CN106893871A

CN106893871A - 一种铅精矿处理工艺

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Publication number: CN106893871A
Application number: CN201611235983.2A
Authority: CN
Inventors: 马雁鸿; 陈鹏; 朱海成; 孟庆宇; 刘启忠; 罗恒; 石磊; 张志国; 夏忠和; 徐学鸥; 刘黎波; 罗志丹; 邓伟; 梁艳辉; 伍贺东
Original assignee: Hulun Buir Chi Hong Mining Industry Co Ltd
Current assignee: Hulun Buir Chi Hong Mining Industry Co Ltd
Priority date: 2016-12-28
Filing date: 2016-12-28
Publication date: 2017-06-27
Anticipated expiration: 2036-12-28
Also published as: CN106893871B

Abstract

本发明公开了一种铅精矿处理工艺，其包括在Ausmelt炉内进行的氧化熔炼阶段、还原熔炼I阶段、还原熔炼II阶段，以及在烟化炉内进行的烟化阶段。本发明对原料适应性强，备料过程简单，混合料制粒入炉后可显著减少被出炉烟气带走的粉尘量，从而降低烟尘率；本发明取消了传统的铅烧结过程，消除了粉尘和SO₂烟气的低空污染，有效改善了操作环境；本发明采用Ausmelt炉一炉炼铅+烟化炉烟化工艺，缩短了工艺流程、设备投资省、能耗低、铅回收率高；而且本发明所用炉体密闭，烟气泄漏量小，优化了工作环境；熔炼阶段与烟化阶段的烟气得到了有效分离，Ausmelt炉内的烟气与烟化炉内的烟气混合后，SO₂含量能达到制酸要求，为制酸工艺提供了良好的条件。

Description

一种铅精矿处理工艺

技术领域：

本发明涉及一种处理工艺，尤其涉及一种铅精矿处理工艺。

背景技术：

铅的火法处理工艺主要有烧结-鼓风炉熔炼法和直接熔炼法，其中，直接熔炼法包括氧气底吹熔炼(SKS)-鼓风炉还原法、浸没式顶吹(ISA或Ausmelt)熔炼-鼓风炉还原法、氧气顶吹卡尔多(Kaldo)转炉法、氧气底吹(QSL)法和基夫赛特(Kivcet)法。传统的烧结-鼓风炉熔炼法由于铅精矿烧结烟气的SO₂浓度低，给制酸造成很大困难，不仅损害了岗位工人和附近居民的身体健康，而且给工厂周围的生态环境造成严重破坏，国家已明令淘汰落后的烧结-鼓风炉熔炼工艺。上述直接熔炼工艺都是将冶炼的氧化和还原过程分开，在不同的反应器上完成，即在熔炼炉内主要完成氧化反应以脱除硫，同时产出一部分粗铅和高铅渣，高铅渣经铸渣机铸成块状再送入鼓风炉进行还原熔炼，产出的粗铅送入精炼车间电解，产出的炉渣流至电热前床贮存保温，前床的熔渣流入渣包或通过溜槽进入烟化炉提锌。但是，上述直接熔炼工艺中，高铅渣块进入鼓风炉内熔炼，液态高渣铅的潜热得不到利用，而且需要消耗大量焦炭，冶炼成本高，生产流程长。

近年来，国内研发的多项直接炼铅新工艺先后应用于大型工业化生产，万洋公司与豫北金铅公司、中联公司于2009年合作开发了“三联炉”炼铅新工艺，采用氧化炉-还原炉-烟化炉三炉相连热渣直流，三台熔池熔炼炉由两道连接溜槽串联在一起组成一整体；充分利用液态高铅渣和还原炉渣的潜热，但是，该方法仍然存在流程长、设备投资高的问题；

