CN104060089A

CN104060089A - 一种处理高铁多金属锌精矿的方法和冶炼炉

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Publication number: CN104060089A
Application number: CN201410299188.4A
Authority: CN
Inventors: 陶政修; 蒋光佑; 罗祥海; 张小宁; 陈光耀
Original assignee: CHINA TIN GROUP Co Ltd
Current assignee: CHINA TIN GROUP Co Ltd
Priority date: 2014-06-26
Filing date: 2014-06-26
Publication date: 2014-09-24
Anticipated expiration: 2034-06-26
Also published as: CN104060089B

Abstract

一种处理高铁多金属锌精矿的方法和冶炼炉，包括下列步骤：将含Fe16～24％、In0.02～0.40％、Cu0.2～2.0％、Ag0.004～0.04％、Zn36～48％的锌精矿，加入冶炼炉内，先后进行富氧氧化熔炼、弱还原熔炼和强还原熔炼三个过程，产出二氧化硫烟气、铜银合金、冶炼炉渣和锌铟烟尘，二氧化硫烟气制取硫酸，冶炼炉渣对外销售，铜银合金经分离提取铜和银，锌铟烟尘进行中性浸出，得到中性浸出液和中性浸出渣；中性浸出液按常规工艺生产电解锌；中性浸出渣进行二段酸性逆流浸出，得到低酸浸出液和高酸浸出渣；高酸浸出渣返回冶炼炉熔炼，低酸浸出液采用常规的P204萃取工艺生产精铟，萃取余液返回中性浸出。本发明工艺流程短、生产效率高、生产成本低、综合回收好、生产过程清洁环保。

Description

一种处理高铁多金属锌精矿的方法和冶炼炉

技术领域

本发明涉及一种有色金属冶炼技术领域，具体是一种处理高铁多金属锌精矿的方法和冶炼炉。适用于处理含Fe16～24％、In0.02～0.40％、Cu0.2～2.0％、Ag0.004～0.04％、Zn36～48％的高铁多金属锌精矿。

背景技术

目前，处理含Fe16～24％、In0.02～0.40％、Cu0.2～2.0％、Ag0.004～0.04％、Zn36～48％的高铁多金属锌精矿，提取锌并回收多种有价金属的处理方法主要有以下三种：

第一种处理方法是采用常规浸出湿法工艺流程。该流程采用“锌精矿沸腾炉焙烧脱硫--锌焙砂中性与低酸性二段逆流浸出--中上清溶液置换提取铜镉--净化液电积生产电锌--低酸浸出渣浮选回收银--浮银尾渣还原挥发回收锌铟”的湿法炼锌工艺。采用该工艺流程，锌、铟、铜、银都得到了回收利用，锌的回收率达到94％，生产过程中废渣得到了无害化治理，工艺废水能够做到有效处理和循环使用，废气达到国家的排放标准排放，生产过程清洁环保。该处理方法的主要缺点是：(1)锌的一次浸出率低，挥发窑处理量大，需要消耗大量的煤焦；(2)挥发窑处理浮银尾渣时，产出的二氧化硫烟气需要经过治理，才能达到国家排放标准；(3)各种有价金属回收率低，铟回收率75％，铜回收率80％，银回收率40％，严重影响了效益。

第二种处理方法是电炉还原熔炼火法工艺流程。该流程采用“锌精矿沸腾炉焙烧脱硫--锌焙砂电炉强还原熔炼产出含铜银生铁和粗锌合金以及熔炼渣--高铜银生铁和熔炼渣对外销售—粗锌合金经过多级蒸馏后产出锌产品和高铟锌合金—高铟锌合金回收铟”的火法炼锌工艺。采用该工艺流程，锌获得较高回收率，锌达到95％，铁得到了资源化利用，原料中70％的铁变为生铁产品，生产过程中废渣得到了无害化治理，没有工艺废水产出。该方法的主要缺点是：(1)电炉还原熔炼过程中消耗大量的电能和还原煤，生产成本高；(2)由于电炉采用强还原熔炼，过程一氧化碳浓度很高，存在一氧化碳中毒和电炉引气爆炸的安全隐患；(3)含铜银生铁的处理没有很好的方法，无法同时回收铜银和生铁；(4)铟、银的冶炼回收率低，铟的回收率为75％、银的回收率为50％，影响了经济效益。

