスカムは、まだ温かいうちに、容易に粉砕されてレトルト容器に送られる。

脱銀処理された鉛は、5基の反射炉で精製される。うち4基は50トン、残りの1基は65トンの処理能力を持つ。脱銀処理された鉛の生産量は月間5000～5500トンである。

亜鉛の結晶の蒸留は、18基の石油燃焼式Faber du Faur傾斜炉で行われます。各レトルトには、1200ポンドの粉砕された結晶と少量の木炭が投入されます。蒸留は6～7時間続きます。1回の投入で50ガロンの石油残渣が消費されます。石油は圧縮空気噴霧器で炉内に吹き込まれます。移動式支持台で動く凝縮器を取り外した後、銀鉛は傾斜レトルトから直接イギリス式キュペル炉に注ぎ込まれます。7基のキュペル炉（マグネシアライニング、可動式試験器付き）が使用されており、それぞれ24時間で4.5～5トンの結晶金属を処理します。炉は水ジャケット式です。送風は蒸気ジェットによって行われます。24時間で3トンの石炭が使用されます。

金銀分離。—ドレバーは、メビウス法による電解分離のために陽極に鋳造されます。この工場は、24の部門に分かれた144の電解槽で構成されています。電解浴の平均組成は、1リットルあたり10%の遊離硝酸、17グラムの銀、35～40グラムの銅であると言われています。電流は62kWのダイナモによって供給されます。1つの電解槽は1.75ボルトで260アンペアを消費します。1kWで24時間あたり1600オンスの純銀が得られます。銀の1日の生産量はほぼ10万オンスで、他の工場ではこれを超えるものはありません。各部門では常に約300万ドル相当の金属が保管されています。

299

アメリカ製錬精製会社の国立工場[56]
O. プファール著
（1906年4月14日）

イリノイ州サウスシカゴにあるこの工場は、鉛の地金を精製しています。工場には4基の反射炉があり、それぞれ100トン、80トン、30トンの原料を処理できます。小型炉のうち1基は解体され、その跡地に120トンの炉が建設される予定です。炉の燃料には、灰分11%を含むイリノイ州南部産の石炭が使用されています。

地金を軟化させる際、1回の処理時間は10時間である。最初に採取されるのは銅を多く含む滓で、続いてアンチモンを含む沈殿物とリサージが採取される。

銅の滓は、ウィスコンシン産のガレナ（鉛80%含有）とともに小型反射炉で溶解され、加工用鉛と鉛銅マットが作られます。後者のマットには銅が約35%含まれています。このマットは焙焼マットの添加により銅が55%に濃縮され、最終的に反射炉で粗銅（95%）に加工されます。このようにして生産された銅はすべて、銀を析出させるための分離工程で使用されます。アンチモンのスキミングは、コークスの燃え殻とともに反射炉で製錬され、鉛とアンチモンを多く含むスラグが作られます。このスラグは、高さ14フィート、送風口が8つある小型高炉で硬質鉛（アンチモン27%、銅0.5%、ヒ素0.5%）に還元されます。

軟化した鉛は鋳鉄製の脱銀釜に移され、通常は200回以上の処理に耐え、まれに300回も使用されることもある。脱銀には、コロラド州プエブロ産の亜鉛を2回に分けて加え、ハワード攪拌機で攪拌する。1回目の添加後には鉛中に1トンあたり7オンスの銀が残り、2回目の添加後にはわずか0.2オンスとなる。最初の沈殿物は圧搾される。300 ハワードプレスで蒸留し、2番目の蒸留液を注ぎ出して次の蒸留液に加える。ハワード攪拌機は釜の上に吊り下げられた小型蒸気機関で駆動し、ハワードプレスは圧縮空気で駆動する。

亜鉛スカムの蒸留には、石油残渣で加熱されるFaber du Faur傾斜式レトルト12基が使用される。銀含有鉛（銀9.6%含有）はレトルトから耐火レンガで内張りされたパンに移され、車輪でキュペリング炉まで運ばれ、圧縮空気シリンダーによって持ち上げられ、溶融物が短い樋を通してキュペリング炉上に排出される。キュペリング炉は水冷式の英国式で、石炭と下部送風で加熱される。補強リブ付きの鋳鉄製試験リングは、わずかに湾曲した水冷式の2ピース構造で、角が丸みを帯びた長方形で、車輪に取り付けられている。炉床の材質は泥灰土である。

作業が進むにつれて銀を含む鉛が加えられ、最後に傾斜した試験槽からドレ地金が厚い棒状（1100オンス）に注ぎ込まれ、分割される。

脱銀された鉛は、28トン（4～5時間）と80～90トン（8～10時間）の装入量で精製され、4～8本の1/2インチ鉄管を通して蒸気が導入される。最初のすくい取りにはかなりの量のアンチモンが含まれているため、高炉でアンチモンスラグを還元する際に装入物に加えられる。リサージは反射炉で処理され、2級鉛となる。精製された鉛は釜に注ぎ出され、そこからサイフォンを通して棒状に鋳造される。

