本发明涉及一种氧压浸出渣处理方法，尤其涉及一种氧压浸出渣通过Ausmelt炉处理有价金属的方法。
背景技术：
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随着炼锌企业生产规模的扩大，氧压浸出渣的堆存量也越来越多，据统计，目前国内各大冶炼厂堆存的氧压浸出渣约800～900万t，对氧压浸出渣的处理已迫在眉睫。
目前湿法炼锌中得到的氧压浸出渣处理工艺主要有两种：一种是火法处理工艺，即回转窑挥发法(又称威尔兹法)，该法是将干燥的锌浸出渣(含H2O：12％～18％)配以45％～55％的焦粉加入回转窑，在1100～1300℃高温下实现渣还原挥发，然后以ZnO粉回收，同时在烟尘中可回收Pb、Cd、In、Ge、Ga等有价金属。另一种是湿法处理工艺，即热酸浸出法；并根据热酸浸出液除铁方法的不同，又有黄钾铁矾法、针铁矿法和赤铁矿法等。但是，上述氧压浸出渣处理工艺均存在较大缺陷，具体的，回转窑挥发法：渣中Fe与Ag不能得到有效分离及回收，工艺流程较长，设备维修量大，投资高，工作环境较差，能耗高，需要大量燃煤或冶金焦，而且ZnO粉进入浸出流程前需考虑脱出氟氯；热酸浸出法：处理后渣中有大量重金属离子，易造成环境污染及金属浪费。此两种工艺不能实现氧压浸出渣中金属的综合利用及回收，且生产过程中产生废渣、废气，不但造成环境污染，而且造成大量有价金属流失。
技术实现要素：
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本发明的目的在于提供一种解决上述问题的氧压浸出渣通过Ausmelt炉处理有价金属的方法。
本发明的目的由如下技术方案实施，一种氧压浸出渣通过Ausmelt炉处理有价金属的方法，其特征在于，其包括如下步骤：(1)Ausmelt炉熔炼，(2)粗铅精炼，(3)铅熔渣熔炼，具体的：
步骤(1)Ausmelt炉熔炼，包括如下阶段：1)氧化熔炼阶段；2)还原熔炼I阶段；3)还原熔炼II阶段，其中：
1)氧化熔炼阶段：将氧压浸出渣、铅精矿与铅烟尘进行混料，得到含铅25wt％以上的含铅物料，而后将含铅物料25～30t/h与石灰石、石英砂混合制粒后连续加入Ausmelt炉内，向所述Ausmelt炉内喷入氧气1050～1350Nm3/h、空气11000～15000Nm3/h、粉煤0.9～1.45t/h，保持富氧浓度：29～31v％，控制熔池温度1050～1150℃，进行氧化熔炼，当入炉物料量达到额定投料量、且渣含铅35～42wt％时，所述1)氧化熔炼阶段完成；
2)还原熔炼I阶段：在完成所述1)氧化熔炼阶段的所述Ausmelt炉内加入所述铅精矿和块煤，其中，所述铅精矿的投入量为所述1)氧化熔炼阶段入炉所述含铅物料量的3～10wt％，所述块煤的投入量为所述1)氧化熔炼阶段入炉所述含铅物料量的0.5～1wt％，所述铅精矿和所述块煤的投入量根据进入所述2)还原熔炼I阶段的实际渣含铅量进行调整；向所述Ausmelt炉内喷入空气15000～19500Nm3/h、粉煤1.5～2.2t/h，控制熔池温度1130～1230℃，进行还原熔炼，当渣含铅13～18wt％时，所述2)还原熔炼I阶段完成；该还原阶段以硫化铅精矿交互反应还原为主，碳还原为辅。