第三种处理方法是铁矾法沉铁铟湿法工艺流程。该流程采用“锌精矿沸腾炉焙烧脱硫--锌焙砂中低高三段逆流热酸浸出--铁矾法沉铁铟--中上清溶液置换回收铜--净化电积生产电锌--高浸渣、铁矾渣还原挥发回收锌铟银”湿法炼锌工艺。采用该工艺流程，锌获得较高浸出率，铜回收率较高，铜达到90％，生产过程中废渣得到了无害化治理，工艺废水能够做到有效处理和循环使用。该方法的主要缺点是：(1)铁矾渣和高浸渣渣量大，在回转窑进行还原挥发处理时需要消耗大量的焦碳，生产成本高；(2)铁矾渣和高浸渣中含有大量的硫酸根，在回转窑还原挥发过程中分解出大量二氧化硫气体，还原挥发烟气需要进行吸收处理后，才能达标排放。(3)铟、银的冶炼回收率低，铟的回收率为80％、银的回收率为30％，影响了经济效益。

发明内容

本发明的目的是提供一种处理高铁多金属锌精矿的方法和冶炼炉，使含Fe16～24％、In0.02～0.40％、Cu0.2～2.0％、Ag0.004～0.04％、Zn36～48％的锌精矿，实现锌、铟、铜、银金属的高效回收，并使锌精矿中的铁转化为高温无害炉渣，具有工艺流程简洁、生产效率高、生产成本低、有价金属回收率高的优点，工艺过程避免了低浓度二氧化硫的产出，没有工艺废水产出，废渣得到了无害化治理，有效保护了环境。

本发明的技术方案是：一种处理高铁多金属锌精矿的方法，包括下列步骤：

(1)火法熔炼：将含Fe16～24％、In0.02～0.40％、Cu0.2～2.0％、Ag0.004～0.04％、Zn36～48％的锌精矿，加入冶炼炉内，先后进行富氧氧化熔炼、弱还原熔炼和强还原熔炼三个过程，富氧氧化熔炼温度1200～1300℃，富氧浓度48～93％，弱还原熔炼温度1200～1300℃，空气系数0.90～1.0，强还原熔炼温度1250～1350℃，空气系统0.75～0.80％，产出二氧化硫烟气、铜银合金、冶炼炉渣和锌铟烟尘，二氧化硫烟气制取硫酸，冶炼炉渣对外销售；

(2)铜银提取：铜银合金按常规的铜合金电解、阳极泥处理后，生产阴极铜和粗银；

(3)中性浸出：锌铟烟尘用稀硫酸或电解废液、萃取余液进行中性浸出，浸出温度25～65℃，浸出时间1～3h、浸出始酸60～100g/L，浸出终点pH5.0～5.4，浸出后过滤，得到中性浸出液和中性浸出渣；所述电解废液、萃取余液是经过一次循环以后才能获得；

(4)锌提取：中性浸出液按常规工艺进行锌粉净化、电解沉积生产电解锌；

(5)低酸浸出：中性浸出渣进行低酸浸出，低酸浸出温度60～80℃，浸出时间2～3h、浸出始酸90～120g/L，浸出终酸30～50g/L，低酸浸出过滤后，得到低酸浸出渣和低酸浸出液；

(6)高酸浸出：低酸浸出渣进行高酸浸出，高酸浸出温度85～95℃，浸出时间3～5h、浸出始酸150～200g/L，浸出终酸90～120g/L，高酸浸出过滤后，得到高酸浸出液和高酸浸出渣，高酸浸出液返回低酸浸出，高酸浸出渣返回冶炼炉熔炼；