金地金の分離は、60 度の硫酸で溶解するねずみ鋳鉄製のタンクで行われます。蒸気から凝縮した 40 度の硫酸は、鉛製の鍋で濃度を調整します。わずかに温められた 2 番目のより大きなタンクでは、硫酸塩の酸性溶液から少量の金が析出します。次に、この溶液は（圧縮空気の助けを借りて）大きな沈殿タンクに移され、水で希釈されます。ここで蒸気で加熱され、硬鉛で覆われた鉄製のフックから溶液中に吊り下げられた銅板（18 × 8 × 1 インチの板 125 枚）によって銀が急速に沈殿します。沈殿後、硫酸塩溶液はサイフォンで取り除かれ、銀は二重底を備えた槽で洗浄され、木製のシャベルで取り出され、10 × 10 × 6 インチのケーキ状に圧縮されます。

301

精錬は、石油残渣を燃料とするキュペリング炉で行われ、硝石が加えられ、粉末レンガによってスラグが除去されます。最後のスラグが除去された後、銀（純度0.999）は木炭の層の下で20分間溶融状態に保たれ、その後、石油の炎で黒く塗られた鉄製の鋳型に鋳造されます。銀塊の重量は約1100オンスです。

金は数回に分けて新しい酸で煮沸され、洗浄・乾燥後、少量のソーダとともに黒鉛るつぼで溶かされる。純度は99.5％である。

銀の沈殿物から得られた苛性ソーダは、清澄化後、蒸気コイルを用いて鉛製の鍋で40°Bまで蒸発させ、結晶化槽に移される。最初の生成物は水に溶解され、溶液の濃度を40°Bまで上げて結晶化させる。得られた純度の高い結晶は粉砕され、遠心分離装置で洗浄および乾燥される。その後、粒の大きさに応じて2等分して木樽にふるい分け、詰められる。非常に細かい物質は再び槽に戻される。最初の強酸性母液から、鉛製の鍋で濃縮して60°Bの酸が作られ、これが分離操作に使用される。

302

アメリカ製錬精製会社のイーストヘレナ工場[57]
O. プファール著
（1906年4月28日）

これらの工場の月間生産量は、ベース地金約1500トン（1トンあたり銀150オンス、金4～6オンス含有）と、銅含有率45％のマット200トンである。ベース地金はサウスシカゴへ、マットはプエブロへ出荷される。

鉱石の焙焼は、8基の反射炉と16基のブリュックナー炉からなる2つの炉群で行われ、得られる製品は平均して鉛20％、硫黄3％を含む。高炉への装入物は、焙焼鉱石、高品位方鉛鉱、銀含有赤鉄鉱、ブリケット状の煙道粉塵、炉自体から発生するスラグ（殻）、鉛のすくい取り、鉄くず、石灰石から構成される。

4トンの原料はローラーを通して低床台車に投入され、その後電動モーターによって傾斜面を上って装入ギャラリーまで引き上げられ、炉内に投入される。

2基の長方形高炉（アイラーズ型）は、長辺にそれぞれ8本の羽口があり、高さ6フィートの鋳鉄製水ジャケットを備えている。送風は40オンスの圧力で行われる。鉛はサイフォンタップを通して冷却釜に排出される。炉には、マットとスラグを分離するための大きな前炉がある。スラグは、合計容量14立方フィートの2ポット式ネスミストラックで受け取られる。これらのトラックは電気機関車で廃棄場まで牽引される。シェルは装入物とともに炉に戻される。

マット（銅約6％、鉛約6％）は鉄製の鋳型に流し込まれ、冷却後、0.25インチの大きさに粉砕され、反射炉で焙焼され、焙焼鉱石とともに15％マットとして製錬される。後者は粉砕、焙焼され、別々に製錬される。303 珪質鉱石を45パーセントのマットに加工し、その後プエブロに送ってブリスター銅に加工する。生成される少量のスラグは砕かれ、装入物とともに高炉に戻される。スラグには1トンあたり0.5～0.8パーセントの鉛と0.5オンスの銀が含まれている。

304

アメリカ製錬精製会社のグローブ工場[58]
O. プファール著
（1905年5月5日）

この工場では、月間1800トンの地金と、銅を45～52％含む鉛銅マット200トンを生産しています。製錬される鉱石は主にコロラド州産ですが、クール・ダレーン産の方鉛鉱やその他の供給源も含まれています。石灰石はデンバーから14マイル離れた場所で採掘され、コークスと石炭はコロラド州トリニダードから運ばれてきます。

