本發(fā)明涉及一種處理工藝，尤其涉及一種鉛精礦處理工藝。

背景技術(shù)：
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鉛的火法處理工藝主要有燒結(jié)-鼓風(fēng)爐熔煉法和直接熔煉法，其中，直接熔煉法包括氧氣底吹熔煉(SKS)-鼓風(fēng)爐還原法、浸沒式頂吹(ISA或Ausmelt)熔煉-鼓風(fēng)爐還原法、氧氣頂吹卡爾多(Kaldo)轉(zhuǎn)爐法、氧氣底吹(QSL)法和基夫賽特(Kivcet)法。傳統(tǒng)的燒結(jié)-鼓風(fēng)爐熔煉法由于鉛精礦燒結(jié)煙氣的SO₂濃度低，給制酸造成很大困難，不僅損害了崗位工人和附近居民的身體健康，而且給工廠周圍的生態(tài)環(huán)境造成嚴(yán)重破壞，國家已明令淘汰落后的燒結(jié)-鼓風(fēng)爐熔煉工藝。上述直接熔煉工藝都是將冶煉的氧化和還原過程分開，在不同的反應(yīng)器上完成，即在熔煉爐內(nèi)主要完成氧化反應(yīng)以脫除硫，同時(shí)產(chǎn)出一部分粗鉛和高鉛渣，高鉛渣經(jīng)鑄渣機(jī)鑄成塊狀再送入鼓風(fēng)爐進(jìn)行還原熔煉，產(chǎn)出的粗鉛送入精煉車間電解，產(chǎn)出的爐渣流至電熱前床貯存保溫，前床的熔渣流入渣包或通過溜槽進(jìn)入煙化爐提鋅。但是，上述直接熔煉工藝中，高鉛渣塊進(jìn)入鼓風(fēng)爐內(nèi)熔煉，液態(tài)高渣鉛的潛熱得不到利用，而且需要消耗大量焦炭，冶煉成本高，生產(chǎn)流程長。

近年來，國內(nèi)研發(fā)的多項(xiàng)直接煉鉛新工藝先后應(yīng)用于大型工業(yè)化生產(chǎn)，萬洋公司與豫北金鉛公司、中聯(lián)公司于2009年合作開發(fā)了“三聯(lián)爐”煉鉛新工藝，采用氧化爐-還原爐-煙化爐三爐相連熱渣直流，三臺(tái)熔池熔煉爐由兩道連接溜槽串聯(lián)在一起組成一整體；充分利用液態(tài)高鉛渣和還原爐渣的潛熱，但是，該方法仍然存在流程長、設(shè)備投資高的問題；

云錫公司采用Ausmelt爐一爐煉鉛法處理鉛礦，硫化鉛精礦經(jīng)頂吹爐“一爐三段”式冶煉，直接熔煉成粗鉛，即硫化鉛精礦的氧化熔煉段、還原熔煉段和煙化段均在同一爐內(nèi)進(jìn)行。該工藝粗鉛回收率>97.5wt％，銀入粗鉛>96.5wt％，終渣含鉛<1wt％，含鋅<3wt％，包括高鋅渣煙化在內(nèi)的粗鉛冶煉綜合能耗﹤260kgct/t；該處理工藝雖然流程短、設(shè)備投資省，但其熔煉段與煙化段煙塵不能有效分離，隨著處理的進(jìn)行，煙氣SO₂濃度逐漸減小，在熔煉末端，煙氣SO₂濃度太低，給尾氣制酸系統(tǒng)帶來了挑戰(zhàn)，煙塵的回收再利用極為困難。

技術(shù)實(shí)現(xiàn)要素：
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本發(fā)明的目的在于提供一種流程短、設(shè)備投資省，工藝優(yōu)化的鉛精礦處理工藝。

本發(fā)明的目的由如下技術(shù)方案實(shí)施，一種鉛精礦處理工藝，其包括如下階段：1)氧化熔煉階段；2)還原熔煉I階段；3)還原熔煉II階段，其中：

1)氧化熔煉階段：將鉛含量≥45wt％的含鉛物料與石灰石、石英砂混合制粒后連續(xù)加入Ausmelt爐內(nèi)，向所述Ausmelt爐內(nèi)噴入氧氣800～3000Nm³/h、空氣7000～15000Nm³/h、粉煤0.5～1t/h，保持富氧濃度：29～31v％，控制熔池溫度1050～1150℃，進(jìn)行氧化熔煉，當(dāng)入爐物料量達(dá)到額定投料量、且渣含鉛35～42wt％時(shí)，所述1)氧化熔煉階段完成；