(7)铟提取：低酸浸出液采用常规的P204萃取、盐酸反萃、锌锭置换、粗铟电解工艺生产精铟，萃取余液返回步骤(3)中性浸出。

一种适用于所述的处理高铁多金属锌精矿的方法的冶炼炉，包括外壳、底炉、炉墙、熔炼池隔墙、炉顶、加料口、富氧风嘴、弱还原熔炼池粉煤风嘴、强还原熔炼池粉煤风嘴、金属放出口、渣放出口和烟气出口，其特征在于，所述冶炼炉的熔池通过熔炼池隔墙分为富氧氧化熔炼池、弱还原熔炼池和强还原熔炼池，三个熔炼池的风嘴安装高度分别为富氧氧化熔炼池的富氧风嘴距离炉底高度0.4～0.6m，弱还原熔炼池的粉煤风嘴距离炉底高度1.2～1.8m，强还原熔炼池的粉煤风嘴距离炉底高度0.7～0.9m。

所述富氧氧化熔炼池炉床面积为16m²，熔炼池深度为3.5m，富氧风嘴距离炉底0.5m；弱还原熔炼池炉床面积为20m²，熔炼池深度为3.5m，弱还原熔炼粉煤风嘴距离炉底1.5m；强还原熔炼池的炉床面积为30m²，熔炼池深度为3.5m，强还原熔炼粉煤风嘴距离炉底0.8m。

除另有说明外，所有百分比为质量百分比，各组分含量百分数之和为100％。

冶炼炉的工作原理及过程：

处理高铁多金属锌精矿，铁的行为对有价金属的回收是一个关键因素，在本发明所述的工艺过程中，将杂质铁与有价金属的分离作为工艺选择的第一过程，为后续的低成本提取各种有价金属创造了条件。当锌精矿加入本发明所述的冶炼炉内，在三个不同的熔炼池中，采用不同的控制条件，实现三个不同性质的熔炼功能。首先，以硫化物为主的锌精矿，进入富氧氧化熔炼池，硫化物被强烈氧化，生成氧化锌、氧化铁、氧化铜、氧化铟和二氧化硫等氧化物，二氧化硫为气体进入烟气中，由于在氧化过程中，放出了大量的热量，除二氧化硫以外的其它氧化物熔化并互熔，形成多元金属氧化物熔融体；然后，多元金属氧化物熔融体从第一道隔墙上方溢流到弱还原熔炼池，在弱还原熔炼池内，金属活性较弱的铜和银还原为金属，从熔融渣层中沉淀到池底，与熔融渣分离，并从金属放出口放出，得到铜银合金；接着，分离了铜银金属的熔融体从第二道隔墙上方溢流到强还原熔炼池，在强还原熔炼池，锌被还原为锌金属蒸汽，进入烟气中，铟也被还原为易挥发的一氧化二铟，进入烟气中，经过强还原熔炼后的熔融体，形成了由氧化亚铁、二氧化硅、氧化钙、氧化铝、氧化镁等组成多元金属氧化物炉渣，从放渣口排出；最后，烟气中的锌金属蒸汽和一氧化二铟，被烟气中的剩余氧气氧化，在布袋室内以氧化锌和三氧化二铟的形式进入烟尘。这样，高铁多金属锌精矿经过本发明所述的冶炼炉处理后，实现了有价金属锌、铟、铜、银与杂质成分硫、铁、硅、钙、镁等的有效分离。

本发明的突出优点是：

(1)、技术指标先进。采用本发明能够高效回收锌精矿中的锌、铟、铜、银，锌金属总回收率为95％，铟金属总回收率为90％，铜的回收率为95％、银的回收率为96％。由于使用了弱还原熔炼技术，使铜和银还原为金属，与其它元素分离，确保了铜银的高效回收；同时采用了强还原熔炼技术，使炉料中的锌、铟得到还原与挥发，确保了锌、铟的挥发率和回收率，达到高效回收铟、锌的目的。