スライム、精鉱、および高品位なアイダホ鉱石を除くすべての硫化物は焙焼される。焙焼には以下のものが含まれる。

（１）反射炉が１５基あり、そのうち５基は外寸が６０×１４フィート、残りの１０基は外寸が８０×１６フィートである。２４時間で、これらの炉は平均４４００ポンド（乾燥鉱石換算２．１５トン）の湿った鉱石を６回焙焼し、硫黄分を２８〜３０％から３〜４％まで下げる。各炉には３人の作業員が１２時間交代で勤務し、火起こし係は２．７５ドル、焙焼係は２．３０ドルの賃金を得る。

（２）長さ90フィートのブラウン・オハラ炉２基、炉床２つ、小型焼結炉が付属。長辺にそれぞれ３つの火格子があり、それぞれ２４時間で２６トンの鉱石を硫黄分¾パーセントまで焙焼する。

（３）ブリュックナー炉１２基。各炉は２４トンの原料を投入でき、下部送風方式を採用し、蒸気ジェットによってシリンダー内に空気が供給される。鉱石の亜鉛含有量に応じて焙焼時間は７０〜９０時間で、炉は１時間に１回転する。ブリュックナー炉で焙焼された製品は、微粉鉱石、煙道ダスト、石灰とともにブリケット状に圧縮される。

製錬は、16本の羽口を備えた7基の高炉で行われ、送風圧力は2ポンド、炉の高さは18フィート6インチ、羽口部分の断面は42×144インチです。装入量は、スラグとコークスを除いて120～150トンです。スラグとマットは305 それらはまとめて二重ボウルのネスミス貨車に注ぎ込まれ、電気機関車で反射炉（炉床20×12フィート）まで運ばれ、そこで14～15トンずつ数時間かけて液状のままにされ、完全な分離が行われる。この工程で少量の加工鉛が得られ、マットは1トン容量の鋳鉄製パンに注ぎ込まれ、鉛0.5～0.6％、銀0.6～0.7オンスのスラグは5トンのポットで廃棄場に運ばれる。

マットは細かく砕かれ、0.25インチの大きさに粉砕された後、反射炉で焙焼され、銅含有率45～52％のマットとして製錬され、さらに加工してブリスター銅にするために出荷される。粗マットには、銅10～12％、鉛12～15％、銀40オンス、金0.05オンスが含まれている。

高炉のサイフォンタップから、加工用鉛は容量33トンの鋳鉄製釜に移送される。ここで銅の滓が除去され、10分間蒸気を導入して金属が混合され、サンプルが採取された後、サイフォンを通して鉛が棒状に鋳造される。この鉛には約2パーセントのアンチモン、200オンスの銀、8オンスの金が含まれている。この製品はオマハで精製される。

高炉ガスは長さ1200フィートの煙道を通ってバグハウスに入り、そこで長さ30フィート、直径18インチの綿製バッグ4000個を通してろ過されます。これらのバッグは6時間ごとに振とうされます。床に落ちた物質は、その場で燃焼、焼結され、再び高炉に戻されます。

機関室にはコナーズビル製の送風機が4基設置されており、そのうち2基は8号機、残りの2基は7号機である。各高炉は毎分45,000立方フィートの空気を必要とする。

この工場では450人の男性が雇用されており、彼らの賃金（10～12時間勤務）は2～3ドルである。

306

スペインにおける鉛精錬
　ヒャルマル・エリクソン著
（1903年11月14日）

私がスペイン南東部の大きな鉛精錬所で数年間働いていた際に集めたメモは、優れた仕事ぶりを示すというよりは、現代の製錬法で得られた結果と、おそらく今日見られる最も原始的な製錬法で得られた結果を比較する上で興味深いものです。これから説明する製錬所は、スペイン全体の典型的な例と言えるでしょう。私の知る限り、例外はマサロンにある大規模製錬所で、最新鋭の設備が各工程に導入されています。また、アルメリアにある小規模製錬所も良好な状態を保っており、リナレスでは炭酸塩の反射製錬が行われています。ただし、鉄と機械が非常に高価で、人件費が非常に安いという特殊な状況であったことを念頭に置いておく必要があります。

