CN107674985A - 由锌冶炼熔渣回收有价组分的方法 - Google Patents

Abstract

本发明公开一种由锌冶炼熔渣回收有价组分的方法。其包括以下步骤：S1、将锌冶炼渣，加入保温装置或熔渣可流出的熔炼反应装置中，并加入钙系矿物与添加剂，形成混合熔渣；将混合熔渣加热至熔融状态，形成反应熔渣，实时监测反应熔渣，通过调控反应熔渣的温度及碱度CaO/SiO₂比值，获得反应完成后的熔渣；S2、得到的熔渣，沉降分离获得含铁硅酸盐矿物相、富铜相、富铁相以及含锌、含铅、含铋与含铟组分的烟尘，金银组分迁移、富集进入富铜相；对各相进行回收处理。本发明不仅能够降低渣含铜(渣含铜<0.1wt％)，而且能够实现铜、铁、金、银、铅、锌、铟、铋、钠、钾等组分的高效回收，获得低铜含铁物料，金属回收率高，生产成本低，环境友好，经济收益高。

Description

由锌冶炼熔渣回收有价组分的方法

技术领域

本发明属于资源综合利用与熔渣冶金技术领域，具体涉及一种由锌冶炼熔渣回收有价组分的方法。

背景技术

锌冶炼工艺包括湿法炼锌与竖罐炼锌两种工艺，两种工艺产生大量锌冶炼渣，其中湿法炼锌产生锌浸出渣、铁矾渣、酸洗后铁矾渣、针铁矿渣、赤铁矿渣等，竖罐炼锌产生竖罐炼锌炉渣。锌冶炼渣含有铜、铁、锌、铅、铟、金、银等二次资源，其中铁含量高达50％，远超铁矿石的可采品位(可采品位，铁含量>26wt％)，铜含量高达2％，远超铜矿可采品位(可采品位，铜含量>0.2wt％)，锌含量高达25％。目前，锌冶炼渣采用挥发窑、烟化炉、鼓风炉、旋涡熔炼等工艺进行处理回收，仅回收部分铅、锌、银等组分，没有考虑铜、铁、金等有价组分的回收，而且能耗高，污染大。

目前，大量锌冶炼渣堆积，锌冶炼渣含有大量重金属离子，不仅带来严重的环境污染，而且造成资源浪费。因此，如何清洁、高效利用锌冶炼渣回收有价组分是一个亟待解决的问题。

发明内容

(一)要解决的技术问题

为了解决现有技术的上述问题，本发明提供一种由锌冶炼熔渣回收有价组分的方法，该方法不仅能够降低渣含铜(渣含铜<0.1wt％)，而且能够实现铜、铁、金、银、铅、锌、铟、铋、钠、钾等组分的高效回收，获得低铜含铁物料(铁精矿与生铁)，金属回收率高，生产成本低，环境友好，经济收益高。

(二)技术方案

为了达到上述目的，本发明采用的主要技术方案如下：

一种由锌冶炼熔渣回收有价组分的方法，包括以下步骤：

S1、炉渣混合：将锌冶炼渣，加入保温装置或熔渣可流出的熔炼反应装置中，并加入钙系矿物与添加剂，形成混合熔渣；

将混合熔渣加热至熔融状态，形成反应熔渣，混合均匀，实时监测反应熔渣，通过调控使反应熔渣同时满足a和b两个条件，获得反应完成后的熔渣；

其中，a：调控反应熔渣的温度为1100～1450℃；

b：调控反应熔渣的碱度CaO/SiO₂比值＝0.15～1.8；

S2、分离回收：步骤S1得到的熔渣，保温5～50min，沉降分离获得中上部含铁硅酸盐矿物相、底部富铜相、中下部富铁相以及生成含锌组分、含铅组分、含铋组分与含铟组分的烟尘，金银组分迁移、富集进入富铜相；对各相进行回收处理；

根据本发明，在步骤S1中，条件a的调控方法为：

当反应熔渣的温度<1100℃时，通过反应装置自身的加热功能，或向熔渣中加入燃料与预热的氧化性气体，使反应熔渣的温度达到1100～1450℃范围内；

当反应熔渣的温度>1450℃时，向反应熔渣中加入含铜物料、锌冶炼渣、冶金熔剂、含铁物料、含氟物料中的一种或几种，使混合熔渣的温度达到1100～1450℃范围内；

在步骤S1中，条件b的调控方法为：

当反应熔渣的碱度CaO/SiO₂比值<0.15时，向反应熔渣中加入碱性物料和/或碱性含铁物料；

当反应熔渣的碱度CaO/SiO₂比值>1.8时，向反应熔渣中加入酸性物料和/或酸性含铁物料。

根据本发明，所述保温装置为可倾倒的熔炼反应渣灌、保温地坑中的一种或两种；

所述熔渣可流出的熔炼反应装置为可转动的熔炼反应装置或带有渣口或铁口的熔炼反应装置；

所述可转动的熔炼反应装置为转炉、熔炼反应渣罐中的一种或两种；

所述带有渣口或铁口的熔炼反应装置为等离子炉、直流电弧炉、交流电弧炉、矿热炉、鼓风炉、高炉、感应炉、冲天炉、侧吹熔池熔炼炉、底吹熔池熔炼炉、顶吹熔池熔炼炉、反射炉、奥斯麦特炉、艾萨炉、瓦钮可夫熔池熔炼炉、侧吹回转炉、底吹回转炉、顶吹回转炉中的一种或几种。

根据本发明，在所述步骤S1中，满足所述条件a和b的同时，应同时满足所述熔渣中铜和铁氧化物还原为金属铜和FeO，熔渣中金属铁含量<3％。

通过加入还原剂、含固体碳的含铁物料中的一种或两种，熔渣中还原剂用量为熔渣中铜和铁氧化物还原为金属铜和FeO的理论量110～140％；所述含碳的含铁物料为钢铁尘泥与烟灰、铁精矿含碳预还原球团、铁精矿含碳金属化球团、湿法炼锌挥发窑渣、焦炭炉尘泥与烟灰。

根据本发明，所述锌冶炼渣是湿法炼锌产生的炉渣、火法炼锌产生的炉渣中的一种或两种；锌冶炼渣为熔融态或热态或冷态，熔融火法炼锌渣由旋涡熔炼炉、鼓风炉、烟化炉、电炉出渣口获得，热态锌冶炼渣由挥发窑出料口、竖罐出渣口获得，或将锌冶炼渣加热至熔融状态；