(2)、流程优化。由于采用了所述的冶炼炉，使锌精矿的脱硫、熔炼、挥发在一台炉子内三个不同的熔炼池分别实现，使工艺流程得到了简化，并确保了锌、铟、铜、银的高效回收；同时由于采用了富氧氧化熔炼技术，合理地利用了锌精矿中硫元素的氧化放热，实现物料的自熔化，为还原熔炼创造了条件，既可以降低还原熔炼过程中还原煤消耗，也可以加速还原熔炼过程的反应速度，提高设备效率。此外，锌精矿经过本发明所述的冶炼炉处理后，有价金属的主要成分锌、铟、铜、银与杂质硫、铁、硅、钙、镁等得到了有效分离，在后续的金属提取中，完全消除了杂质的干扰，工艺流程得到了优化，经过冶炼炉处理后，得到的产物，经过常规的工艺，就可以高效的回收其中的铜、银、锌、铟，进一步降低了有价金属提取的生产成本。

(3)、节能环保。精矿中的硫在富氧氧化熔炼过程中彻底转变为二氧化硫进入烟气，并制取硫酸产品，且在后续的工艺过程中，不再产出低浓度的二氧化硫气体，本发明工艺过程中产出的气体实现了达标排放。精矿中的铁与二氧化硅、氧化钙形成高温熔融多元炉渣，得到了无害化治理，成为水泥行业的理想原料；精矿中的锌、铟、铜、银都得到了回收利用，整个工艺过程不产出有害渣；采用本发明没有工艺废水产出。

附图说明

图1为本发明所述的处理高铁多金属锌精矿的方法工艺流程图。

图2为本发明所述的用于处理高铁多金属锌精矿的冶炼炉结构示意图。

图中标记为：炉壳1、炉底2、炉墙3、富氧风嘴4、加料口5、熔炼池隔墙6、弱还原熔炼池粉煤风嘴7、金属放出口8、炉顶9、强还原熔炼池粉煤风嘴10、烟气出口11、渣放出口12。

具体实施方式

实施例1

本实施例为本发明所述的处理高铁多金属锌精矿的方法的第一实例，包括如下步骤：

(1)火法熔炼：将含Fe16％、In0.02％、Cu0.2％、Ag0.004％、Zn48％的锌精矿，以20t/h的速度加入本发明所述的冶炼炉内的富氧氧化熔炼池，氧化熔炼池炉床面积为16m²，氧化熔炼池深度为3.5m,同时从距离炉底0.4m的富氧风嘴中以16000Nm³/h的速度喷入氧气浓度为48％的富氧空气，在氧化熔炼温度1200℃下进行富氧氧化熔炼，锌精矿被氧化及脱硫后形成自熔渣；自熔渣通过炉内的第一道隔墙上方溢流到弱还原熔炼池，弱还原熔炼池炉床面积为20m²，弱还原熔炼池深度为3.5m，同时从距离炉底1.2m的弱还原熔炼粉煤风嘴中分别以14400Nm³/h和3000kg/h的速度喷入空气和粉煤，即空气系数为0.90，在熔炼温度1200℃下进行弱还原熔炼，每天从金属放出口中排放1次铜银合金1.0t，铜银合金含铜93.1％，含银1.86％；弱还原熔炼渣通过炉内的第二道隔墙上方溢流到强还原熔炼池，强还原熔炼池的炉床面积为30m²，强还原熔炼池深度为3.5m，同时从距离炉底0.7m的强还原熔炼粉煤风嘴中分别以24000Nm³/h和6000kg/h的速度喷入空气和粉煤，即空气系数0.75，在温度1250℃下进行强还原熔炼，产出二氧化硫烟气量57000Nm³/h，烟气二氧化硫浓度为7.86％，强还原熔炼后的冶炼炉渣连续从渣放出口放出，每天放出总量为191t，炉渣含Zn2.8％、Fe39.4％、In0.006％、Cu0.012％、Ag0.0002％，每天收集锌铟烟尘3次，共收集烟尘量300t，烟尘含Zn73.6％、In0.03％、Fe0.57％，二氧化硫烟气每天制取98.4％浓度的成品硫酸465t，冶炼炉渣191t对外销售；