2)還原熔煉I階段：在完成所述1)氧化熔煉階段的所述Ausmelt爐內(nèi)加入所述鉛精礦和塊煤，其中，所述鉛精礦的投入量為所述1)氧化熔煉階段入爐所述含鉛物料量的3～10wt％，所述塊煤的投入量為所述1)氧化熔煉階段入爐所述含鉛物料量的0.5～1wt％，所述鉛精礦和所述塊煤的投入量根據(jù)進(jìn)入所述2)還原熔煉I階段的實(shí)際渣含鉛量進(jìn)行調(diào)整；鉛精礦作為還原劑，不但能增加處理鉛精礦的量，并產(chǎn)生更多的粗鉛；向所述Ausmelt爐內(nèi)噴入氧氣800～1300Nm³/h、空氣7000～15000Nm³/h、粉煤0.8～1.5t/h，保持富氧濃度：23～26v％，控制熔池溫度1100～1200℃，進(jìn)行還原熔煉，當(dāng)渣含鉛13～18wt％時(shí)，所述2)還原熔煉I階段完成；

3)還原熔煉II階段：在完成所述2)還原熔煉I階段的所述Ausmelt爐內(nèi)加入所述塊煤，所述塊煤的加入量為所述1)氧化熔煉階段入爐所述含鉛物料量和所述2)還原熔煉I階段入爐所述鉛精礦量總和的0.3～0.8wt％，向所述Ausmelt爐內(nèi)噴入空氣7000～15000Nm³/h、粉煤0.1～2t/h，控制熔池溫度1150～1250℃，繼續(xù)進(jìn)行還原熔煉，當(dāng)渣含鉛<5wt％時(shí)，所述3)還原熔煉II階段完成，得到粗鉛和鉛熔渣；所述鉛熔渣在電熱前床沉鉛后排入煙化爐煙化處理。

所述1)氧化熔煉階段、所述2)還原熔煉I階段和所述3)還原熔煉II階段產(chǎn)生的含有PbO或PbS的鉛煙塵隨著煙氣進(jìn)入Ausmelt爐的余熱鍋爐回收余熱后，進(jìn)入收塵系統(tǒng)收塵，含硫煙氣送硫酸脫硫系統(tǒng)脫除SO₂生產(chǎn)硫酸外售，干凈氣體排空；收塵系統(tǒng)收集到的鉛煙塵返回到Ausmelt爐配料。

所述3)還原熔煉II階段完成后得到的所述粗鉛進(jìn)入電鉛系統(tǒng)進(jìn)行除雜-制造陰陽極板-電解-堿性精煉-鑄錠，產(chǎn)出鉛錠。

進(jìn)一步的，所述鉛熔渣在電熱前床沉鉛后排入煙化爐煙化，通過噴嘴向所述鉛熔渣內(nèi)吹入空氣10000～14000Nm³/h和粉煤0.5～1.5t/h，通過所述煙化爐上部三次風(fēng)口向所述煙化爐內(nèi)吹入空氣1000～1500Nm³/h，粉煤燃燒產(chǎn)生大量的熱和一氧化碳?xì)怏w，使?fàn)t內(nèi)保持還原氣氛，控制熔池溫度1150～1250℃，使熔渣中的鉛、鋅從其氧化物中被還原成金屬蒸汽而揮發(fā)出來，金屬蒸汽至爐子上部空間被從三次風(fēng)口吸入的空氣所氧化，產(chǎn)出PbO、ZnO，以煙塵形態(tài)隨煙氣一道經(jīng)余熱鍋爐回收余熱后，進(jìn)入收塵系統(tǒng)后被收集，含硫煙氣送硫酸脫硫系統(tǒng)脫除SO₂，然后排空。收塵系統(tǒng)收集到的氧化鋅煙塵返回鋅冶煉系統(tǒng)作為中和劑回收鋅金屬。