其中，所述湿法炼锌产生的炉渣是锌浸出渣、挥发窑渣、铜镉渣、铁矾渣、酸洗后铁矾渣、针铁矿渣、赤铁矿渣中的一种或多种，所述火法炼锌产生的炉渣是竖罐炼锌炉渣、旋涡熔炼炉渣、鼓风炉炉渣、烟化炉炉渣、电炉渣中的一种或多种；所述湿法炼锌产生的炉渣均需经过烘干、脱水处理；旋涡熔炼炉渣、鼓风炉炉渣、烟化炉炉渣、电炉渣由熔炼炉出渣口获得，挥发窑渣由挥发窑出料口获得，竖罐炼锌炉渣由竖罐出料口获得；

所述钙系矿物为石灰、石灰石、白云石、电石渣、赤泥、脱钠后高钙赤泥中的一种或几种；

所述添加剂为SiO₂、MgO、FeO、Fe₂O₃、MnO₂、Al₂O₃、TiO₂、Fe或Na₂O中的一种或几种。

根据本发明，所述含铜物料是铜渣、选铜尾矿、粗铜火法精炼渣、锌冶炼渣、锌冶炼烟灰与尘泥、铅锌尾渣、铅冶炼渣、铅冰铜、砷冰铜、粗铅火法精炼渣、铅冶炼烟灰与尘泥、铅酸电池、铜冶炼烟灰与尘泥、杂铜、含铜垃圾、含铜电路板、锡冶炼渣、镍冶炼渣、锡尾矿中的一种或几种；

所述铜渣是造锍熔炼”产生的炉渣、“铜鋶吹炼”产生的炉渣、火法贫化炉渣、铜渣浮选尾渣、湿法炼铜渣中的一种或几种；

所述冶金熔剂为含CaO或SiO₂的矿物与炉渣，优选为石英砂、含金银石英砂、赤泥、脱钠后高钙赤泥、电石渣、白云石或石灰石中的一种或几种；

所述含铁物料是普通铁精矿、普通铁精矿直接还原铁，普通铁精矿烧结矿、普通铁精矿球团矿、普通铁精矿金属化球团、普通铁精矿含碳预还原球团、钢渣、锌冶炼渣、焦炭冶炼烟尘与尘泥、钢铁烟尘与尘泥、镍冶炼渣、铜渣、铅冶炼渣、锌冶炼渣、锡冶炼渣、赤泥、脱钠后高钙赤泥、煤粉灰、硫酸烧渣中的一种或几种；

所述镍冶炼渣是“造锍熔炼”工艺产生的镍熔炼渣、“铜冰镍吹炼”工艺吹炼后的贫化炉渣、顶吹熔炼产生的镍沉降炉渣中一种或多种；

所述铅冶炼渣为烟化炉炉渣与含铅熔炼渣，“ISP铅锌鼓风炉还原”或“烧结矿鼓风炉还原”或“固态高铅渣还原”或“液态高铅渣还原工艺”还原工艺产生含铅熔炼渣，铅熔炼渣通过烟化炉冶炼产生含铅烟化炉渣；

所述钢铁烟尘与尘泥包括高炉瓦斯泥、转炉尘泥、电炉尘泥、热/冷轧污泥、烧结粉尘、球团粉尘、出铁厂集尘、高炉瓦斯灰、电炉除尘灰、轧钢氧化铁皮；

所述含氟物料是萤石、CaF₂、含氟高炉渣中的一种或几种；

所述含铜物料、含铁物料和含氟物料均为球团或粉状物料或制粒；其中，粉状物料的粒度≤150μm，粒状物料粒度为5-25mm，粉状物料以喷吹的方式喷入，粒状物料以喷吹或投料的方式加入,载入气体为预热的氩气、氮气、还原性气体、氧化性气体中的一种或多种，预热温度为0-1200℃。

根据本发明，所述碱性物料为石灰粉、赤泥、脱钠后高钙赤泥、电石渣、白云石粉或生石灰粉中一种或几种；所述碱性含铁物料为碱性烧结矿、钢渣、铁合金渣、碱性铁精矿、碱性预还原球团、碱性金属化球团、碱性高炉渣中的一种或几种；

所述酸性物料为硅石、粉煤灰、煤矸石中的一种或多种；所述酸性含铁物料为酸性烧结矿、酸性铁精矿、酸性预还原球团、酸性金属化球团、铜渣、铅冶炼渣、锌冶炼渣、镍冶炼渣、锡冶炼渣、铁合金渣、酸性高炉渣中的一种或几种。

根据本发明，在步骤S2中的分离回收进行如下处理：

含有热态或冷态所述富铜相，送往转炉或吹炼炉炼铜，或缓冷破碎磁选分离金属铁后再送往转炉或吹炼炉炼铜，或经磁选分离金属铁或不经磁选分离金属铁后，直接还原，还原产物经磁选分离金属铁后，再送往转炉或吹炼炉炼铜；

所述含锌组分、含铅组分、含铋组分与含铟组分挥发，以氧化物形式进入烟尘回收；

含有所述含铁硅酸盐矿物相和/或所述富铁相，采用以下方法A-G中的任一种进行熔渣处理：

方法A：水淬或空冷后，直接用于水泥原料：

方法B：返回到反应混合熔渣中作为热态冶金熔剂：

方法C：用于浇筑微晶玻璃或作为矿渣棉；

方法D：将所述含铁硅酸盐矿物相和/或所述富铁相的含铁熔渣保留在熔炼反应装置内或将熔渣倒入保温装置，向含铁熔渣中，吹入温度为0～1200℃的预热氧化性气体，并保证硅酸盐熔渣温度>1460℃；当熔渣氧化亚铁含量<1％，获得氧化后的熔渣；所述氧化后的熔渣直接空冷或水淬，用作矿渣水泥、水泥调整剂、水泥生产中的添加剂或水泥熟料；

方法E：用于生产高附加值的水泥熟料，方法如下：

E-1、将所述含铁硅酸盐矿物相和/或所述富铁相的含铁熔渣保留在熔炼反应装置内或将熔渣倒入保温装置，向熔渣中，加入熔融钢渣、石灰、石灰石、铁合金炉渣、粉煤灰、碱性铁贫矿、铝土矿、熔融高炉渣、赤泥、脱钠后高钙赤泥或电石渣中的一种或几种，充分混合，获得熔渣混合物料；