図41．スペインの鉛高炉。
送風口から約 4 フィート上の炉は、近くの鉱山で見つかる黒色の黒鉛粘土で作られた未焼成レンガでできており、上部は普通の赤レンガです。炉 1 基の総コストは 100 ドルにも達しません。煙道は 3.5 フィート× 7 フィートの主坑道につながり、主坑道は地面まで下り、丘を数回周回しており、煙突は丘の頂上、炉の高さよりかなり高い位置にあります。坑道は約 10,000 フィートの長さで、地面に敷かれており、アーチ型の屋根がわずかに地上に出ています。すべて粗い石でできており、内側は石膏で塗られています。炉には直径 3 インチの送風口が 3 つあります。送風圧力は通常 4 ～ 6 インチの水柱です。供給床やエレベーターは使用されず、足場が 2 つあるだけで、装入物は海草で作られた小さな便利なバケツで徐々に手で持ち上げられます。炉に原料を投入する際、コークスは中央に積み上げられ、鉱石、融剤、スラグの混合物は壁の周囲に投入される。スラグとマットは傾斜した砂床の上を一緒に流れ出る。マットはより速く流れるため、より遠くまで流れ、スラグは後に残る。307 しかし、このようにして得られた分離は、もちろん非常に不十分です。装入混合物は毎朝計量され、各炉用に作られます。すべて投入されると、炉は上部に保護カバーなしで非常に低い温度まで運転されます。装入物を支えるために、スラグタップレベルで数本の鉄棒が炉に打ち込まれます。鉛はすべてタップアウトされます。るつぼを清掃するために大きな穴が開けられます。すべての付着物は棒で緩められます。穴は黒鉛粘土の泥で塞がれます。るつぼが満たされると、棒が取り除かれます。308 中心部からコークスを投入し、装入を続ける。この方法を用いれば、炉を長時間稼働させることができるが、熱損失が大きく、煙道内の粉塵も大幅に増加する。

スペインの多くの地域では、現在、鉱石製錬炉とマット製錬炉を同数稼働させている。鉱石製錬炉で生成されたスラグと未加工マットはすべて、乾燥銀鉱石とともにマット製錬炉で再製錬される。マット製錬炉では鉛は全く生成されず、1トンあたり最大150オンスの銀と、投入された鉛の25～35パーセントを含むマットのみが得られる。この高品位マットは窯で焼成され、鉱石とともに製錬される。

私たちが製錬した鉱石は、鉛含有量が5～83％、銀含有量が鉛1トンあたり約250オンスの方鉛鉱、銀含有量が1トンあたり最大120オンスの乾燥銀鉱石、そして鉛中の銀含有量を1トンあたり120オンス以下に抑えるのに十分な量のリナレス炭酸塩鉱石でした。方鉛鉱の脈石は主に炭酸鉄でした。これらの鉱石のほとんどは手選別され、ナッツサイズでした。鉛含有量が30％を超える、または黄鉄鉱を多く含む機械精鉱は焼成され、それ以外はすべて未処理のまま製錬されました。私が来る前は、融剤として炭酸鉄のみが使用されていましたが、これは「万能薬」と考えられていました。スラグ分析の結果は以下のとおりです。

酸化カルシウム（CaO）含有量4％未満。
FeO、45%以上。
SiO₂ 、約30パーセント。
BaO、5～10パーセント。
Al₂O₃ 、 5 ～ 10パーセント。
鉛の含有量（乾式分析法）：0.75～2.5パーセント。
銀含有量（乾式分析法）：1トンあたり2～3オンス。
スラグの比重は約5で、マットの比重とほぼ同じだった。金属鉛の収率は約70％、銀は約84％だった。当時の炉の稼働高さ（羽口から装入物の上部まで）はわずか7フィートで、以前はもっと低かったと聞いた。

炉の作業高さは、装入扉をその分だけ上げるだけで2フィート高くなった。工場の周囲の柵のすぐ外側で良質な石灰石が見つかった。十分な量の石灰石を炭酸鉄の代わりに用いることで、スラグ中の石灰分を12パーセントまで維持し、FeOを35パーセント未満、比重を4未満に抑えることができた。

これらの変更の結果、生産量が増加した。309 金属鉛の含有率は76～85％、銀の含有率は84～90％。スラグとマットの分離は比較的良好で、スラグ中の鉛の含有量は約0.5～0.75％、銀の含有量は約1.5オンス/トンである。

坑道の広さが非常に大きく、その結果として煙道の粉塵が良好に凝縮したため、鉛と銀の総損失量は予想よりもはるかに少なく、いずれの場合も4パーセントを超えることはなかった。

装入物の組成は、鉱石と焙焼マットが55%、融剤が13%、スラグが32%でした。使用されたコークスは装入物の11%、または製錬された鉱石の20%でした。各炉は24時間で10～15トンの装入物、または7トンの鉱石を処理しました。スラグの処理と装入物の準備を含め、各炉には8人の男性と2人の少年が必要でした。製錬コストは鉱石1トンあたり17ペセタで、通常のプレミアム（1ポンド＝34ペセタ＝4.85ドル）で2.43ドルになります。このコストは次のように分割されます。

コカ・コーラ 1.47ドル
フラックス 0.04
労働 0.65
発電用の石炭 0.10
一般経費 0.17
合計 2.43ドル
この1トンあたり2.43ドルには、あらゆる種類の費用がすべて含まれています。炭酸鉄フラックスには鉛と銀が含まれていましたが、これらは支払われていません。フラックスには、この鉛と銀の実際の価値が計上されています。この割引を適用しない場合、フラックスの費用は1トンあたり26セントとなり、製錬全体の費用は2.65ドルになります。労働コストが低い理由として、炉係の賃金は1日あたり2.25ペセタ、つまり32セント、助手は1日あたり1.75ペセタ、つまり25セントであったことが挙げられます。