3)还原熔炼II阶段：在完成所述2)还原熔炼I阶段的所述Ausmelt炉内加入所述块煤，所述块煤的加入量为所述1)氧化熔炼阶段入炉所述含铅物料量和所述2)还原熔炼I阶段入炉所述铅精矿量总和的0.3～0.8wt％，向所述Ausmelt炉内喷入空气7000～15000Nm3/h、粉煤1.4～2.25t/h，控制熔池温度1150～1250℃，继续进行还原熔炼，当渣含铅<5wt％时，所述3)还原熔炼II阶段完成，得到粗铅和铅熔渣；
步骤(2)粗铅精炼：将所述步骤(1)Ausmelt炉熔炼产生的所述粗铅间歇的排放到保温铅锅内保温，将所述保温铅锅表面的铅冰铜打捞，铅冰铜外售，铅液制造阴极片和阳极板，而后装入电解槽进行电解，最终得到合格的铅阴极，将铅阴极放到铅锅熔化后进行铸锭产出铅锭，银全部进入到铅阳极泥；铅烟尘作为Ausmelt炉熔炼原料之一返回Ausmelt炉回收铅；
步骤(3)铅熔渣熔炼，将所述步骤(1)Ausmelt炉熔炼产生的所述铅熔渣沉铅后排入烟化炉烟化，通过喷嘴向所述铅熔渣内吹入空气8800～14500Nm3/h和粉煤0.3～1.35t/h，通过所述烟化炉上部三次风口向所述烟化炉内吹入空气1000～1500Nm3/h，控制熔池温度1150～1250℃，烟尘经余热回收、收尘、脱硫后排空，收尘用于锌冶炼；最终得到铁渣。
进一步的，所述石灰石和所述石英砂的加入量根据入炉物料中的Fe含量、CaO含量和SiO2含量计算而得；控制熔炼过程中渣中[Fe]:SiO2＝1.20～1.22，CaO＝5～6wt％。
进一步的，所述块煤：粒度20～35mm，固定碳≥65wt％，灰分≤20wt％，含硫≤1wt％。
进一步的，所述粉煤：固定碳≥60wt％，灰分≤20wt％，粒度-160目＞80％，水分≤1wt％。
本发明的优点：本发明是将氧压浸出渣作为一种原料，与铅烟尘及铅精矿按照比例配料投入到Ausmelt炉中进行火法熔炼，产出粗铅的同时，回收氧压浸出渣中有价元素，其中S元素进入制酸系统制酸，Ag进入粗铅后进行电解后进入铅阳极泥中，98％以上的Fe进入铅熔渣，使氧压浸出渣中的Fe与Ag得到有效分离及回收。此工艺不但能正常生产产出粗铅，同时回收氧压浸出渣中有价金属Fe和Ag等，整个生产过程中无三废排放，杜绝生产环境事故发生。
附图说明：
图1为本发明的工艺流程图。
具体实施方式：
实施例1：
一种氧压浸出渣通过Ausmelt炉处理有价金属的方法，其特征在于，其包括如下步骤：(1)Ausmelt炉熔炼，(2)粗铅精炼，(3)铅熔渣熔炼，具体的：
步骤(1)Ausmelt炉熔炼，包括如下阶段：1)氧化熔炼阶段；2)还原熔炼I阶段；3)还原熔炼II阶段，其中：
1)氧化熔炼阶段：将氧压浸出渣、铅精矿与铅烟尘进行混料，得到含铅25wt％以上的含铅物料，而后将含铅物料25t/h与石灰石、石英砂混合制粒后连续加入Ausmelt炉内，向Ausmelt炉内喷入氧气1050Nm3/h、空气11000Nm3/h、粉煤0.9t/h，保持富氧浓度：29～31v％，控制熔池温度1050～1150℃，进行氧化熔炼，当入炉物料量达到额定投料量、且渣含铅35～42wt％时，1)氧化熔炼阶段完成；
2)还原熔炼I阶段：在完成1)氧化熔炼阶段的Ausmelt炉内加入铅精矿和块煤，其中，铅精矿的投入量为1)氧化熔炼阶段入炉含铅物料量的3～10wt％，块煤的投入量为1)氧化熔炼阶段入炉含铅物料量的0.5～1wt％，铅精矿和块煤的投入量根据进入2)还原熔炼I阶段的实际渣含铅量进行调整；向Ausmelt炉内喷入空气15000Nm3/h、粉煤1.5t/h，控制熔池温度1130℃，进行还原熔炼，当渣含铅13～18wt％时，2)还原熔炼I阶段完成；