進(jìn)一步的，連續(xù)加入所述Ausmelt爐內(nèi)的所述含鉛物料包括鉛精礦10～20t/h。

進(jìn)一步的，連續(xù)加入所述Ausmelt爐內(nèi)的所述含鉛物料包括鉛精礦10～20t/h和鉛煙塵≤10t/h。

進(jìn)一步的，連續(xù)加入所述Ausmelt爐內(nèi)的所述含鉛物料包括鉛精礦10～20t/h、鉛煙塵≤10t/h和含鉛廢料≤5t/h，含鉛廢料為鉛酸蓄電池、鉛渣、鉛泥等鉛廢舊料。

進(jìn)一步的，所述石灰石和所述石英砂的加入量根據(jù)入爐物料中的Fe含量、CaO含量和SiO₂含量計(jì)算而得；控制熔煉過程中渣中[Fe]:SiO₂＝1.18～1.22，CaO＝4.5～7wt％。

進(jìn)一步的，所述塊煤：粒度20～35mm(塊煤過小完全燃燒生成CO₂不能起到還原效果，過大燃燒不完全造成浪費(fèi))，固定碳≥65wt％，灰分≤20wt％，含硫≤1wt％。

進(jìn)一步的，所述粉煤：固定碳≥60wt％，灰分≤20wt％，粒度-160目＞80％，水分≤1wt％。

在熔煉過程中，渣含鉛量可通過調(diào)整氧勢(富氧濃度)和/或噴槍插入熔池深度進(jìn)行調(diào)控，當(dāng)渣含鉛量高時(shí)，根據(jù)偏離量按比例下調(diào)富氧濃度，降低氧勢以降低渣含鉛量；同時(shí)/或增加噴槍插入熔池深度，增大噴槍端壓；反之，根據(jù)偏離量按比例上調(diào)富氧濃度和/或減少噴槍插入熔池深度，噴槍插入深度一般為250～500mm。

氧化熔煉階段，還可以通過調(diào)整物料供給速度調(diào)控渣含鉛量，當(dāng)渣含鉛低于預(yù)期值5～10wt％時(shí)，降低物料供給速度；渣含鉛高于預(yù)期值5～10wt％時(shí)，提高物料供給速度。

本發(fā)明的優(yōu)點(diǎn)：

(1)本發(fā)明對原料適應(yīng)性強(qiáng)，不僅可以處理鉛精礦，還可處理鉛煙塵、含鉛廢料，而且對原料的粒度、水分等要求不嚴(yán)格，備料過程簡單，混合料制粒入爐后可顯著減少被出爐煙氣帶走的粉塵量，從而降低煙塵率；

(2)取消了傳統(tǒng)的鉛燒結(jié)過程，消除了粉塵和SO₂煙氣的低空污染，有效改善了操作環(huán)境；

(3)本發(fā)明采用Ausmelt爐一爐煉鉛+煙化爐煙化工藝，縮短了工藝流程，設(shè)備投資省，而且鉛粗煉回收率＞97.5wt％，銀入粗鉛＞96.5wt％，終渣含鉛<0.95wt％，含鋅<2.28wt％，粗鉛冶煉綜合能耗﹤264kgct/t，能耗低、鉛、銀、鋅等金屬回收率高；而且本發(fā)明所用爐體密閉，煙氣泄漏量小，優(yōu)化了工作環(huán)境；熔煉階段與煙化階段的煙氣得到了有效分離，Ausmelt爐內(nèi)的煙氣與煙化爐內(nèi)的煙氣混合后，SO₂含量能達(dá)到制酸要求，為制酸工藝提供了良好的條件。

附圖說明：

圖1為一種鉛精礦處理工藝流程圖。

具體實(shí)施方式：

實(shí)施例1：一種鉛精礦處理工藝，其包括如下階段：1)氧化熔煉階段；2)還原熔煉I階段；3)還原熔煉II階段，其中：

1)氧化熔煉階段：將鉛含量≥45wt％的鉛精礦10～20t/h與石灰石、石英砂混合制粒后連續(xù)加入Ausmelt爐內(nèi)，向Ausmelt爐內(nèi)噴入氧氣800～3000Nm³/h、空氣7000～15000Nm³/h、粉煤0.5～1t/h，保持富氧濃度：29～31v％，控制熔池溫度1050～1150℃，進(jìn)行氧化熔煉，當(dāng)入爐物料量達(dá)到180t、且渣含鉛35～42wt％時(shí)，1)氧化熔煉階段完成；