E-2、向所述熔渣混合物料中吹入预热温度为0～1200℃的氧化性气体，并保证熔渣混合物料温度>1460℃；当氧化亚铁含量<1％，获得氧化后的熔渣；

E-3、对所述氧化后的熔渣，进行空冷或水淬，制得高附加值的水泥熟料；

方法F：所述含铁硅酸盐矿物相和/或所述富铁相的含铁熔渣作为高炉炼铁原料或直接还原炼铁原料：将所述含铁硅酸盐矿物相和/或所述富铁相的含铁熔渣空冷、水淬或缓冷后，用作高炉炼铁或直接还原炼铁原料，直接还原后，采用磁选分离或电炉熔分，磁选产物为金属铁与尾矿，电炉熔分，产物为铁水与熔渣；

或，将所述含铁硅酸盐矿物相和/或所述富铁相的含铁熔渣倒入保温装置后，采用以下方法进行分离：熔渣改性后磁选分离：向保温装置中的熔渣，吹入预热温度为0～1200℃的氧化性气体，并保证熔渣温度>1250℃，完成熔渣中磁铁矿的转化；将氧化后的熔渣缓冷至室温，破碎、磁选，产物为磁铁矿精矿与尾矿，尾矿作为建筑材料；

方法G：所述含铁硅酸盐矿物相和/或所述富铁相的含铁熔渣熔融还原炼铁，包括如下步骤：

G-1、将所述含铁硅酸盐矿物相和/或所述富铁相的含铁熔渣保留在熔炼反应装置内或将熔渣倒入保温装置，向含铁熔渣中加入含铁物料、还原剂，进行熔融还原，实时监测反应熔渣，通过调控同时满足以下条件：反应熔渣的温度为1350～1670℃和反应熔渣的碱度CaO/SiO₂比值＝0.6～2.4，获得反应完成后的熔渣；

G-2、向熔渣中喷吹预热后的氧化性气体进行熔融还原，形成还原后的熔渣，其中：氧化性气体的预热温度为0～1200℃，并在喷吹过程中，通过调控同时满足以下条件：反应完成后的熔渣的温度为1350～1670℃和反应完成后的熔渣的碱度CaO/SiO₂比值＝0.6～2.4；

G-3、采用以下两种方法中的一种进行分离回收：

方法Ⅰ：将还原后的混合熔渣倒入保温渣罐，缓慢冷却至室温，获得缓冷渣；金属铁沉降到反应装置的底部，形成铁坨；将剩余缓冷渣中含金属铁层，破碎至粒度20～400μm，磨矿，磁选分离出剩余金属铁与尾矿；

方法Ⅱ：还原后的混合熔渣，沉降，渣-金分离，获得铁水与还原后的熔渣；还原后的熔渣，按照A～E中的一种或几种，进行熔渣处理；铁水送往转炉或电炉炼钢；

或，含有所述富铁相水淬或空冷或倒入保温装置缓冷或经人工分拣与重选结合获得，作为高炉炼铁原料或直接还原炼铁原料或熔融还原炼铁原料或浮选提铜原料或磁选分离金属铁后作为炼铜或直接还原炼铁的原料；浮选过程中，浮选产物为含铜精矿与铁精矿，铜精矿返回炼铜系统，铁精矿作为高炉炼铁原料或直接还原炼铁原料或熔融还原炼铁原料；其中，在直接还原过程中，还原产物磁选分离后，获得金属铁与尾矿，尾矿返回炼铜系统；

所述直接还原过程采用转底炉、隧道窑、车底炉、竖炉、回转窑、感应炉中的任一种作为还原设备，利用气基或煤基还原技术，气基为天然气和/或煤气，煤基为无烟煤、烟煤、褐煤、焦煤、焦粉、焦炭中的一种或几种，还原温度为900～1400℃，碱度CaO/SiO₂比值＝0.8～1.5；还原产生的煤气在熔渣表面二次燃烧，提供了热量，而且由炉内流出的煤气可以作为烘干炉料与保温装置的热源；

此外，因赤泥中含有钾、钠，尘泥与钢铁烟灰中含有铅、锌、铋、铟银，所以添加这些原料时，部分铟组分、铋组分、含钾组分、含钠组分挥发，以氧化物形式进入烟尘。

根据本发明，所述的步骤S2中，冷却方式为自然冷却或旋转冷却或离心冷却，沉降方式为自然沉降或旋转沉降或离心沉降；

所述混合均匀为自然混合或搅拌混合，搅拌混合为氩气搅拌、氮气搅拌、氮气-氩气混合气搅拌、还原性气体搅拌、氧化性气体搅拌、电磁搅拌、机械搅拌中的一种或几种。

根据本发明，所述燃料与还原剂为固体、液体或气体燃料中的一种或多种，以喷吹或投料的方式喷入，所述喷吹载入气体为预热的氧化性气体、氮气或氩气中的一种或多种，所述预热的温度为0～1200℃；

所述固体燃料与还原剂为煤粉、焦粉、焦炭、粉煤灰、烟煤或无烟煤中的一种或多种，形状为粒状或粉状，粒状物料粒度为5～25mm，粉状物料粒度为≤150μm，所述液体燃料与还原剂为重油，所述气体燃料与还原剂为煤气和/或天然气；

所述氧化性气体为预热的空气、氧气、富氧空气、氩气-空气、氩气-氧气、氮气-空气、氮气-氧气中的一种。

与现有技术相比，本发明的特点是：

(1)本发明的由锌冶炼熔渣回收有价组分的方法，既可以处理热态熔渣，充分利用熔融锌冶炼渣的物理热资源和热态冶金熔剂，又可以处理冷态炉渣，通过调整熔渣物理化学性质，利用含铜熔渣成熟的物理化学性质，实现了熔渣冶金工艺；并解决目前炉渣大量堆积，环境污染问题，及重金属元素污染问题。

(2)熔渣中的熔渣冶金反应，加入钙系矿物，使铁氧化物充分释放出来，形成游离态的铁氧化物，实现富铁相的长大与沉降，熔渣中的含铁组分聚集、长大与沉降，富铁相包括金属铁、FeO相、铁橄榄石相中的多种，作为高炉炼铁或直接还原或熔融还原炼铁的原料；同时钙系矿物有效改造粘度，使粘度降低，有助于含铜组分沉降。