3)还原熔炼II阶段：在完成2)还原熔炼I阶段的Ausmelt炉内加入块煤，块煤的加入量为1)氧化熔炼阶段入炉含铅物料量和2)还原熔炼I阶段入炉铅精矿量总和的0.3wt％，向Ausmelt炉内喷入空气7000Nm3/h、粉煤1.4t/h，控制熔池温度1150℃，继续进行还原熔炼，当渣含铅<5wt％时，3)还原熔炼II阶段完成，得到粗铅和铅熔渣；
步骤(2)粗铅精炼：将步骤(1)Ausmelt炉熔炼产生的粗铅间歇的排放到保温铅锅内保温，将保温铅锅表面的铅冰铜打捞，铅冰铜外售，铅液制造阴极片和阳极板，而后装入电解槽进行电解，最终得到合格的铅阴极，将铅阴极放到铅锅熔化后进行铸锭产出铅锭，银全部进入到铅阳极泥；铅烟尘作为Ausmelt炉熔炼原料之一返回Ausmelt炉回收铅；
步骤(3)铅熔渣熔炼，将步骤(1)Ausmelt炉熔炼产生的铅熔渣沉铅后排入烟化炉烟化，通过喷嘴向铅熔渣内吹入空气8800Nm3/h和粉煤0.3t/h，通过烟化炉上部三次风口向烟化炉内吹入空气1000Nm3/h，控制熔池温度1150～1250℃，烟尘经余热回收、收尘、脱硫后排空，收尘用于锌冶炼；最终得到铁渣。
石灰石和石英砂的加入量根据入炉物料中的Fe含量、CaO含量和SiO2含量计算而得；控制熔炼过程中渣中[Fe]:SiO2＝1.20～1.22，CaO＝5～6wt％。
块煤：粒度20～35mm，固定碳≥65wt％，灰分≤20wt％，含硫≤1wt％。
粉煤：固定碳≥60wt％，灰分≤20wt％，粒度-160目＞80％，水分≤1wt％。
实施例2：
一种氧压浸出渣通过Ausmelt炉处理有价金属的方法，其特征在于，其包括如下步骤：(1)Ausmelt炉熔炼，(2)粗铅精炼，(3)铅熔渣熔炼，具体的：
步骤(1)Ausmelt炉熔炼，包括如下阶段：1)氧化熔炼阶段；2)还原熔炼I阶段；3)还原熔炼II阶段，其中：
1)氧化熔炼阶段：将氧压浸出渣、铅精矿与铅烟尘进行混料，得到含铅25wt％以上的含铅物料，而后将含铅物料27t/h与石灰石、石英砂混合制粒后连续加入Ausmelt炉内，向Ausmelt炉内喷入氧气1200Nm3/h、空气13000Nm3/h、粉煤1.2t/h，保持富氧浓度：29～31v％，控制熔池温度1050～1150℃，进行氧化熔炼，当入炉物料量达到额定投料量、且渣含铅35～42wt％时，1)氧化熔炼阶段完成；
2)还原熔炼I阶段：在完成1)氧化熔炼阶段的Ausmelt炉内加入铅精矿和块煤，其中，铅精矿的投入量为1)氧化熔炼阶段入炉含铅物料量的3～10wt％，块煤的投入量为1)氧化熔炼阶段入炉含铅物料量的0.5～1wt％，铅精矿和块煤的投入量根据进入2)还原熔炼I阶段的实际渣含铅量进行调整；向Ausmelt炉内喷入空气17000Nm3/h、粉煤1.8t/h，控制熔池温度1130～1230℃，进行还原熔炼，当渣含铅13～18wt％时，2)还原熔炼I阶段完成；
3)还原熔炼II阶段：在完成2)还原熔炼I阶段的Ausmelt炉内加入块煤，块煤的加入量为1)氧化熔炼阶段入炉含铅物料量和2)还原熔炼I阶段入炉铅精矿量总和的0.6wt％，向Ausmelt炉内喷入空气11000Nm3/h、粉煤1.8t/h，控制熔池温度1150～1250℃，继续进行还原熔炼，当渣含铅<5wt％时，3)还原熔炼II阶段完成，得到粗铅和铅熔渣。
步骤(2)粗铅精炼：将步骤(1)Ausmelt炉熔炼产生的粗铅间歇的排放到保温铅锅内保温，将保温铅锅表面的铅冰铜打捞，铅冰铜外售，铅液制造阴极片和阳极板，而后装入电解槽进行电解，最终得到合格的铅阴极，将铅阴极放到铅锅熔化后进行铸锭产出铅锭，银全部进入到铅阳极泥；铅烟尘作为Ausmelt炉熔炼原料之一返回Ausmelt炉回收铅。