(2)铜银提取：铜银合金1.0t，浇铸阳极后经常规的铜合金电解、阳极泥处理后，每天产出生产含Cu99.96％的阴极铜0.92吨和含Ag91.8％的粗银0.02t；

(3)中性浸出：300t锌铟烟尘用稀硫酸或电解废液、萃取余液进行中性浸出，浸出温度25℃，浸出时间1h、浸出始酸100g/L，浸出终点PH5.0，浸出后过滤，每天得到含Zn155g/L的中性浸出液2200m³和湿中性浸出渣160t；所述电解废液、萃取余液是经过一次循环以后才能获得。

(4)锌提取：2000m³中性浸出液按常规工艺进行锌粉净化、电解沉积生产电解锌218.4t；

(5)低酸浸出：中性浸出湿渣160t进行低酸浸出，低酸浸出温度60℃，浸出时间2h、浸出始酸90g/L，浸出终酸30g/L，低酸浸出过滤后，每天得到湿低酸浸出渣120t和低酸浸出液1200m³，低酸浸出液含In0.074g/L；

(6)高酸浸出：湿低酸浸出渣120t进行高酸浸出，高酸浸出温度85℃，浸出时间3h、浸出始酸150g/L，浸出终酸90g/L，高酸浸出过滤后，每天得到高酸浸出液1200m³和湿高酸浸出渣60t，高酸浸出液返回低酸浸出，高酸浸出渣返回冶炼炉熔炼；

(7)铟提取：低酸浸出液采用常规的P204萃取、盐酸反萃、锌锭置换、粗铟电解工艺处理，每天生产含In99.996％的精铟0.087t，萃取余液1200m³返回步骤(3)中性浸出。

实施例2

本实施例为本发明所述的一种处理高铁多金属锌精矿的方法的第二实例，包括如下步骤：

(1)火法熔炼：将含Fe20％、In0.20％、Cu1.1％、Ag0.02％、Zn42％的锌精矿，以20t/h的速度加入本发明所述的冶炼炉内的富氧氧化熔炼池，氧化熔炼池炉床面积为16m²，氧化熔炼池深度为3.5m,同时从距离炉底0.5m的富氧风嘴中以12000Nm³/h的速度喷入氧气浓度为64％的富氧空气，在氧化熔炼温度1250℃下进行富氧氧化熔炼，锌精矿被氧化及脱硫后形成自熔渣；自熔渣通过炉内的第一道隔墙上方溢流到弱还原熔炼池，弱还原熔炼池炉床面积为20m²，弱还原熔炼池深度为3.5m，同时从距离炉底1.5m的弱还原熔炼粉煤风嘴中分别以15000Nm³/h和3000kg/h的速度喷入空气和粉煤，即空气系数0.94，在熔炼温度1250℃下进行弱还原熔炼，每天从金属放出口中排放1次铜银合金5.6t，铜银合金含铜92.2％，含银1.68％；弱还原熔炼渣通过炉内的第二道隔墙上方溢流到强还原熔炼池，强还原熔炼池的炉床面积为30m²，强还原熔炼池深度为3.5m，同时从距离炉底0.8m的强还原熔炼粉煤风嘴中分别以24000Nm³/h和5800kg/h的速度喷入空气和粉煤，即空气系数0.78，在温度1300℃下进行强还原熔炼，产出二氧化硫烟气量53000Nm³/h，烟气二氧化硫浓度为8.38％，强还原熔炼后的冶炼炉渣连续从渣放出口放出，每天放出总量为228t，炉渣含Zn2.7％、Fe41.3％、In0.017％、Cu0.09％、Ag0.0015％，每天收集锌铟烟尘3次，共收集烟尘量280t，烟尘含Zn68.5％、In0.32％、Fe0.74％，二氧化硫烟气每天制取98.4％浓度的成品硫酸471t，冶炼炉渣228t对外销售；