2)還原熔煉I階段：在完成1)氧化熔煉階段的Ausmelt爐內(nèi)加入鉛精礦和塊煤，其中，鉛精礦的投入量為1)氧化熔煉階段入爐含鉛物料量的3～10wt％，塊煤的投入量為1)氧化熔煉階段入爐含鉛物料量的0.5～1wt％，鉛精礦和塊煤的投入量根據(jù)進(jìn)入2)還原熔煉I階段的實(shí)際渣含鉛量進(jìn)行調(diào)整；鉛精礦作為還原劑，不但能增加處理鉛精礦的量并產(chǎn)生更多的粗鉛；向Ausmelt爐內(nèi)噴入氧氣800～1300Nm³/h、空氣7000～15000Nm³/h、粉煤0.8～1.5t/h，保持富氧濃度：23～26v％，控制熔池溫度1100～1200℃，進(jìn)行還原熔煉，當(dāng)渣含鉛13～18wt％時(shí)，2)還原熔煉I階段完成；

3)還原熔煉II階段：在完成2)還原熔煉I階段的Ausmelt爐內(nèi)加入塊煤，塊煤的加入量為1)氧化熔煉階段和2)還原熔煉I階段入爐鉛精礦量總和的0.3～0.8wt％，向Ausmelt爐內(nèi)噴入空氣7000～15000Nm³/h、粉煤0.1～2t/h，控制熔池溫度1150～1250℃，繼續(xù)進(jìn)行還原熔煉，當(dāng)渣含鉛<5wt％時(shí)，3)還原熔煉II階段完成，得到粗鉛和鉛熔渣；

1)氧化熔煉階段、2)還原熔煉I階段和3)還原熔煉II階段產(chǎn)生的含有PbO或PbS的鉛煙塵隨著煙氣進(jìn)入Ausmelt爐的余熱鍋爐回收余熱后，進(jìn)入收塵系統(tǒng)收塵，含硫煙氣送硫酸脫硫系統(tǒng)脫除SO₂生產(chǎn)硫酸外售，干凈氣體排空；

3)還原熔煉II階段完成后得到的粗鉛進(jìn)入電鉛系統(tǒng)進(jìn)行除雜-制造陰陽極板-電解-堿性精煉-鑄錠，產(chǎn)出鉛錠。

鉛熔渣在電熱前床沉鉛后排入煙化爐煙化，通過噴嘴向鉛熔渣內(nèi)吹入空氣10000Nm³/h和粉煤0.5t/h，通過煙化爐上部三次風(fēng)口向煙化爐內(nèi)吹入空氣1000Nm³/h，粉煤燃燒產(chǎn)生大量的熱和一氧化碳?xì)怏w，使?fàn)t內(nèi)保持還原氣氛，控制熔池溫度1150～1250℃，使熔渣中的鉛、鋅從其氧化物中被還原成金屬蒸汽而揮發(fā)出來，金屬蒸汽至爐子上部空間被從三次風(fēng)口吸入的空氣所氧化，產(chǎn)出PbO、ZnO，以煙塵形態(tài)隨煙氣一道經(jīng)余熱鍋爐回收余熱后，進(jìn)入收塵系統(tǒng)后被收集，含硫煙氣送硫酸脫硫系統(tǒng)脫除SO₂，然后排空。收塵系統(tǒng)收集到的氧化鋅煙塵返回鋅冶煉系統(tǒng)作為中和劑回收鋅金屬。

石灰石和石英砂的加入量根據(jù)入爐物料中的Fe含量、CaO含量和SiO₂含量計(jì)算而得；控制熔煉過程中渣中[Fe]:SiO₂＝1.18，CaO＝4.5wt％。

塊煤：粒度20～35mm，(塊煤過小完全燃燒生成CO₂不能起到還原效果，過大燃燒不完全造成浪費(fèi))固定碳≥65％，灰分≤20％，含硫≤1％。

粉煤：固定碳≥60％，灰分≤20％，粒度-160目＞80％，水分≤1％。

實(shí)施例2：一種鉛精礦處理工藝，其包括如下階段：1)氧化熔煉階段；2)還原熔煉I階段；3)還原熔煉II階段，其中：

1)氧化熔煉階段：將鉛精礦10～20t/h、鉛煙塵≤10t/h(混合后鉛含量≥45wt％)與石灰石、石英砂混合制粒后連續(xù)加入Ausmelt爐內(nèi)，向Ausmelt爐內(nèi)噴入氧氣800～3000Nm³/h、空氣7000～15000Nm³/h、粉煤0.5～1t/h，保持富氧濃度：29～31v％，控制熔池溫度1050～1150℃，進(jìn)行氧化熔煉，當(dāng)入爐物料量達(dá)到額定投料量、且渣含鉛35～42wt％時(shí)，1)氧化熔煉階段完成；