云锡公司采用Ausmelt炉一炉炼铅法处理铅矿，硫化铅精矿经顶吹炉“一炉三段”式冶炼，直接熔炼成粗铅，即硫化铅精矿的氧化熔炼段、还原熔炼段和烟化段均在同一炉内进行。该工艺粗铅回收率>97.5wt％，银入粗铅>96.5wt％，终渣含铅<1wt％，含锌<3wt％，包括高锌渣烟化在内的粗铅冶炼综合能耗﹤260kgct/t；该处理工艺虽然流程短、设备投资省，但其熔炼段与烟化段烟尘不能有效分离，随着处理的进行，烟气SO₂浓度逐渐减小，在熔炼末端，烟气SO₂浓度太低，给尾气制酸系统带来了挑战，烟尘的回收再利用极为困难。

发明内容：

本发明的目的在于提供一种流程短、设备投资省，工艺优化的铅精矿处理工艺。

本发明的目的由如下技术方案实施，一种铅精矿处理工艺，其包括如下阶段：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：将铅含量≥45wt％的含铅物料与石灰石、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800～3000Nm³/h、空气7000～15000Nm³/h、粉煤0.5～1t/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；铅精矿作为还原剂，不但能增加处理铅精矿的量，并产生更多的粗铅；向所述Ausmelt炉内喷入氧气800～1300Nm³/h、空气7000～15000Nm³/h、粉煤0.8～1.5t/h，保持富氧浓度：23～26v％，控制熔池温度1100～1200℃，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；

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0.1～2t/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；所述铅熔渣在电热前床沉铅后排入烟化炉烟化处理。

所述1)氧化熔炼阶段、所述2)还原熔炼I阶段和所述3)还原熔炼II阶段产生的含有PbO或PbS的铅烟尘随着烟气进入Ausmelt炉的余热锅炉回收余热后，进入收尘系统收尘，含硫烟气送硫酸脱硫系统脱除SO₂生产硫酸外售，干净气体排空；收尘系统收集到的铅烟尘返回到Ausmelt炉配料。

所述3)还原熔炼II阶段完成后得到的所述粗铅进入电铅系统进行除杂-制造阴阳极板-电解-碱性精炼-铸锭，产出铅锭。

进一步的，所述铅熔渣在电热前床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10000～14000Nm³/h和粉煤0.5～1.5t/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，粉煤燃烧产生大量的热和一氧化碳气体，使炉内保持还原气氛，控制熔池温度1150～1250℃，使熔渣中的铅、锌从其氧化物中被还原成金属蒸汽而挥发出来，金属蒸汽至炉子上部空间被从三次风口吸入的空气所氧化，产出PbO、ZnO，以烟尘形态随烟气一道经余热锅炉回收余热后，进入收尘系统后被收集，含硫烟气送硫酸脱硫系统脱除SO₂，然后排空。收尘系统收集到的氧化锌烟尘返回锌冶炼系统作为中和剂回收锌金属。

进一步的，连续加入所述Ausmelt炉内的所述含铅物料包括铅精矿10～20t/h。

进一步的，连续加入所述Ausmelt炉内的所述含铅物料包括铅精矿10～20t/h和铅烟尘≤10t/h。

进一步的，连续加入所述Ausmelt炉内的所述含铅物料包括铅精矿10～20t/h、铅烟尘≤10t/h和含铅废料≤5t/h，含铅废料为铅酸蓄电池、铅渣、铅泥等铅废旧料。

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＝1.18～1.22，CaO＝4.5～7wt％。

进一步的，所述块煤：粒度20～35mm(块煤过小完全燃烧生成CO₂不能起到还原效果，过大燃烧不完全造成浪费)，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％。

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。

本发明的优点：

(1)本发明对原料适应性强，不仅可以处理铅精矿，还可处理铅烟尘、含铅废料，而且对原料的粒度、水分等要求不严格，备料过程简单，混合料制粒入炉后可显著减少被出炉烟气带走的粉尘量，从而降低烟尘率；