方鉛鉱の購入価格の基準を、アメリカドル換算で以下に示します。鉛と銀の代金は、 カルタヘナで発行されている『レヴィスタ・ミネラ』誌に掲載された精製金属の最新相場に基づいて支払われます。（この相場は、ロンドン相場のカルタヘナにおける実価です。）

以下の割引が適用されます：銀製品ともに5％割引。310 鉛の場合、鉛含有率が7％以下の鉱石は1トンあたり6.40ドル。鉛含有率が30％以上の鉱石は、1トンあたり7.75ドルの割引となる。

輸送費は購入者が負担し、鉱石1トンあたり約1.20ドルとなる。

乾燥銀鉱石はこれよりも安価で、炭酸鉛ははるかに高価だった。

311

サルデーニャ島モンテポーニにおける鉛精錬[59]
エルミニオ・フェラリス著
（1905年10月28日）

鉛と亜鉛の混合炭酸塩鉱石を、ロールによる段階的な粉砕という旧来の方法で選鉱すると、中間生成物が得られ、これをさらに分離するには多大な損失を伴わなければならなかった。このような混合鉱石の冶金処理における損失は選鉱における損失よりも少ないと見込まれたため、モンテポーニでは、小規模な鉛亜鉛製錬所を建設するのに十分な原料が確保できるまで、これらの中間生成物を数年間保管していた。

1894年、モンテポーニの鉛製錬所が操業を開始し、1899年には亜鉛製錬所が稼働を開始した。ほぼ同時期に鉛鉱石の埋蔵量が枯渇し、鉛工場はモンテポーニ産の鉱石すべてと、近隣の鉱山から産出される鉱石の一部を処理するようになった。

平面図（図42）からわかるように、製錬所は鉱山坑道の周囲に段々畑状に集まっており、面積は約3000平方メートル（0.75エーカー）に及ぶ。亜鉛工場の鉱石貯蔵庫と陶器工場は別の建物に配置されている。

操業開始当初、スラグは後に酸化亜鉛の製造に利用することを目的として、意図的に亜鉛を豊富に含んだ状態に保たれていました。平均亜鉛含有量は16.80%、つまり酸化亜鉛21%で、SiO₂が約32% 、 FeOが25%、石灰が14%でした。最近の実験によると、このスラグは鉄を豊富に含むカラミンと組み合わせることで、酸化物の製造に十分使用できることが分かりました。現在製造されているスラグは、ZnOが15%、SiO₂が25%、CaOが16%、MgOが3%、FeOが33%、Al₂O₃が2.5%、石灰が2 %となっています。酸化バリウム、および少量のアルカリ金属、硫黄、鉛（1～1.5パーセント）。

モンテポーニでは、以下の種類の鉱石が生産されています。

1. 炭酸鉛、少量の酸化亜鉛を含む。これらの鉱石は312 10mmのふるいにかけて選別する。ふるいに残った部分はそのまま竪炉に送られ、ふるいを通過した部分は状況に応じて硫化鉛と一緒に焙焼されるか、単独で焼結される。
2. 鉛を10～15パーセント含む、主に石英からなる乾燥した鉛鉱石。製錬のために炭酸鉛と混合される。

図42．工事の全体計画図。

3. 硫化鉛は細かく粉砕され、完全に焙焼される。焙焼時に石英砂が加えられ、硫酸鉛を分解して容易に融解するケイ酸塩を生成する。石英フラックスとしては、海岸の砂丘から採取された細かい砂が使用される。これは粗面岩の分解生成物であり、アルカリとアルミナとともに88パーセントのシリカを含む。焙焼は313 長さ18mの手動式反射炉2基では、24時間で12,000kgの焙焼鉱石を生産し、1,800kgの英国産カネル炭、または2,400kgのサルデーニャ産褐炭を消費する。また、溶融室を備えた3基目の反射炉があり、マットの焙焼や各種副産物の液化に使用されている。

竪炉の装入物は、原則として、鉱石（粗鉱および焙焼鉱）50％、融剤20％、および適切な産地のスラグ30％から構成される。使用される融剤は、鉱山産の炭酸カルシウム98％を含む石灰石と、カラミン鉱床産の褐鉄鉱である。この鉄鉱石は、鉄48％、亜鉛4％以下、少量の鉛、および微量の銅と銀を含む。

シャフト炉は、60トンの装入物（鉱石30トンに相当）を24時間で処理し、コークス消費量は装入物重量の12パーセント、送風圧力は水銀柱50mmです。炉は3基あり、そのうち2基は鉛鉱石の製錬に交互に使用され、残りの1基は小型で、硬鉛、銅マット、銅底などの製品の製錬に使用されます。