2)還原熔煉I階段：在完成1)氧化熔煉階段的Ausmelt爐內(nèi)加入鉛精礦和塊煤，其中，鉛精礦的投入量為1)氧化熔煉階段入爐含鉛物料量的3～10wt％，塊煤的投入量為1)氧化熔煉階段入爐含鉛物料量的0.5～1wt％，鉛精礦和塊煤的投入量根據(jù)進(jìn)入2)還原熔煉I階段的實(shí)際渣含鉛量進(jìn)行調(diào)整；鉛精礦作為還原劑，不但能增加處理鉛精礦的量并產(chǎn)生更多的粗鉛；向Ausmelt爐內(nèi)噴入氧氣800～1300Nm³/h、空氣7000～15000Nm³/h、粉煤0.8～1.5t/h，保持富氧濃度：23～26v％，控制熔池溫度1100～1200℃，進(jìn)行還原熔煉，當(dāng)渣含鉛13～18wt％時(shí)，2)還原熔煉I階段完成；

3)還原熔煉II階段：在完成2)還原熔煉I階段的Ausmelt爐內(nèi)加入塊煤，塊煤的加入量為1)氧化熔煉階段入爐含鉛物料量和2)還原熔煉I階段入爐鉛精礦量總和的0.3～0.8wt％，向Ausmelt爐內(nèi)噴入空氣7000～15000Nm³/h、粉煤0.1～2t/h，控制熔池溫度1150～1250℃，繼續(xù)進(jìn)行還原熔煉，當(dāng)渣含鉛<5wt％時(shí)，3)還原熔煉II階段完成，得到粗鉛和鉛熔渣；鉛熔渣在電熱前床沉鉛后排入煙化爐煙化處理。

1)氧化熔煉階段、2)還原熔煉I階段和3)還原熔煉II階段產(chǎn)生的含有PbO或PbS的鉛煙塵隨著煙氣進(jìn)入Ausmelt爐的余熱鍋爐回收余熱后，進(jìn)入收塵系統(tǒng)收塵，含硫煙氣送硫酸脫硫系統(tǒng)脫除SO₂生產(chǎn)硫酸外售，干凈氣體排空；收塵系統(tǒng)收集到的鉛煙塵返回到Ausmelt爐配料。

3)還原熔煉II階段完成后得到的粗鉛進(jìn)入電鉛系統(tǒng)進(jìn)行除雜-制造陰陽極板-電解-堿性精煉-鑄錠，產(chǎn)出鉛錠。

鉛熔渣在電熱前床沉鉛后排入煙化爐煙化，通過噴嘴向鉛熔渣內(nèi)吹入空氣12000Nm³/h和粉煤1t/h，通過煙化爐上部三次風(fēng)口向煙化爐內(nèi)吹入空氣1200Nm³/h，粉煤燃燒產(chǎn)生大量的熱和一氧化碳?xì)怏w，使?fàn)t內(nèi)保持還原氣氛，控制熔池溫度1150～1250℃，使熔渣中的鉛、鋅從其氧化物中被還原成金屬蒸汽而揮發(fā)出來，金屬蒸汽至爐子上部空間被從三次風(fēng)口吸入的空氣所氧化，產(chǎn)出PbO、ZnO，以煙塵形態(tài)隨煙氣一道經(jīng)余熱鍋爐回收余熱后，進(jìn)入收塵系統(tǒng)后被收集，含硫煙氣送硫酸脫硫系統(tǒng)脫除SO₂，然后排空。收塵系統(tǒng)收集到的氧化鋅煙塵返回鋅冶煉系統(tǒng)作為中和劑回收鋅金屬。

石灰石和石英砂的加入量根據(jù)入爐物料中的Fe含量、CaO含量和SiO₂含量計(jì)算而得；控制熔煉過程中渣中[Fe]:SiO₂＝1.2，CaO＝6wt％。