步骤(3)铅熔渣熔炼，将步骤(1)Ausmelt炉熔炼产生的铅熔渣沉铅后排入烟化炉烟化，通过喷嘴向铅熔渣内吹入空气1200Nm3/h和粉煤0.6t/h，通过烟化炉上部三次风口向烟化炉内吹入空气1200Nm3/h，控制熔池温度1150～1250℃，烟尘经余热回收、收尘、脱硫后排空，收尘用于锌冶炼；最终得到铁渣。
石灰石和石英砂的加入量根据入炉物料中的Fe含量、CaO含量和SiO2含量计算而得；控制熔炼过程中渣中[Fe]:SiO2＝1.20～1.22，CaO＝5～6wt％。
块煤：粒度20～35mm，固定碳≥65wt％，灰分≤20wt％，含硫≤1wt％。
粉煤：固定碳≥60wt％，灰分≤20wt％，粒度-160目＞80％，水分≤1wt％。
实施例3：
一种氧压浸出渣通过Ausmelt炉处理有价金属的方法，其特征在于，其包括如下步骤：(1)Ausmelt炉熔炼，(2)粗铅精炼，(3)铅熔渣熔炼，具体的：
步骤(1)Ausmelt炉熔炼，包括如下阶段：1)氧化熔炼阶段；2)还原熔炼I阶段；3)还原熔炼II阶段，其中：
1)氧化熔炼阶段：将氧压浸出渣、铅精矿与铅烟尘进行混料，得到含铅25wt％以上的含铅物料，而后将含铅物料30t/h与石灰石、石英砂混合制粒后连续加入Ausmelt炉内，向Ausmelt炉内喷入氧气1350Nm3/h、空气15000Nm3/h、粉煤1.45t/h，保持富氧浓度：29～31v％，控制熔池温度1050～1150℃，进行氧化熔炼，当入炉物料量达到额定投料量、且渣含铅35～42wt％时，1)氧化熔炼阶段完成；
2)还原熔炼I阶段：在完成1)氧化熔炼阶段的Ausmelt炉内加入铅精矿和块煤，其中，铅精矿的投入量为1)氧化熔炼阶段入炉含铅物料量的3～10wt％，块煤的投入量为1)氧化熔炼阶段入炉含铅物料量的0.5～1wt％，铅精矿和块煤的投入量根据进入2)还原熔炼I阶段的实际渣含铅量进行调整；向Ausmelt炉内喷入空气19500Nm3/h、粉煤2.2t/h，控制熔池温度1130～1230℃，进行还原熔炼，当渣含铅13～18wt％时，2)还原熔炼I阶段完成；
3)还原熔炼II阶段：在完成2)还原熔炼I阶段的Ausmelt炉内加入块煤，块煤的加入量为1)氧化熔炼阶段入炉含铅物料量和2)还原熔炼I阶段入炉铅精矿量总和的0.8wt％，向Ausmelt炉内喷入空气15000Nm3/h、粉煤2.25t/h，控制熔池温度1150～1250℃，继续进行还原熔炼，当渣含铅<5wt％时，3)还原熔炼II阶段完成，得到粗铅和铅熔渣；
步骤(2)粗铅精炼：将步骤(1)Ausmelt炉熔炼产生的粗铅间歇的排放到保温铅锅内保温，将保温铅锅表面的铅冰铜打捞，铅冰铜外售，铅液制造阴极片和阳极板，而后装入电解槽进行电解，最终得到合格的铅阴极，将铅阴极放到铅锅熔化后进行铸锭产出铅锭，银全部进入到铅阳极泥；铅烟尘作为Ausmelt炉熔炼原料之一返回Ausmelt炉回收铅；
步骤(3)铅熔渣熔炼，将步骤(1)Ausmelt炉熔炼产生的铅熔渣沉铅后排入烟化炉烟化，通过喷嘴向铅熔渣内吹入空气14500Nm3/h和粉煤1.35t/h，通过烟化炉上部三次风口向烟化炉内吹入空气1500Nm3/h，控制熔池温度1150～1250℃，烟尘经余热回收、收尘、脱硫后排空，收尘用于锌冶炼；最终得到铁渣。