(2)取消了传统的铅烧结过程，消除了粉尘和SO₂烟气的低空污染，有效改善了操作环境；

(3)本发明采用Ausmelt炉一炉炼铅+烟化炉烟化工艺，缩短了工艺流程，设备投资省，而且铅粗炼回收率＞97.5wt％，银入粗铅＞96.5wt％，终渣含铅<0.95wt％，含锌<2.28wt％，粗铅冶炼综合能耗﹤264kgct/t，能耗低、铅、银、锌等金属回收率高；而且本发明所用炉体密闭，烟气泄漏量小，优化了工作环境；熔炼阶段与烟化阶段的烟气得到了有效分离，Ausmelt炉内的烟气与烟化炉内的烟气混合后，SO₂含量能达到制酸要求，为制酸工艺提供了良好的条件。

附图说明：

图1为一种铅精矿处理工艺流程图。

具体实施方式：

实施例1：一种铅精矿处理工艺，其包括如下阶段：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：将铅含量≥45wt％的铅精矿10～20t/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800～3000Nm³/h、空气7000～15000Nm³/h、粉煤0.5～1t/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180t、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；铅精矿作为还原剂，不但能增加处理铅精矿的量并产生更多的粗铅；向Ausmelt炉内喷入氧气800～1300Nm³/h、空气7000～15000Nm³/h、粉煤0.8～1.5t/h，保持富氧浓度：23～26v％，控制熔池温度1100～1200℃，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)氧化熔炼阶段和2)还原熔炼I阶段入炉铅精矿量总和的0.3～0.8wt％，向Ausmelt炉内喷入空气7000～15000Nm³/h、粉煤0.1～2t/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；

1)氧化熔炼阶段、2)还原熔炼I阶段和3)还原熔炼II阶段产生的含有PbO或PbS的铅烟尘随着烟气进入Ausmelt炉的余热锅炉回收余热后，进入收尘系统收尘，含硫烟气送硫酸脱硫系统脱除SO₂生产硫酸外售，干净气体排空；

3)还原熔炼II阶段完成后得到的粗铅进入电铅系统进行除杂-制造阴阳极板-电解-碱性精炼-铸锭，产出铅锭。

铅熔渣在电热前床沉铅后排入烟化炉烟化，通过喷嘴向铅熔渣内吹入空气10000Nm³/h和粉煤0.5t/h，通过烟化炉上部三次风口向烟化炉内吹入空气1000Nm³/h，粉煤燃烧产生大量的热和一氧化碳气体，使炉内保持还原气氛，控制熔池温度1150～1250℃，使熔渣中的铅、锌从其氧化物中被还原成金属蒸汽而挥发出来，金属蒸汽至炉子上部空间被从三次风口吸入的空气所氧化，产出PbO、ZnO，以烟尘形态随烟气一道经余热锅炉回收余热后，进入收尘系统后被收集，含硫烟气送硫酸脱硫系统脱除SO₂，然后排空。收尘系统收集到的氧化锌烟尘返回锌冶炼系统作为中和剂回收锌金属。

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＝1.18，CaO＝4.5wt％。

块煤：粒度20～35mm，(块煤过小完全燃烧生成CO₂不能起到还原效果，过大燃烧不完全造成浪费)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％。

实施例2：一种铅精矿处理工艺，其包括如下阶段：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：将铅精矿10～20t/h、铅烟尘≤10t/h(混合后铅含量≥45wt％)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800～3000Nm³/h、空气7000～15000Nm³/h、粉煤0.5～1t/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；

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0.3～0.8wt％，向Ausmelt炉内喷入空气7000～15000Nm³/h、粉煤0.1～2t/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；铅熔渣在电热前床沉铅后排入烟化炉烟化处理。

1)氧化熔炼阶段、2)还原熔炼I阶段和3)还原熔炼II阶段产生的含有PbO或PbS的铅烟尘随着烟气进入Ausmelt炉的余热锅炉回收余热后，进入收尘系统收尘，含硫烟气送硫酸脱硫系统脱除SO₂生产硫酸外售，干净气体排空；收尘系统收集到的铅烟尘返回到Ausmelt炉配料。