塊煤：粒度20～35mm(塊煤過小完全燃燒生成CO₂不能起到還原效果，過大燃燒不完全造成浪費(fèi))，固定碳≥65％，灰分≤20％，含硫≤1％。

粉煤：固定碳≥60％，灰分≤20％，粒度-160目＞80％，水分≤1％。

在熔煉過程中，渣含鉛量可通過調(diào)整氧勢(富氧濃度)和/或噴槍插入熔池深度進(jìn)行調(diào)控，當(dāng)渣含鉛量高時(shí)，根據(jù)偏離量按比例下調(diào)富氧濃度，降低氧勢以降低渣含鉛量；同時(shí)/或增加噴槍插入熔池深度，增大噴槍端壓；反之，根據(jù)偏離量按比例上調(diào)富氧濃度和/或減少噴槍插入熔池深度，噴槍插入深度一般為250～500mm。

氧化熔煉階段，還可以通過調(diào)整物料供給速度調(diào)控渣含鉛量，當(dāng)渣含鉛低于預(yù)期值5～10wt％時(shí)，降低物料供給速度；渣含鉛高于預(yù)期值5～10wt％時(shí)，提高物料供給速度。

實(shí)施例3：如圖1所示的一種鉛精礦處理工藝，其包括如下階段：1)氧化熔煉階段；2)還原熔煉I階段；3)還原熔煉II階段，其中：

1)氧化熔煉階段：將鉛含量≥45wt％的含鉛物料與石灰石、石英砂混合制粒后連續(xù)加入Ausmelt爐內(nèi)，向Ausmelt爐內(nèi)噴入氧氣800～3000Nm³/h、空氣7000～15000Nm³/h、粉煤0.5～1t/h，保持富氧濃度：29～31v％，控制熔池溫度1050～1150℃，進(jìn)行氧化熔煉，當(dāng)入爐物料量達(dá)到額定投料量、且渣含鉛35～42wt％時(shí)，1)氧化熔煉階段完成；

2)還原熔煉I階段：在完成1)氧化熔煉階段的Ausmelt爐內(nèi)加入鉛精礦和塊煤，其中，鉛精礦的投入量為1)氧化熔煉階段入爐含鉛物料量的3～10wt％，塊煤的投入量為1)氧化熔煉階段入爐含鉛物料量的0.5～1wt％，鉛精礦和塊煤的投入量根據(jù)進(jìn)入2)還原熔煉I階段的實(shí)際渣含鉛量進(jìn)行調(diào)整；鉛精礦作為還原劑，不但能增加處理鉛精礦的量并產(chǎn)生更多的粗鉛；向Ausmelt爐內(nèi)噴入氧氣800～1300Nm³/h、空氣7000～15000Nm³/h、粉煤0.8～1.5t/h，保持富氧濃度：23～26v％，控制熔池溫度1100～1200℃，進(jìn)行還原熔煉，當(dāng)渣含鉛13～18wt％時(shí)，2)還原熔煉I階段完成；

3)還原熔煉II階段：在完成2)還原熔煉I階段的Ausmelt爐內(nèi)加入塊煤，塊煤的加入量為1)氧化熔煉階段入爐含鉛物料量和2)還原熔煉I階段入爐鉛精礦量總和的0.3～0.8wt％，向Ausmelt爐內(nèi)噴入空氣7000～15000Nm³/h、粉煤0.1～2t/h，控制熔池溫度1150～1250℃，繼續(xù)進(jìn)行還原熔煉，當(dāng)渣含鉛<5wt％時(shí)，3)還原熔煉II階段完成，得到粗鉛和鉛熔渣；鉛熔渣在電熱前床沉鉛后排入煙化爐煙化處理。

1)氧化熔煉階段、2)還原熔煉I階段和3)還原熔煉II階段產(chǎn)生的含有PbO或PbS的鉛煙塵隨著煙氣進(jìn)入Ausmelt爐的余熱鍋爐回收余熱后，進(jìn)入收塵系統(tǒng)收塵，含硫煙氣送硫酸脫硫系統(tǒng)脫除SO₂生產(chǎn)硫酸外售，干凈氣體排空；收塵系統(tǒng)收集到的鉛煙塵返回到Ausmelt爐配料。