図43．図42の線ABCDEF上の構造物の立面図。
図43～46は、炉の1つを示しています。その構造は、標準的なアメリカ製炉とよく似ていることがすぐにわかります。ピルツ炉は最初の数年間試されましたが、亜鉛を多く含むスラグでは満足のいく期間運転を続けることができなかったため、最終的に放棄されました。一方、スラグを希釈すると、コークスの消費量が増加し、スラグ自体が無価値になってしまうでしょう。しかし、この炉はアメリカ製の原型とはいくつかの点で異なっており、以下にその主な特徴をいくつか示します。

314

図44．鉛製錬用竪炉。
供給床の上にある煙突は炉シャフトの3分の1を覆い、サイフォン状に下向きに曲げられて煙道集塵室に接続されています。側面は開口部となっており、装入口として機能します。中央の開口部にはバランス調整された鉄板製の扉が設けられており、トロッコからの装入に使用されます。両端の四角い開口部は鋳鉄板で覆われており、炉シャフトの充填に使用され、装入にも使用できます。この構造と、煙突の側面に配置された2つのホッパーにより、炉の断面全体に装入物を任意の方法で分配することが可能です。中央に配置された煙突がすべての煙を捕捉し、装入口によって炉のあらゆる方向からアクセスできるため、この構造は炉シャフト内の堆積物の除去を大幅に容易にします。大きな堆積物が形成された場合でも、炉全体を空にして清掃し、24～36時間以内に再稼働させることができます。

製錬コーンは、水ジャケットの代わりに高さ50cmの鋳鋼板で覆われています。これらの板は、必要に応じて水流を当てて冷却されます。315炉のシャフトには厚さ25cmのボッシュ壁で接続されており、その周囲はボイラープレート製のジャケットで覆われています。これらのジャケットプレートは、外部から水の噴霧によって冷却されます。この構造では、水の一部が蒸発するため、水ジャケットよりも水の消費量が少なく、ジャケットからの漏水の危険性も回避されます。鋳鋼板は2つのパターンで製造されています。羽口用のスリットがそれぞれ4つある同様の側板が2枚と、スラグを排出するための開口部が30cmの円形の胸部を備えた端板が2枚あります。胸部は流れ落ちる水によって冷却され、前面は鉄板で閉じられており、その鉄板にはスラグを排出するための排出口があります。清掃時には、この鉄板を取り外し、胸部を開くことで、炉床に容易にアクセスできるようになります。 4枚の鋳鋼板は、外側のリブ部分をボルトで固定されており、2枚の長い樋状の鉄板の上に載っている。この鉄板は、流れ落ちる水をすべて排水し、炉のレンガ部分から遠ざける役割を果たしている。

セクション J L。セクション C D。
図 45. —シャフト炉。
ボイラー板とレールで覆われた炉床の側面には、鉛を外部の釜に引き出すための直径10cmの鋳鉄製のパイプが取り付けられている。このパイプは、スラグが流れ出ないようにわずかに下向きに傾斜している。20分ごとに鉛が排出され、パイプの先端は粘土で塞がれる。

316

炉のシャフトは中空のマントルで支えられており、このマントルは送風管としても機能する。送風管には8つの横方向のT字管があり、これらはキャンバスホースで8つの羽口に接続されている。羽口の開口部は水平方向のスリット状になっており、これにより空気が溶融ゾーン全体に均一に分配される。

図46．鉛製錬用シャフト炉（断面図A B）
煙道ダストの沈殿は、主煙道の始点付近に設置されたレンガ造りの凝縮室で行われます。主煙道は丘の上にある煙突で終端し（図43参照）、煙突の頂部は工場の地上から160mの高さにあり、優れたドラフトが得られます。凝縮室（図49～51）は、幅3.40m、長さ6.60mのアーチ型の部屋で構成されており、1つの縦方向の壁と5つのバッフル壁によって12の区画に分割されています。ガスは7回方向を変え、縦方向の壁を6回通過し、6回細かい水の噴霧を受けます。この目的のための6つの噴霧器は毎分1.5リットルの水を消費し、そのうち4/5が蒸発し、1/5が下部の水槽に流れ込みます。この方法により、10～15パーセントが煙道内の粉塵の大部分は凝縮室内で沈殿し、水封された下部開口部から泥状になって定期的に排出される。残りの揮発水は煙道内の粉塵を煙突までの経路でほぼ完全に沈殿させるため、煙突口からは短い蒸気柱しか見えない。煙突への煙道は大部分が廃坑や坑道を通って地下を通っており、断面形状や方向が多様に変化するため、凝縮室の働きを大幅に促進する。

317

図47．鉛精錬所の断面図。
318

図48．軟化炉。
319

シャフト炉の装入物は硫黄分が少ないため、真のマットは生成されず、加工鉛と鉛灰（ブライスチャウム）のみが生成されます。この鉛灰には、鉛90%、硫黄1.6%、亜鉛0.4%、銅0.85%、鉄0.99%、アンチモン0.22%が含まれています。反射炉での液化と還元製錬により、鉛の大部分と鉛銅マットが得られ、この鉛銅マットは高炉で製錬されて銅マットとアンチモン鉛になります。