(3)混合熔渣中的铜组分、金银组分分别迁移、富集于富铜相，富铜相包含铜、白冰铜、冰铜相、含铁成分中的多种，并实现长大与沉降，或部分铜组分进入富铁相，。

(4)混合熔渣中的含锌组分、含铅组分、含铋组分与含铟组分分别迁移、富集于烟尘中，并实现回收；部分含钠组分、含钾组分挥发进入烟尘。

(5)分离沉降在不同部位的富铜相、富铁相，实现熔渣中铜组分、铁组分的高效回收，渣含铜<0.1wt％，可以处理固态含铜物料，达到资源高效综合利用。

(6)熔渣实现调质，可作为水泥原料或建筑材料或代替碎石作骨料和路材。

(7)本发明的方法中加入有添加剂，一方面可降低粘度，另一方面可降低熔点，在一定温度(1100-1450℃)下有助于富铜相沉降，沉降分离后获得的富铁相为低铜富铁相与含铁硅酸盐相，其中富铁相与含铁硅酸盐相的含铜量小于0.1％，可以通过直接还原或熔融还原炼铁，获得铁精矿与金属铁。

(8)本发明方法可连续或间断的进行，满足了工业生产的需要。

(三)有益效果

发明的有益效果：

(1)本发明的原料可以是冷态炉渣，冷态炉渣处理，不仅可以实现炉渣中铜组分、金组分、银组分、铟组分、铋组分、钠组分、钾组分、铁组分、锌组分、铅组分有价组分的综合利用，可以解决目前炉渣大量堆积，环境污染问题。

(2)本发明的原料可以是出渣口中流出的液态熔融锌冶炼渣(≥1100℃)，蕴含着丰富的热能资源，具有高温度、高热量的特点，充分利用了熔渣物理热资源，高效节约能源；液态熔融锌冶炼渣含有大量的热态冶金熔剂，是物理化学性质优良的熔渣体系，实现了熔渣冶金。

(3)本发明通过调整熔渣物理化学性质，喷吹气体，控制氧势，使熔渣中铜组分、金银组分迁移、富集到富铜相，实现聚集、长大与沉降。

(4)本发明方法中，加入冷态物料与熔融锌冶炼渣避免了熔渣温度过高，提高保温装置的寿命；加入冷态物料与熔融锌冶炼渣提高了原料处理量，不仅可以处理液态熔渣，而且可以处理少量冷态物料，原料适应性强；加入冷态物料实现了反应释放的化学热与熔渣物理热的高效利用。

(5)本发明通过调整熔渣物理化学性质，控制氧势，同时加入钙系矿物，铁组分富集于富铁相，实现聚集、长大与沉降；熔渣中锌组分、铅组分、铋组分、钠组分、钾组分与铟组分挥发，以氧化物形式进入烟尘加以回收。

(6)本发明方法自然冷却过程中，添加剂的加入，熔渣中铜组分、金银组分富集于富铜相，并实现聚集、长大与沉降，熔渣中铁组分富集于富铁相，并实现聚集、长大与沉降，装有熔渣的保温装置置于旋转或离心平台上旋转，加速富铜相、富铁相的聚集、长大与沉降；含氟物料的加入，加速富铜相、富铁相的长大与沉降，缩短沉降时间。

(7)本发明方法采用人工分拣、磁选、重选或渣-金分离的方法，分别对分布在中上部、中下部与底部的硅酸盐矿物相、富铁相、富铜相进行分离，实现熔渣中铜组分、金银组分、铁组分、铟组分、铋组分、钠组分、钾组分等的高效回收，渣含铜<0.1wt％；由于富铜相、富铁相沉降在中、下部，因此，需分选炉渣量小，熔渣实现调质，矿物可磨性增加，磨矿、磁选与重选成本低；后续的分离过程采用物理选矿(磁选或重选)，分离的介质为水，分离过程中不会产生环境污染，熔渣处理工艺具有流程短、操作简单、回收率高，具有高效、清洁、环保的特点；尾矿作为水泥原料、建筑材料、代替碎石作骨料、路材使用。

(9)含铁硅酸盐相与富铁组分的含铜量小于0.1％，可以作为高炉炼铁或直接还原或熔融还原炼铁的原料,获得金属铁与铁水。

(10)本发明方法工艺流程短，可操作性强，生产成本低。

(11)本发明既充分利用熔融渣物理热资源和热态冶金熔剂，又可以处理冷态炉渣，实现了熔渣冶金，熔渣中铜组分、金银组分富集于富铜相，并实现聚集、长大与沉降，铁组分富集于富铁相，实现聚集、长大与沉降，分离沉降在不同部位的富铜相和富铁相，富铜相、富铁相沉降在中、下部，其中，富铜相包含铜相、白冰铜、冰铜相、含铁组分中的多种，富铁相包括金属铁、FeO相、铁橄榄石相中的多种，实现熔渣中铜组分、铁组分、金银组分的高效回收；可以处理固态含铜物料，该方法工艺流程短、金属回收率高、生产成本低、原料适应性强、处理量大、环境友好、经济收益高、可解决冶金资源与热能高效回收利用问题。

具体实施方式

本发明提出一种由锌冶炼熔渣回收有价组分的方法，其包括以下步骤：

步骤S1，炉渣混合：

将锌冶炼渣，加入保温装置或熔渣可流出的熔炼反应装置中，并加入钙系矿物与添加剂，形成混合熔渣；

将混合熔渣加热至熔融状态，形成反应熔渣；混合均匀，实时监测反应熔渣，通过调控同时保证如下(a)和(b)两个参数，获得反应完成后的熔渣；

(a)反应熔渣的温度为1100～1450℃；

(b)反应熔渣的碱度CaO/SiO₂比值＝0.15～1.8；

调控方法为：

对应(a)：控制反应熔渣的温度在设定温度范围的方法为：

当反应熔渣的温度＜设定温度范围下限1100℃时，通过反应装置自身的加热功能，或向熔渣中加入燃料与预热的氧化性气体，喷入燃料时，同时喷入预热的氧化性气体，使反应熔渣的温度达到设定温度范围内；

当含铜与铁的反应熔渣的温度＞设定温度范围上限1450℃时，向含铜反应熔渣中加入含铜物料、锌冶炼渣、冶金熔剂、含铁物料或含氟物料中的一种或几种，使混合熔渣的温度达到设定温度范围内；