3)還原熔煉II階段完成后得到的粗鉛進(jìn)入電鉛系統(tǒng)進(jìn)行除雜-制造陰陽極板-電解-堿性精煉-鑄錠，產(chǎn)出鉛錠。

鉛熔渣在電熱前床沉鉛后排入煙化爐煙化，通過噴嘴向鉛熔渣內(nèi)吹入空氣14000Nm³/h和粉煤1.5t/h，通過煙化爐上部三次風(fēng)口向煙化爐內(nèi)吹入空氣1500Nm³/h，粉煤燃燒產(chǎn)生大量的熱和一氧化碳?xì)怏w，使?fàn)t內(nèi)保持還原氣氛，控制熔池溫度1150～1250℃，使熔渣中的鉛、鋅從其氧化物中被還原成金屬蒸汽而揮發(fā)出來，金屬蒸汽至爐子上部空間被從三次風(fēng)口吸入的空氣所氧化，產(chǎn)出PbO、ZnO，以煙塵形態(tài)隨煙氣一道經(jīng)余熱鍋爐回收余熱后，進(jìn)入收塵系統(tǒng)后被收集，含硫煙氣送硫酸脫硫系統(tǒng)脫除SO₂，然后排空。收塵系統(tǒng)收集到的氧化鋅煙塵返回鋅冶煉系統(tǒng)作為中和劑回收鋅金屬。

連續(xù)加入Ausmelt爐內(nèi)的含鉛物料包括鉛精礦10～20t/h、鉛煙塵≤10t/h和含鉛廢料≤5t/h。

石灰石和石英砂的加入量根據(jù)入爐物料中的Fe含量、CaO含量和SiO₂含量計(jì)算而得；控制熔煉過程中渣中[Fe]:SiO₂＝1.22，CaO＝7wt％。

塊煤：粒度20～35mm(塊煤過小完全燃燒生成CO₂不能起到還原效果，過大燃燒不完全造成浪費(fèi))，固定碳≥65％，灰分≤20％，含硫≤1％。

粉煤：固定碳≥60％，灰分≤20％，粒度-160目＞80％，水分≤1％。

在熔煉過程中，渣含鉛量可通過調(diào)整氧勢(富氧濃度)和/或噴槍插入熔池深度進(jìn)行調(diào)控，當(dāng)渣含鉛量高時(shí)，根據(jù)偏離量按比例下調(diào)富氧濃度，降低氧勢以降低渣含鉛量；同時(shí)/或增加噴槍插入熔池深度，增大噴槍端壓；反之，根據(jù)偏離量按比例上調(diào)富氧濃度和/或減少噴槍插入熔池深度，噴槍插入深度一般為250～500mm。

氧化熔煉階段，還可以通過調(diào)整物料供給速度調(diào)控渣含鉛量，當(dāng)渣含鉛低于預(yù)期值5～10wt％時(shí)，降低物料供給速度；渣含鉛高于預(yù)期值5～10wt％時(shí)，提高物料供給速度。

在熔煉過程中，渣含鉛量通過調(diào)整氧勢(富氧濃度)和/或噴槍插入熔池深度進(jìn)行調(diào)控，當(dāng)渣含鉛量高時(shí)，根據(jù)偏離量按比例下調(diào)富氧濃度，降低氧勢以降低渣含鉛量；同時(shí)/或增加噴槍插入熔池深度，增大噴槍端壓；反之，根據(jù)偏離量按比例上調(diào)富氧濃度和/或減少噴槍插入熔池深度，噴槍插入深度一般為250～500mm。

氧化熔煉階段，還可以通過調(diào)整物料供給速度調(diào)控渣含鉛量，當(dāng)渣含鉛低于預(yù)期值5～10wt％時(shí)，降低物料供給速度；渣含鉛高于預(yù)期值5～10wt％時(shí)，提高物料供給速度。

Ausmelt爐內(nèi)熔煉階段及煙化爐煙化階段發(fā)生的主要化學(xué)反應(yīng)：

氧化熔煉階段

鉛在含鉛物料中主要以硫化鉛(PbS)和硫酸鉛(PbSO₄)形式存在。在氧化熔煉階段，在氧化的氣氛下操作，如反應(yīng)式1和2所示，物料中硫化鉛形成所屬渣中的金屬鉛和氧化鉛?？刂坪脽崃W(xué)條件，能夠在氧化氣氛下得到理想的含鉛35～42wt％的渣；在更高的氧化條件下，會(huì)進(jìn)行如反應(yīng)式2所示的反應(yīng)，生成一定數(shù)量的氧化鉛，物料中的硫酸鉛也可能和硫化鉛進(jìn)行如反應(yīng)式3所示的反應(yīng)，生成氧化鉛。