図49．—排気凝縮器（断面図A B）
銅18％、鉄25％、鉛30％、硫黄18.4％を含む銅マットは、反射炉で完全焙焼され、焼結後、小型シャフト炉で溶融されて銅底となる。銅60％、鉛25％を含むこれらの銅底は、液化処理を経て、最終的にブリスター銅に精製される。

図47に示す亜鉛脱銀プラントは、反射式軟化炉、容量14トンの脱銀釜2基、亜鉛の皮膜を溶解するための釜、および溶解プロセスから得られた鉛を受け入れるための小型釜で構成されている。

この鍋は、通常の溶解釜に比べて、滴り落ちる鉛が合金を溶解する前にすぐに除去できるという利点があります。溶解した鉛の銀含有量はわずか0.05パーセントですが、乾燥した合金には5～8パーセントの銀が含まれています。

320

図50．—排気凝縮器（EFG H断面）

図51．—排気凝縮器（断面C D）
321

亜鉛の除去は、2番目の反射炉で行われる。以前は蒸気法が用いられていたが、釜の摩耗が早く、酸化物が過剰に生成されるため、工程の変更が必要となった。亜鉛銀合金は容量200kgのるつぼで蒸留され、イギリス式キュペル炉でキュペル処理される。反射炉の詳細は図48に示す。

最終製品の組成は、以下の分析によって示されます。鉛: Zn、0.0021%。Fe、0.0047%。Cu、0.0005%。Sb、0.0030%。Bi、0.0007%。Ag、0.0010%。Pb、99.998%。銀: Ag、99.720%。Cu、0.121%。Fe、0.005%。Pb、0.018%。Au、0.003%。

脚注：
[1]1905年当時、アンチモンの価格が高かったため、アンチモン鉛は脱銀鉛よりも1ポンドあたり約1セント高い価格で取引された。

[2]本書の改訂版では、1903年と1904年の数値が追加されています。1903年のアメリカ合衆国における鉛の生産量は276,694トン、1904年は302,204トンでした。

[3]銀のオンスと鉛のトンの比率。

[4]これらの数値は疑わしい。おそらく高すぎるだろう。（5ページの表を参照）。

[5]この地域における亜鉛鉱石の生産が開始された。

[6]この記事の原稿は1905年10月5日付である。

[7]ツァイトからの翻訳。 f. Berg.-Hütten-und Salinenwesen、LIII (1905、p. 450)。

[8]本論文は本書の148～166ページに掲載されている。

[9]オーストラリア鉱山技術者協会紀要、第IX巻、第1部からの要約。

[10]その後の議論の中で、ホーウッド氏は、焙焼時の損失は鉛で12.5%、銀で約5%であると述べた。ロップ炉での焙焼と比較すると、鉛の損失は5～6%大きいが、銀の損失の差はそれほど大きくないと彼は考えた。ヒバード氏は、セントラル鉱山では石積み窯で満足のいく結果が得られたと述べた。―編集者

[11]アメリカ鉱山技術者協会のメキシコ会議で発表された論文の一部要約。「銀鉛高炉の機械的供給」というタイトル。Transactions 、第XXXII巻、353-395ページ。

[12]アメリカ鉱山技術者協会のメキシコ大会で発表され、学会誌第32巻に掲載された論文（「銀鉛高炉の機械的供給」）の要旨。本論文の前半部分については、前の記事を参照のこと。

[13]『Western Chemist and Metallurgist』誌、第1巻、第7号、1905年8月号に掲載された論文の要旨。

[14]現在、西部産亜鉛鉱石の製錬ははるかに優れた方法で行われており、残渣中の酸化亜鉛含有量は上記の数値の約3分の1、すなわち7.5パーセントにまで減少している。残渣中に酸化亜鉛が高濃度で残っていた主な原因は、焙焼工程の不備であった。

[15]また、カンザス産の石炭から作られた、品質の劣るコークスも相当量使用されていた。

[16]焙焼マットに含まれるZnOの一部は、亜鉛鉱石が焙焼されたのと同じ炉で焙焼されたことに由来する。

[17]今月は爆薬に付着した残留物が少なかったため、爆発力が弱かったにもかかわらず、爆薬の重量が増加した。

[18]アーヘンの Naturwissenschaftlicher Verein で読まれ、 『Metallurgie』、1905、II、i、1-6に掲載された論文の翻訳。

[19]35～40cm = 13.78～15.75インチ = 1平方インチあたり8～9.12オンス

[20]『エンジニアリング・アンド・マイニング・ジャーナル』、1904年、第78巻、630ページ。ドナルド・クラークによる記事。本書に再録、144ページ。

[21]特許権者。―編集者。

[22]Metallurgie誌、II巻、18号、1905年9月22日、433ページに掲載された論文の要約。

[23]この方法については、本書の後半で詳しく説明します。

[24]Metallurgie、第2巻、第19号からの翻訳。

[25]英国特許第17,580号、1902年1月30日、「硫化鉱石の脱硫のための改良された方法」。

[26]W・C・ロバーツ＝オースティン著、『冶金学入門』、ロンドン、1902年。

[27]A. ロディン、Comptes rendus、1895、CXX、1164-1167;バーグ。あなた。ヒュッテンム。 Ztg.、1903年、p. 63.