对应(b)：

当含铜与铁的反应熔渣中碱度CaO/SiO₂比值<0.15时，向反应熔渣中加入碱性物料和/或碱性含铁物料；

当含铜与铁的反应熔渣中碱度CaO/SiO₂比值>1.8时，向反应熔渣中加入酸性物料和/或酸性含铁物料；

步骤S2，分离回收：

反应完成后的熔渣，保温5～50min，沉降，渣-金分离，获得底部熔融态富铜相、中下部熔融态富铁相与中上部的熔融态含铁硅酸盐矿物相，同时生成含锌组分、含铅组分、含铟组分与含铋组分进入烟尘，其中，金、银组分迁移到所述富铜相；采用以下方法中的一种：

方法一：采用熔渣可流出熔炼反应装置时，反应完成后的熔渣进行如下步骤：

(1)熔融态含铁硅酸盐矿物相，进行熔渣处理；

(2)熔融态富铜相，送往转炉或吹炼炉炼铜或碎磁选分离金属铁后再送往转炉或吹炼炉炼铜，或经磁选分离金属铁或不经磁选分离金属铁后，直接还原，还原产物经磁选分离金属铁后，再送往转炉或吹炼炉炼铜；

(3)含锌组分、含铅组分、含铟组分、含铋组分、含钠组分、含钾组分挥发，以氧化物形式进入烟尘回收；

(4)富铁相进行水淬或空冷或倒入保温装置缓冷或经人工分拣与重选结合获得，作为高炉炼铁原料或直接还原炼铁原料或熔融还原炼铁原料或浮选提铜原料或磁选分离金属铁后作为炼铜或直接还原炼铁的原料；浮选产物为含铜精矿与铁精矿，铜精矿返回炼铜系统，铁精矿作为高炉炼铁原料或直接还原炼铁原料或熔融还原炼铁原料；其中，在直接还原过程中，还原产物磁选分离后，获得金属铁与尾矿，尾矿返回炼铜系统；

直接还原过程采用转底炉、隧道窑、车底路、竖炉、回转窑或感应炉作为还原设备，利用气基或煤基还原技术，气基还原为天然气和/或煤气，煤基还原为无烟煤、烟煤、褐煤、焦煤、焦粉或焦炭中的一种或几种，还原温度为900～1400℃，碱度CaO/SiO₂比值＝0.8～1.5。

其中，步骤(1)中的含铁硅酸盐矿物相，进行熔渣处理，采用方法A～G中的一种：

方法A：含铁硅酸盐矿物相作为水泥原料：

含铁硅酸盐矿物相水淬或空冷直接作为水泥原料或进一步处理成高附加值的水泥原料；

方法B：部分或全部含铁硅酸盐矿物相返回到含铜反应熔渣：

部分或全部含铁硅酸盐矿物相返回到含铜反应熔渣，作为热态冶金熔剂，调整含铜反应熔渣成分，控制含铜反应熔渣温度；

方法C：含铁硅酸盐矿物相浇筑微晶玻璃或作为矿渣棉；

方法D：含铁硅酸盐熔渣氧化后空冷或水淬：

(1)含铁硅酸盐熔渣保留在熔炼反应装置内或将熔渣倒入保温装置，向熔渣中，吹入预热的氧化性气体，当熔渣氧化亚铁含量<1％，完成熔渣的氧化，获得氧化后的熔渣，其中，氧化性气体的预热温度为0～1200℃；并在整个过程中，保证(c)硅酸盐熔渣温度>1460℃；

对应(c)采用的控制方法：

当含铁硅酸盐熔渣温度<1460℃，喷入预热燃料与预热的氧化性气体，燃烧放热、补充热量，或装置自身加热，使硅酸盐熔渣温度>1460℃；

(2)氧化后的熔渣直接空冷或水淬，用作矿渣水泥、水泥调整剂、水泥生产中的添加剂或水泥熟料；

方法E：含铁硅酸盐熔渣处理生产高附加值的水泥熟料：

(1)含铁硅酸盐熔渣保留在熔炼反应装置内或将熔渣倒入保温装置，向熔渣中，加入熔融钢渣、石灰、石灰石、铁合金炉渣、粉煤灰、碱性铁贫矿、铝土矿、熔融高炉渣、赤泥、脱钠后高钙赤泥或电石渣中的一种或几种，充分混合，获得熔渣混合物料；

(2)向熔渣混合物料中吹入预热的氧化性气体，当氧化亚铁含量<1％，完成熔渣的氧化，获得氧化后的熔渣，其中，氧化性气体的预热温度为0～1200℃；并在整个过程中，保证(d)熔渣混合物料温度>1460℃；温度控制方法同方法D步骤(1)中的硅酸盐熔渣温度控制方法；

(3)氧化后的熔渣，进行空冷或水淬，制得高附加值的水泥熟料；

方法F：含铁硅酸盐矿物相的熔渣作为高炉炼铁原料或直接还原炼铁原料：将含铁硅酸盐矿物相的熔渣空冷、水淬或缓冷后，用作高炉炼铁或直接还原炼铁原料，直接还原后，采用磁选分离或电炉熔分，磁选产物为金属铁与尾矿，电炉熔分，产物为铁水与熔渣；

或，将含铁硅酸盐矿物相的熔渣倒入保温装置后，采用以下方法进行分离：熔渣改性后磁选分离：向保温装置中的熔渣，吹入0～1200℃的预热的氧化性气体，并保证其熔渣温度>1250℃，完成熔渣中磁铁矿的转化；将上述氧化后的熔渣缓冷至室温，破碎、磁选，产物为磁铁矿精矿与尾矿，尾矿作为建筑材料。

方法G：含铁硅酸盐矿物相的熔渣熔融还原炼铁：

G-1、将含铁硅酸盐矿物相的熔渣保留在熔炼反应装置内或将熔渣倒入保温装置，或加入含铁物料，熔渣中加入还原剂，进行熔融还原，实时监测反应熔渣，通过调控同时保证如下(a1)和(b1)两个参数，获得反应完成后的熔渣；

(a1)反应熔渣的温度为1350～1670℃；

(b1)反应熔渣的碱度CaO/SiO₂比值＝0.6～2.4；

调控方法为：

对应(a1)：

控制反应熔渣的温度在设定温度范围的方法为：

当反应熔渣的温度＜设定温度范围下限时，通过反应装置自身的加热功能，或向熔渣中加入燃料与预热的氧化性气体，使反应熔渣的温度达到设定温度范围内；

当反应熔渣的温度＞设定温度范围上限时，向反应熔渣中加入冶金熔剂、含铁物料或含氟物料中的一种或几种，使反应熔渣的温度达到设定温度范围内；

对应(b1)：

当反应熔渣中碱度CaO/SiO₂比值<0.6时，向熔渣中加入碱性物料和/或碱性含铁物料；

当反应熔渣中碱度CaO/SiO₂比值>2.4时，向熔渣中加入酸性物料和/或酸性含铁物料；

G-2、向熔渣中喷吹预热后的氧化性气体进行熔融还原，形成还原后的熔渣，其中：氧化性气体的预热温度为0～1200℃，并在喷吹过程中，通过调控同时保证(a2)和(b2)两个参数：