PbS+O₂→Pb+SO₂ [1]

PbS+1¹/₂O₂→PbO+SO₂ [2]

PbSO₄+PbS→2PbO+2SO₂ [3]

渣的理想溫度為1100℃，保持較低的溫度可以使煙氣數(shù)量最小化，渣中較高的鉛含量可以確保渣的形態(tài)保持為液態(tài)。

氧化熔煉階段富氧濃度為29～31v％，確保注入熔池的氣體最小化，從而減少煙氣的產(chǎn)生，同時(shí)為熔池中的物質(zhì)充分混合提供條件。

還原熔煉I階段

渣的目標(biāo)溫度將會(huì)增加到1150℃，確保鉛還原時(shí)渣仍是液態(tài)的。

還原熔煉I階段利用煤和鉛精礦作為還原劑，進(jìn)行如反應(yīng)式4和5的反應(yīng)；利用鉛精礦作為還原劑，不但能增加處理鉛精礦的量，而且可以產(chǎn)生更多的粗鉛。

PbS+PbO→2Pb+SO₂ [4]

PbO+C→Pb+CO [5]

還原熔煉II階段

渣的目標(biāo)溫度增加到1200℃，使得渣保持液態(tài)，渣中的鉛含量進(jìn)一步降低，主要化學(xué)反應(yīng)如反應(yīng)5所示，直到渣含鉛達(dá)到5wt％以下。

在還原熔煉II階段，以煤作為還原劑，進(jìn)行反應(yīng)式5所示反應(yīng)，如果在該階段加入過多的鉛精礦，在熔池中沒有足夠的PbO消耗PbS，此時(shí)會(huì)形成锍，粗鉛中含锍在精煉時(shí)會(huì)帶來很多問題，基于這個(gè)原因，所以還原熔煉II階段只用塊煤作為還原劑。

該段完成后，鉛熔煉渣排到E電熱前床直到爐內(nèi)渣的厚度為0.4m為止，剩余的渣層留做下一階段的循環(huán)。

煙化階段

粉煤中碳的燃燒反應(yīng)：

C+O₂＝CO₂ [6]

CO₂+C＝2CO [7]

金屬鹽的反應(yīng)：

2ZnSO₄＝2ZnO+2SO₂↑+O₂ [8]

金屬氧化物的還原反應(yīng)：

PbO+CO＝Pb+CO₂ [9]

2PbO+C＝2Pb+CO₂ [10]

ZnO+CO＝Zn+CO₂ [11]

2ZnO+C＝2Zn+CO₂ [12]

爐子上部金屬氣體的氧化反應(yīng)：

2Pb+O₂＝2PbO [13]

2Zn+O₂＝2ZnO [14]

表1實(shí)施例1/2/3工藝參數(shù)統(tǒng)計(jì)表

如表1所示工藝參數(shù)統(tǒng)計(jì)表，采用本發(fā)明方法處理鉛物料，鉛粗煉回收率高，可達(dá)97.5wt％以上，銀和鋅得到較大程度的回收，而且能耗較低。

如表2和表3所示的煙氣成分表，各成分的含量均為在某一階段內(nèi)的平均值。在Ausmelt爐內(nèi)，隨著熔煉的進(jìn)行，煙氣中SO₂含量逐漸減少；而在煙化爐內(nèi)，煙氣中SO₂含量基本保持一致。

在制酸過程中，Ausmelt爐內(nèi)產(chǎn)生的煙氣與煙化爐內(nèi)產(chǎn)生的煙氣混合后制酸，當(dāng)煙氣SO₂含量較低時(shí)通過離子液吸附保證二氧化硫濃度，因此煙氣SO₂≥6％，能夠滿足制酸要求。

表2 Ausmelt爐內(nèi)產(chǎn)生的煙氣成分表

表2 Ausmelt爐內(nèi)產(chǎn)生的煙氣成分表(續(xù))

表3煙化爐內(nèi)產(chǎn)生的煙氣成分表

表3煙化爐內(nèi)產(chǎn)生的煙氣成分表(續(xù))