铅熔渣在电热前床沉铅后排入烟化炉烟化，通过喷嘴向铅熔渣内吹入空气12000Nm³/h和粉煤1t/h，通过烟化炉上部三次风口向烟化炉内吹入空气1200Nm³/h，粉煤燃烧产生大量的热和一氧化碳气体，使炉内保持还原气氛，控制熔池温度1150～1250℃，使熔渣中的铅、锌从其氧化物中被还原成金属蒸汽而挥发出来，金属蒸汽至炉子上部空间被从三次风口吸入的空气所氧化，产出PbO、ZnO，以烟尘形态随烟气一道经余热锅炉回收余热后，进入收尘系统后被收集，含硫烟气送硫酸脱硫系统脱除SO₂，然后排空。收尘系统收集到的氧化锌烟尘返回锌冶炼系统作为中和剂回收锌金属。

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＝1.2，CaO＝6wt％。

块煤：粒度20～35mm(块煤过小完全燃烧生成CO₂不能起到还原效果，过大燃烧不完全造成浪费)，固定碳≥65％，灰分≤20％，含硫≤1％。

实施例3：如图1所示的一种铅精矿处理工艺，其包括如下阶段：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：将铅含量≥45wt％的含铅物料与石灰石、石英砂混合制粒后连续加入Ausmelt炉内，向Ausmelt炉内喷入氧气800～3000Nm³/h、空气7000～15000Nm³/h、粉煤0.5～1t/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；

铅熔渣在电热前床沉铅后排入烟化炉烟化，通过喷嘴向铅熔渣内吹入空气14000Nm³/h和粉煤1.5t/h，通过烟化炉上部三次风口向烟化炉内吹入空气1500Nm³/h，粉煤燃烧产生大量的热和一氧化碳气体，使炉内保持还原气氛，控制熔池温度1150～1250℃，使熔渣中的铅、锌从其氧化物中被还原成金属蒸汽而挥发出来，金属蒸汽至炉子上部空间被从三次风口吸入的空气所氧化，产出PbO、ZnO，以烟尘形态随烟气一道经余热锅炉回收余热后，进入收尘系统后被收集，含硫烟气送硫酸脱硫系统脱除SO₂，然后排空。收尘系统收集到的氧化锌烟尘返回锌冶炼系统作为中和剂回收锌金属。

连续加入Ausmelt炉内的含铅物料包括铅精矿10～20t/h、铅烟尘≤10t/h和含铅废料≤5t/h。

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＝1.22，CaO＝7wt％。

在熔炼过程中，渣含铅量通过调整氧势(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。

Ausmelt炉内熔炼阶段及烟化炉烟化阶段发生的主要化学反应：

氧化熔炼阶段

铅在含铅物料中主要以硫化铅(PbS)和硫酸铅(PbSO₄)形式存在。在氧化熔炼阶段，在氧化的气氛下操作，如反应式1和2所示，物料中硫化铅形成所属渣中的金属铅和氧化铅。控制好热力学条件，能够在氧化气氛下得到理想的含铅35～42wt％的渣；在更高的氧化条件下，会进行如反应式2所示的反应，生成一定数量的氧化铅，物料中的硫酸铅也可能和硫化铅进行如反应式3所示的反应，生成氧化铅。

PbS+O₂→Pb+SO₂ [1]

PbS+1¹/₂O₂→PbO+SO₂ [2]

PbSO₄+PbS→2PbO+2SO₂ [3]

渣的理想温度为1100℃，保持较低的温度可以使烟气数量最小化，渣中较高的铅含量可以确保渣的形态保持为液态。

氧化熔炼阶段富氧浓度为29～31v％，确保注入熔池的气体最小化，从而减少烟气的产生，同时为熔池中的物质充分混合提供条件。

还原熔炼I阶段

渣的目标温度将会增加到1150℃，确保铅还原时渣仍是液态的。

还原熔炼I阶段利用煤和铅精矿作为还原剂，进行如反应式4和5的反应；利用铅精矿作为还原剂，不但能增加处理铅精矿的量，而且可以产生更多的粗铅。

PbS+PbO→2Pb+SO₂ [4]

PbO+C→Pb+CO [5]