(a2)反应完成后的熔渣的温度为1350～1670℃；

(b2)反应完成后的熔渣的碱度CaO/SiO₂比值＝0.6～2.4；

其中，设定温度范围和碱度调控方法同方法G-1步骤；

G-3、分离回收：

采用以下方法中的一种：

方法Ⅰ：进行如下步骤：

(a)冷却：将还原后的混合熔渣倒入保温渣罐，缓慢冷却至室温，获得缓冷渣；

(b)分离：金属铁沉降到反应装置的底部，形成铁坨，人工取出铁坨；将剩余缓冷渣中含金属铁层，破碎至粒度20～400μm，磨矿，磁选分离出剩余金属铁与尾矿；

(c)尾矿的回收利用，作为水泥原料、建筑材料、代替碎石作骨料、路材或磷肥使用；

方法Ⅱ：进行如下步骤：

(a)还原后的混合熔渣，冷却沉降，渣-金分离，获得铁水与还原后的熔渣；

(b)还原后的熔渣，进行炉外熔渣处理，具体方式为：采用步骤S2的分离回收方法一中的方法A～E中的一种或几种，进行炉外熔渣处理；

(c)铁水，送往转炉或电炉炼钢；

(d)部分含锌组分、含铅组分与含铟组分挥发，以氧化物形式进入烟尘回收。

(e)部分铟组分、铋组分、钠组分、钾组分挥发进入烟尘加以回收；

(f)还原产生的煤气在熔渣表面二次燃烧，提供了热量，而且由炉内流出的煤气可以作为烘干炉料与保温装置的热源。

方法二：采用熔渣可流出的熔炼反应装置时，反应完成后的熔渣进行如下步骤：

(1)获得的熔融态富铁相与含铁硅酸盐矿物相，采用方法一中所述方法A～G中的一种或几种进行熔渣处理；

(2)熔融态富铜相，送往转炉炼铜或吹炼炉炼铜或作为铜钴镍分离的原料，或碎磁选分离金属铁后再送往转炉或吹炼炉炼铜，或经磁选分离金属铁或不经磁选分离金属铁后，直接还原，还原产物经磁选分离金属铁后，再送往转炉或吹炼炉炼铜；

(3)部分含锌组分、含铅组分、含铟组分与含铋组分挥发，以氧化物进入烟尘回收；

(4)部分钠组分、钾组分挥发进入烟尘。

方法三：采用熔渣可转动的转炉与反应渣罐时，反应完成后的熔渣进行如下步骤：

(1)获得的熔融态含铁硅酸盐矿物相，采用方法一中所述方法A～G中的一种或几种进行熔渣处理；

(2)富铁相处理方法与方法一中步骤(4)相同；

(3)熔融态富铜相或倒入保温装置缓冷后，送往转炉或吹炼炉炼铜，或碎磁选分离金属铁后再送往转炉或吹炼炉炼铜，或经磁选分离金属铁或不经磁选分离金属铁后，直接还原，还原产物经磁选分离金属铁后，再送往转炉或吹炼炉炼铜；

(4)部分含锌组分、含铅组分、含铟组分与含铋组分挥发，以氧化物进入烟尘回收；

(5)部分钠组分、钾组分挥发进入烟尘。

方法四：采用熔渣可转动的转炉与反应渣罐时，反应完成后的熔渣进行如下步骤：

(1)获得的熔融态含铁硅酸盐矿物相与富铁相，采用方法一中所述方法A～G中的一种或几种进行熔渣处理；

(2)熔融态富铜相，送往转炉或吹炼炉炼铜，或缓冷后碎磁选分离金属铁后再送往转炉或吹炼炉炼铜，或经磁选分离金属铁或不经磁选分离金属铁后，直接还原，还原产物经磁选分离金属铁后，再送往转炉或吹炼炉炼铜；

(3)部分含锌组分、含铅组分、含铟组分与含铋组分挥发，以氧化物进入烟尘回收；

(4)部分钠组分、钾组分挥发进入烟尘。

方法五：采用保温装置或采用熔渣可流出的熔炼反应装置，将熔渣倒入保温装置时，反应完成后的熔渣进行如下步骤：

(1)沉降冷却：反应完成后的熔渣缓慢冷却至室温，获得缓冷渣；富铜相沉降到反应装置的底部，形成富铜坨；含铁硅酸盐矿物相上浮；富铜相金属坨和含铁硅酸盐矿物中间的缓冷渣为富铁相，同时生成含锌组分与含铅组分；金银组分迁移到富铜相；

(2)分离：人工取出沉降在底部的富铜坨，磁选分离金属铁后再送往转炉或吹炼炉炼铜，或碎磁选分离金属铁后再送往转炉或吹炼炉炼铜，或经磁选分离金属铁或不经磁选分离金属铁后，直接还原，还原产物经磁选分离金属铁后，再送往转炉或吹炼炉炼铜；中下部的富铁相层作为高炉炼铁原料或直接还原炼铁原料或熔融还原炼铁原料或浮选提铜原料或磁选分离金属铁后作为炼铜或直接还原的原料；在浮选过程中，浮选产物为含铜精矿与铁精矿，铜精矿返回炼铜系统，铁精矿作为高炉炼铁原料或直接还原炼铁原料或熔融还原炼铁原料；其中，在直接还原过程中，还原产物磁选分离后，获得金属铁与尾矿，尾矿返回炼铜系统；

直接还原过程采用转底炉、隧道窑、车底路、竖炉、回转窑或感应炉作为还原设备，利用气基或煤基还原技术，气基还原为天然气和/或煤气，煤基还原为无烟煤、烟煤、褐煤、焦煤、焦粉或焦炭中的一种或几种，还原温度为900～1400℃，碱度CaO/SiO₂比值＝0.8～1.5；