(2)铜银提取：铜银合金5.6t，浇铸阳极后经常规的铜合金电解、阳极泥处理后，每天产出生产含Cu99.98％的阴极铜5.03吨和含Ag92.5％的粗银0.101t；

(3)中性浸出：280t锌铟烟尘用稀硫酸或电解废液、萃取余液进行中性浸出，浸出温度45℃，浸出时间2h、浸出始酸80g/L，浸出终点PH5.2，浸出后过滤，每天得到含Zn150g/L的中性浸出液2100m³和湿中性浸出渣170t；所述电解废液、萃取余液是经过一次循环以后才能获得。

(4)锌提取：2100m³中性浸出液按常规工艺进行锌粉净化、电解沉积生产电解锌193.6t；

(5)低酸浸出：中性浸出湿渣170t进行低酸浸出，低酸浸出温度70℃，浸出时间2.5h、浸出始酸105g/L，浸出终酸40g/L，低酸浸出过滤后，每天得到湿低酸浸出渣110t和低酸浸出液1200m³，低酸浸出液含In0.75g/L；

(6)高酸浸出：湿低酸浸出渣110t进行高酸浸出，高酸浸出温度90℃，浸出时间4h、浸出始酸180g/L，浸出终酸105g/L，高酸浸出过滤后，每天得到高酸浸出液1200m³和湿高酸浸出渣50t，高酸浸出液返回低酸浸出，高酸浸出渣返回冶炼炉熔炼；

(7)铟提取：低酸浸出液采用常规的P204萃取、盐酸反萃、锌锭置换、粗铟电解工艺处理，每天生产含In99.995％的精铟0.876t，萃取余液1200m³返回步骤(3)中性浸出。

实施例3

本实施例为本发明所述的一种处理高铁多金属锌精矿的方法的第三实例，包括如下步骤：

(1)火法熔炼：将含Fe24％、In0.40％、Cu2.0％、Ag0.04％、Zn36％的锌精矿，以20t/h的速度加入本发明所述的冶炼炉内的富氧氧化熔炼池，氧化熔炼池炉床面积为16m²，氧化熔炼池深度为3.5m,同时从距离炉底0.6m的富氧风嘴中以8200Nm³/h的速度喷入氧气浓度为93％的富氧空气，在氧化熔炼温度1300℃下进行富氧氧化熔炼，锌精矿被氧化及脱硫后形成自熔渣；自熔渣通过炉内的第一道隔墙上方溢流到弱还原熔炼池，弱还原熔炼池炉床面积为20m²，弱还原熔炼池深度为3.5m，同时从距离炉底1.8m的弱还原熔炼粉煤风嘴中分别以15000Nm³/h和2800kg/h的速度喷入空气和粉煤，即空气系数1.0，在熔炼温度1300℃下进行弱还原熔炼，每天从金属放出口中排放1次铜银合金10.1t，铜银合金含铜92.3％，含银1.85％；弱还原熔炼渣通过炉内的第二道隔墙上方溢流到强还原熔炼池，强还原熔炼池的炉床面积为30m²，强还原熔炼池深度为3.5m，同时从距离炉底0.9m的强还原熔炼粉煤风嘴中分别以24000Nm³/h和5600kg/h的速度喷入空气和粉煤，即空气系数0.80，在温度1350℃下进行强还原熔炼，产出二氧化硫烟气量50000Nm³/h，烟气二氧化硫浓度为8.86％，强还原熔炼后的冶炼炉渣连续从渣放出口放出，每天放出总量为267t，炉渣含Zn2.6％、Fe41.6％、In0.026％、Cu0.19％、Ag0.0024％，每天收集锌铟烟尘3次，共收集烟尘量250t，烟尘含Zn65.4％、In0.73％、Fe1.12％，二氧化硫烟气每天制取98.4％浓度的成品硫酸461t，冶炼炉渣267t对外销售；

(2)铜银提取：铜银合金10.1t，浇铸阳极后经常规的铜合金电解、阳极泥处理后，每天产出生产含Cu99.97％的阴极铜9.14吨和含Ag93.2％的粗银0.198t；