还原熔炼II阶段

渣的目标温度增加到1200℃，使得渣保持液态，渣中的铅含量进一步降低，主要化学反应如反应5所示，直到渣含铅达到5wt％以下。

在还原熔炼II阶段，以煤作为还原剂，进行反应式5所示反应，如果在该阶段加入过多的铅精矿，在熔池中没有足够的PbO消耗PbS，此时会形成锍，粗铅中含锍在精炼时会带来很多问题，基于这个原因，所以还原熔炼II阶段只用块煤作为还原剂。

该段完成后，铅熔炼渣排到E电热前床直到炉内渣的厚度为0.4m为止，剩余的渣层留做下一阶段的循环。

烟化阶段

粉煤中碳的燃烧反应：

C+O₂＝CO₂ [6]

CO₂+C＝2CO [7]

金属盐的反应：

2ZnSO₄＝2ZnO+2SO₂↑+O₂ [8]

金属氧化物的还原反应：

PbO+CO＝Pb+CO₂ [9]

2PbO+C＝2Pb+CO₂ [10]

ZnO+CO＝Zn+CO₂ [11]

2ZnO+C＝2Zn+CO₂ [12]

炉子上部金属气体的氧化反应：

2Pb+O₂＝2PbO [13]

2Zn+O₂＝2ZnO [14]

表1实施例1/2/3工艺参数统计表

如表1所示工艺参数统计表，采用本发明方法处理铅物料，铅粗炼回收率高，可达97.5wt％以上，银和锌得到较大程度的回收，而且能耗较低。

如表2和表3所示的烟气成分表，各成分的含量均为在某一阶段内的平均值。在Ausmelt炉内，随着熔炼的进行，烟气中SO₂含量逐渐减少；而在烟化炉内，烟气中SO₂含量基本保持一致。

在制酸过程中，Ausmelt炉内产生的烟气与烟化炉内产生的烟气混合后制酸，当烟气SO₂含量较低时通过离子液吸附保证二氧化硫浓度，因此烟气SO₂≥6％，能够满足制酸要求。

表2 Ausmelt炉内产生的烟气成分表

表2 Ausmelt炉内产生的烟气成分表(续)

表3烟化炉内产生的烟气成分表

表3烟化炉内产生的烟气成分表(续)

Claims

1.一种铅精矿处理工艺，其特征在于，其包括如下阶段：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：

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％；向所述Ausmelt炉内喷入氧气800～1300Nm³/h、空气7000～15000Nm³/h、粉煤0.8～1.5t/h，保持富氧浓度：23～26v％，控制熔池温度1100～1200℃，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；

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0.1～2t/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；所述铅熔渣沉铅后排入烟化炉烟化处理。

2.根据权利要求1所述一种铅精矿处理工艺，其特征在于，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10000～14000Nm³/h和粉煤0.5～1.5t/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。

3.根据权利要求1所述一种铅精矿处理工艺，其特征在于，连续加入所述Ausmelt炉内的所述含铅物料包括铅精矿10～20t/h。

4.根据权利要求1所述一种铅精矿处理工艺，其特征在于，连续加入所述Ausmelt炉内的所述含铅物料包括铅精矿10～20t/h和铅烟尘≤10t/h。

5.根据权利要求1所述一种铅精矿处理工艺，其特征在于，连续加入所述Ausmelt炉内的所述含铅物料包括铅精矿10～20t/h、铅烟尘≤10t/h和含铅废料≤5t/h。

6.根据权利要求3～5任一所述一种铅精矿处理工艺，其特征在于，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＝1.18～1.22，CaO＝4.5～7wt％。

7.根据权利要求1所述一种铅精矿处理工艺，其特征在于，所述块煤：粒度20～35mm，固定碳≥65wt％，灰分≤20wt％，含硫≤1wt％。

8.根据权利要求1所述一种铅精矿处理工艺，其特征在于，所述粉煤：固定碳≥60wt％，灰分≤20wt％，粒度-160目＞80％，水分≤1wt％。