(3)人工取出上部的含铁硅酸盐矿物相，作为高炉炼铁原料或直接还原炼铁原料或熔融还原炼铁原料：或作为水泥原料、建筑材料、代替碎石作骨料、路材使用；

(4)部分含锌组分、含铅组分、含铟组分与含铋组分挥发，以氧化物进入烟尘回收；

(5)部分钠组分、钾组分挥发进入烟尘。

所述的步骤S1与S2中，锌冶炼渣是湿法炼锌产生的炉渣与火法炼锌产生的炉渣中的一种或两种，其中湿法炼锌产生的炉渣是锌浸出渣、挥发窑渣、铁矾渣、酸洗后铁矾渣、针铁矿渣、赤铁矿渣中的一种或多种，火法炼锌产生的炉渣是竖罐炼锌炉渣、旋涡熔炼炉渣、鼓风炉炉渣、烟化炉炉渣、电炉渣中的一种或多种。

锌冶炼渣为熔融态、热态或冷态，其中：湿法炼锌渣需经烘干、脱水处理，旋涡熔炼炉渣、鼓风炉炉渣、烟化炉炉渣、电炉渣由熔炼炉出渣口获得，挥发窑渣由挥发窑出料口获得，竖罐炼锌炉渣由竖罐出渣口获得，或将锌冶炼渣加热至熔融状态。

所述的步骤S1与S2中，熔渣可流出的熔炼反应装置为可转动的熔炼反应装置或带有渣口或铁口的熔炼反应装置。其中：

所述的保温装置为可倾倒的熔炼反应渣灌、保温地坑。

所述的可转动的熔炼反应装置为转炉、熔炼反应渣罐。

所述的带有渣口或铁口熔渣可流出的熔炼反应装置为等离子炉、直流电弧炉、交流电弧炉、矿热炉、鼓风炉、高炉、感应炉、冲天炉、侧吹熔池熔炼炉、底吹熔池熔炼炉、顶吹熔池熔炼炉、反射炉、奥斯麦特炉、艾萨炉、瓦钮可夫熔池熔炼炉、侧吹回转炉、底吹回转炉、顶吹回转炉。

所述的步骤S1中，钙系矿物具体为石灰、石灰石、白云石、电石渣、赤泥或脱钠后高钙赤泥中的一种或几种。

添加剂为SiO₂、MgO、FeO、Fe₂O₃、MnO₂、Al₂O₃、TiO₂、Fe或Na₂O中的一种或几种。

所述的步骤S1中，通过调控保证上述(a)和(b)两个参数的情况下，同时通过保证熔渣中铜和铁氧化物还原为金属铜和FeO，熔渣中金属铁含量<3％。通过加入还原剂、含固体碳的含铁物料中的一种或两种，熔渣中还原剂用量为熔渣中铜和铁氧化物还原为金属铜和FeO的理论量110～140％；所述含碳的含铁物料为钢铁尘泥与烟灰、铁精矿含碳预还原球团、铁精矿含碳金属化球团、湿法炼锌挥发窑渣、焦炭炉尘泥与烟灰。

所述的步骤S1与S2中，所述的燃料与还原剂为固体、液体或气体中的一种或多种，以喷吹或投料的方式喷入，载入气体为预热的氧化性气体、氮气、氩气中的一种或几种，预热温度为0～1200℃，固体燃料与还原剂为煤粉、粉煤灰、焦粉、焦炭、烟煤或无烟煤中的一种或多种，形状为粒状或粉状，粒状物料的粒度为5～25μm，粉状物料的粒度为≤150μm，液体燃料为重油，气体燃料为煤气和/或天然气中的一种或两种。

所述的步骤S1与S2中，含铜物料是铜渣、选铜尾矿、粗铜火法精炼渣、锌冶炼渣、锌冶炼烟灰与尘泥、铅锌尾渣、铅冶炼渣、铅冰铜、砷冰铜、粗铅火法精炼渣、铅冶炼烟灰与尘泥、铅酸电池、铜冶炼烟灰与尘泥、杂铜、含铜垃圾、含铜电路板、锡冶炼渣、镍冶炼渣、锡尾矿中的一种或几种。

锌冶炼渣为湿法炼锌与火法炼锌产生的锌冶炼渣，包括浸出渣、铁矾渣、铜镉渣、针铁矿渣、赤铁矿渣、挥发窑渣、竖罐炼锌渣、烟化炉炉渣、电炉炼锌渣。

铜渣是“造锍熔炼”产生的炉渣、“铜鋶吹炼”产生的炉渣、火法贫化炉渣、铜渣浮选尾渣、湿法炼铜渣中的一种或几种。

铅冶炼渣为烟化炉炉渣与含铅熔炼渣，“ISP铅锌鼓风炉还原”或“烧结矿鼓风炉还原”或“固态高铅渣还原”或“液态高铅渣还原工艺”还原工艺产生含铅熔炼渣，含铅熔炼渣通过烟化炉冶炼产生含铅烟化炉渣。

镍冶炼渣是“造锍熔炼”工艺产生的镍熔炼渣、“铜冰镍吹炼”工艺吹炼后的贫化炉渣、顶吹熔炼产生的镍沉降炉渣中一种或多种。

冶金熔剂为含CaO或SiO₂的矿物与炉渣，具体为石英砂、含金银石英砂、赤泥、脱钠后高钙赤泥、电石渣、白云石或石灰石中的一种或几种。

含铁物料是普通铁精矿、普通铁精矿直接还原铁，普通铁精矿烧结矿、普通铁精矿球团矿、普通铁精矿金属化球团、普通铁精矿含碳预还原球团、钢渣、锌冶炼渣、焦炭冶炼烟尘与尘泥、钢铁烟尘与尘泥、镍冶炼渣、铜渣、铅冶炼渣、锌冶炼渣、锡冶炼渣、赤泥、脱钠后高钙赤泥、煤粉灰、硫酸烧渣中的一种或几种。

含铜物料与含铁物料为热态或冷态，其中热态物料由冶金炉出料口或出渣口直接获得。

湿法炼锌渣与尘泥需经脱水、干燥。

钢铁烟尘与尘泥包括高炉瓦斯泥、转炉尘泥、电炉尘泥、热/冷轧污泥、烧结粉尘、球团粉尘、出铁厂集尘、高炉瓦斯灰、电炉除尘灰、轧钢氧化铁皮。

在上述的原料中，锌冶炼渣与烟灰、铅冶炼渣与烟灰含有铟、铋、铅、银与锌；赤泥中含有钠与钾，钢铁烟尘与尘泥含有铟、铋、银、钠与钾，以上物料都有铁；铅冶炼渣与锌冶炼渣都含有铜，铜烟灰与尘泥含有铟与铋，在发明的方法中，铟、铋、钠、钾、锌、铅会以氧化物的形式进入烟尘，从而进行回收。