石灰石和石英砂的加入量根据入炉物料中的Fe含量、CaO含量和SiO2含量计算而得；控制熔炼过程中渣中[Fe]:SiO2＝1.20～1.22，CaO＝5～6wt％。
块煤：粒度20～35mm，固定碳≥65wt％，灰分≤20wt％，含硫≤1wt％。
粉煤：固定碳≥60wt％，灰分≤20wt％，粒度-160目＞80％，水分≤1wt％。
在熔炼过程中，渣含铅量可通过调整氧势(富氧浓度)和/或喷枪插入熔池深度进行调控，当渣含铅量高时，根据偏离量按比例下调富氧浓度，降低氧势以降低渣含铅量；同时/或增加喷枪插入熔池深度，增大喷枪端压；反之，根据偏离量按比例上调富氧浓度和/或减少喷枪插入熔池深度，喷枪插入深度一般为250～500mm。
氧化熔炼阶段，还可以通过调整物料供给速度调控渣含铅量，当渣含铅低于预期值5～10wt％时，降低物料供给速度；渣含铅高于预期值5～10wt％时，提高物料供给速度。
有关氧压浸出渣中各种硫物相在氧化段的反应如下：
A、硫酸型复盐
硫酸型复盐首先受热分解为对应的硫酸盐、水蒸气，随着温度进一步升高，硫酸盐继续发生分解，反应式如[1]所示：
其中Me＝Fe、Pb、Zn等。
硫酸型复盐分解为吸热反应，因此，氧压浸出渣中大量的硫酸型复盐吸热分解导致炉温降低，需要补充大量粉煤。
B、硫化物
MeS+3/2O2＝MeO+SO2 [2]
其中Me＝Fe、Zn、Cu、Pb等。
C、元素硫
元素硫与氧气作用，生成SO2气体，也作为烟气进入烟气处理系统，反应式如[3]所示；
氧压浸出渣中由于S0的存在可能还会发生PbO与S0的反应，直接生成粗Pb、SO2，反应式如[4]所示。
S0+O2＝SO2 [3]
PbO+1/2S0＝Pb+1/2SO2 [4]
D、氧压浸出渣中有价金属Ag在熔炼反应过程中随粗铅一起沉降，富集在粗铅中。
铅烟尘在Ausmelt炉各阶段熔炼反应机理如下：
氧化段
烟尘主要成分为PbSO4、PbO，进入熔池后PbSO4、PbS和O2反应生成PbO、SO2，反应式如[5]所示；同时，也会发生PbSO4直接受热分解反应生成PbO、SO2和O2，反应式如[6]所示。
PbSO4+PbS+O2＝2PbO+2SO2 [5]
PbSO4＝PbO+SO2+1/2O2 [6]
通过上述过程，最终产出粗铅、富铅渣(含铅约40％)以及浓度在3％～9％左右的SO2烟气。
还原1段
当熔炼阶段进料量以及渣含铅达到要求时则进入还原I阶段作业，分为交互反应还原和碳化还原：
交互反应还原
加入的PbS精矿与炉渣中PbO反应生成Pb和SO2，反应式如[7]所示：
PbS+2PbO＝3Pb+SO2 [7]
碳化还原
在还原性气氛下，CO与炉渣中PbO先反应生成Pb和CO2，反应生成的CO2与煤中碳进行碳的气化反应(即布多尔反应)重新生成CO，CO则继续参与炉渣中PbO的还原，反应式如[8]和[9]所示：
PbO+CO＝Pb+CO2 [8]
C+CO2＝2CO [9]
还原I阶段必须控制适当的PbS精矿加入量，一方面通过交互反应进一步增加PbS精矿处理量并产出更多粗铅，另一方面不能加入过多PbS精矿，熔池中可能出现没有足够的PbO消耗PbS的状况，形成铅冰铜。
还原II阶段
当渣含铅达到要求时则进入还原2段作业，该阶段只有碳化还原，反应式如[8]和[9]所示。
铁在还原阶段主要发生还原反应，反应是如[10]和[11]所示：
2FexOy+yC＝2xFe+yCO2 [10]
FexOy+yCO＝xFe+yCO2 [11]
铁以单质形式进入铅熔渣中。