[28]Comptes rendus、前掲書。

[29]Zeitschrift für das Berg.-Hütten-und Salinenwesen im から翻訳。プレウス。 Staate、1905、LIII、ii、219-230 ページ。

[30]Zeitschrift für das Berg.-Hütten-und Salinenwesen im から翻訳。プレウス。 Staate、1905、LIII、ii、219-230 ページ。

[31]これらのガスから硫酸を製造する試みが、現在シレジア地方で実用規模で行われている。―編集者

[32]1906年7月、アメリカ鉱山技術者協会で発表された論文。

[33]エンジニアリング・アンド・マイニング・ジャーナル、1905年9月2日。

[34]この用語は正確ではありません。なぜなら、米国で使用されている暖炉は厳密には「スコットランド式暖炉」ではないからです。しかし、一般的にはそう呼ばれているため、私はこの用語を使用しています。

[35]ミズーリ州における鉛の含有率は湿式分析法に基づいて測定されるが、西部地域の銀鉛製錬業者の間では、依然として乾式分析法が一般的に用いられている。

[36]この改良は、アルトンやコリンズビルで生まれたものではありません。以前はセントルイスのチェルトナムにあるミズーリ製錬会社の工場で使用されていましたが、そのアイデアはミズーリ州ジョプリンのピチャー鉛会社の慣行から生まれたものです。

[37]これは特にサベルスベルク製法を指す。

[38]AD カーマイケル、米国特許第 705,904 号、1902 年 7 月 29 日。

[39]Metallurgie、1905年、II、i、1-6； Engineering and Mining Journal、1905年9月2日。

[40]Metallurgie、1905年、II、19； Engineering and Mining Journal、1906年1月27日。

[41]Metallurgie、1905年9月22日号；Engineering and Mining Journal、1906年3月10日号。

[42]エンジニアリング・アンド・マイニング・ジャーナル、1905年10月21日。

[43]翻訳：WR・インガルス

[44]この記事の初版のタイトルは「燃料を用いない鉛精錬」でした。この点に関して、ハネイの実験と理論（Transactions Institution of Mining and Metallurgy, II, 188）およびハンティントンの議論（同誌、217ページ）を参照することができます。

[45]「鉱業および冶金工学におけるコンクリート」という論文からの抜粋、 米国鉱山技術者協会紀要、XXXV（1905年）、60ページ。

[46]Henry W. Edwards による論文「鉱業および冶金工学におけるコンクリート」、米国鉱山技術者協会論文集、XXXV についての考察。

[47]『エンジニアリング・ニュース』 1899年11月30日号、および米国特許第665,250号、1901年1月1日。

[48]Henry W. Edwards の論文「鉱業および冶金工学におけるコンクリート」、米国鉱山技術者協会論文集、XXXV についての議論。

[49]南アフリカ化学冶金鉱業協会誌、1903年5月号からの抄録。

[50]アメリカ鉱山技術者協会紀要、第34巻（1904年）、175ページに掲載された論文の要約。

[51]銀は記載されていません。地金に含まれる金についても同様でした。鉱石には0.131パーセントの金、つまり1トンあたり39.1オンスの金が含まれていました。

[52]アメリカン・スメルティング・アンド・リファイニング・カンパニーの構成会社。

[53]ツァイトからの翻訳。 f. Berg.-Hütten.-und Salinenwesen im preuss。州立大学、1905 年、LIII、p. 433.

[54]Zeitの論文の要約。 f. Berg.-Hütten-und Salinenwesen im preuss。州立大学、1905 年、LIII、p. 439.

[55]ツァイトからの翻訳。 f. Berg.-Hütten.-und Salinenwesen im preuss。州立大学、1905 年、LIII、490。

[56]Zeitの論文の要約。 f. Berg.-Hütten-und Salinenwesen im preuss。州立大学、1905 年、p. 400。

[57]Zeitの論文の要約。 f. Berg.-Hütten.-und Salinenwesen im preuss。州立大学、1905 年、p. 400。

[58]Zeitの記事の抜粋。 f. Berg.-Hütten.-und Salinenwesen im preuss。州立大学、1905 年、LIII、p. 444.

[59]オエストからの翻訳。ツァイト。 f. Berg.-und Hüttenwesen、1905、p. 455.

*** プロジェクト・グーテンベルク電子書籍「鉛の製錬と精製、および鉛採掘に関する若干の注釈」の終了 ***
　《完》