(3)中性浸出：250t锌铟烟尘用稀硫酸或电解废液和萃取余液进行中性浸出，浸出温度65℃，浸出时间3h、浸出始酸60g/L，浸出终点PH5.4，浸出后过滤，每天得到含Zn140g/L的中性浸出液2000m³和湿中性浸出渣190t；所述电解废液、萃取余液是经过一次循环以后才能获得；

(4)锌提取：2000m³中性浸出液按常规工艺进行锌粉净化、电解沉积生产电解锌163.8t；

(5)低酸浸出：中性浸出湿渣190t进行低酸浸出，低酸浸出温度80℃，浸出时间3h、浸出始酸120g/L，浸出终酸50g/L，低酸浸出过滤后，每天得到湿低酸浸出渣120t和低酸浸出液1500m³，低酸浸出液含In1.21g/L；

(6)高酸浸出：湿低酸浸出渣120t进行高酸浸出，高酸浸出温度95℃，浸出时间5h、浸出始酸200g/L，浸出终酸120g/L，高酸浸出过滤后，每天得到高酸浸出液1500m³和湿高酸浸出渣50t，高酸浸出液返回低酸浸出，高酸浸出渣返回冶炼炉熔炼；

(7)铟提取：低酸浸出液采用常规的P204萃取、盐酸反萃、锌锭置换、粗铟电解工艺处理，每天生产含In99.995％的精铟1.78t，萃取余液1500m³返回步骤(3)中性浸出。

实施例4

本实施例为本发明所述的处理高铁多金属锌精矿的冶炼炉，由外壳1、炉底2、炉墙3、富氧风嘴4、加料口5、熔炼池隔墙6、弱还原熔炼池粉煤风嘴7、金属放出口8、炉顶9、强还原熔炼池粉煤风嘴10、烟气出口11和渣放出口12组成。具体结构和连接关系为：

所述冶炼炉的外壳1底部为炉底2，炉底2的上方四周为炉墙3，炉底2的上方中间砌有两道熔炼池隔墙6，炉墙3的上方为炉顶9，炉底2与炉墙3及两道熔炼池隔墙6组成了三个熔炼池，第一个熔炼池的正上方炉顶安装有富氧风嘴4和加料口5，在第二个熔炼池底部安装有弱还原熔炼池粉煤风嘴7和金属放出口8，在第三个熔炼池端墙底部安装有强还原熔炼池粉煤风10和烟气出口11在第三个熔炼池端墙上部设有渣放出口12。

Claims

1.一种处理高铁多金属锌精矿的方法，其特征在于，该方法包括下列步骤：

2.一种适用于权利要求1所述的处理高铁多金属锌精矿的方法的冶炼炉，包括外壳、底炉、炉墙、熔炼池隔墙、炉顶、加料口、富氧风嘴、弱还原熔炼池粉煤风嘴、强还原熔炼池粉煤风嘴、金属放出口、渣放出口和烟气出口，其特征在于，所述冶炼炉的熔池通过熔炼池隔墙分为富氧氧化熔炼池、弱还原熔炼池和强还原熔炼池，三个熔炼池的风嘴安装高度分别为富氧氧化熔炼池的富氧风嘴距离炉底高度0.4～0.6m，弱还原熔炼池的粉煤风嘴距离炉底高度1.2～1.8m，强还原熔炼池的粉煤风嘴距离炉底高度0.7～0.9m。

3.根据权利要求2所述的处理高铁多金属锌精矿的冶炼炉，其特征在于，所述富氧氧化熔炼池炉床面积为16m²，熔炼池深度为3.5m，富氧风嘴距离炉底0.5m；弱还原熔炼池炉床面积为20m²，熔炼池深度为3.5m，弱还原熔炼粉煤风嘴距离炉底1.5m；强还原熔炼池的炉床面积为30m²，熔炼池深度为3.5m，强还原熔炼粉煤风嘴距离炉底0.8m。