含氟物料是萤石、CaF₂或含氟高炉渣中的一种或几种。

所述的步骤S1与S2中，含铜物料、含铁物料和含氟物料均为球团或粉状物料或制粒；其中，粒状物料的粒度为5～25μm，粉状物料的粒度为≤150μm，粒状物料以喷吹的方式喷入，载入气体为预热的氩气、氮气、还原性气体(煤气和/或天然气)、氧化性气体中的一种或多种，预热温度为0～1200℃，所述的喷吹方式为采用耐火喷枪插入熔渣或置于反应熔渣上部或侧面或底部吹入中的一种或几种。

含铜物料与含铁物料为热态或冷态，所述的热态物料是从冶金炉中直接产出的热态物料，热态物料温度为200～1750℃。

所述的步骤S1与S2中，熔渣反应过程中，熔渣中铜组分、金银组分富集于富铜相，并实现聚集、长大与沉降，铁组分富集于富铁相，实现聚集、长大与沉降，熔渣中锌组分、铅组分、铟组分、铋组分分别进入烟尘，以氧化物的形式回收；

所述的步骤S1中，控制混合熔渣的温度在设定温度范围的方法中：

当混合熔渣的温度＞设定温度上限时，加入锌冶炼渣、含铜物料、含铁物料、冶金熔剂或含氟物料中的一种或几种，目的是避免温度过高，保护耐火材料；加入含氟物料的另一个作用是降低粘度，加速熔渣中富铜相、富铁相聚集、长大与沉降，有利于硅酸盐上浮。

所述步骤S1与S2中，调整碱度时，所述的碱性物料为石灰粉、赤泥、脱钠后高钙赤泥、电石渣、白云石粉或生石灰粉中一种或几种；所述的碱性含铁物料为CaO/SiO₂≥1含铁物料。所述碱性含铁物料为碱性烧结矿、钢渣、铁合金渣、碱性铁精矿、碱性预还原球团或碱性金属化球团、碱性高炉渣中一种或几种。

所述步骤S1与S2中，调整碱度时，所述的酸性物料为硅石、粉煤灰、煤矸石中的一种或多种；所述的酸性含铁物料为CaO/SiO₂≤1的含铁物料。所述的酸性含铁物料为酸性烧结矿、酸性铁精矿、酸性预还原球团、酸性金属化球团、铜渣、铅冶炼渣、锌冶炼渣、镍冶炼渣、锡冶炼渣、铁合金渣、酸性高炉渣中的一种或几种。

所述的步骤S1中，保证(a)和(b)两个参数的同时，使熔渣充分混合，混合方式为自然混合或搅拌混合，搅拌方式为以下方式中的一种：氩气搅拌、氮气搅拌、氮气-氩气混合气搅拌、还原性气体搅拌、氧化性气体、电磁搅拌、机械搅拌中的一种或多种。

所述的步骤S1与S2中，熔渣中富铜相、富铁相聚集、长大与沉降，有利于硅酸盐上浮，其中，富铜相包括有铜、白冰铜、冰铜相、含铁组分中的多种，或部分铜组分进入富铁相，富铁相包括金属铁、FeO相、铁橄榄石相中的多种，作为高炉炼铁或直接还原或熔融还原炼铁的原料。

所述的步骤S1与S2中，氧化性气体为预热的空气、氧气、富氧空气、氩气-空气、氩气-氧气、氮气-空气、氮气-氧气中的一种，预热温度为0-1200℃，喷吹方式为采用耐火喷枪插入熔渣或置于反应熔渣上部或侧面或底部吹入中的一种或几种。

所述的步骤S2中，直接还原过程采用转底炉、隧道窑、车底炉、竖炉、回转窑、感应炉作为还原设备，利用气基或煤基还原技术，气基为天然气和/或煤气，煤基还原为无烟煤、烟煤、褐煤、焦煤、焦粉、焦炭中的一种或几种，还原温度为900～1400℃，碱度CaO/SiO₂比值＝0.8～1.5。

所述的步骤S2中，冷却方式为自然冷却或旋转冷却或离心冷却，沉降方式为自然沉降或旋转沉降或离心沉降。

所述的步骤S2中，旋转与离心冷却的具体操作为：装有反应完成后的熔渣的装置置于旋转平台上，按照一定速度进行旋转，旋转速度依熔渣质量与保温装置高度或深度而定，旋转时间依熔渣质量与熔渣凝固情况而定；将装有反应完成后的熔渣的装置置于旋转平台上旋转，目的是加速富铜相、富铁相聚集、长大与沉降，有利于硅酸盐(富磷相)上浮，缩短沉降时间，改善沉降效果，提高生产效率。

所述的步骤S2中，反应完成后的熔渣冷却过程中，由于密度不同与矿物大小不同，大部分富铜相沉降于中下部，富铁相沉降于中上部。

所述的步骤S2中，反应完成后的熔渣中铜组分、金银组分继续迁移、富集于富铜相，并实现长大与沉降；混合熔渣中铁组分分别继续迁移、富集于富铁相，并实现长大与沉降。

所述的步骤S2中，重力分选法是摇床分选、溜槽分选或者二者相结合。

采用本发明的方法，最后获得的富铁相及含铁硅酸盐矿物相的渣中，渣含铜≤0.1％，铁的回收率为≥95％，锌的回收率为≥96％，铅的回收率为≥96％，铟的回收率为≥92％，金的富集率为≥90％，银的富集率为≥90％，镍的富集率为≥93％，钴的富集率为≥95％，铋的回收率为≥92％，钠的回收率为≥95％，钾的回收率为≥95％。

其中，渣含铜是指富铜相分离后的渣相，具体为富铁相与含铁硅酸盐矿物相中的含铜量，镍、钴的富集率是指在富铜相中镍、钴的含量占原料中对应镍、钴总量的百分比，金、银的富集率是指富铜相中金、银的含量占原料中金、银总量的百分比。

为了更好的解释本发明，以便于理解，通过以下实施例，对本发明作详细描述。其中，以下实施例中所用处理方法与原料未明确指出的，均可采用本领域常规技术，除非另有说明，本发明中所用的百分数均为重量百分数。

实施例1

一种由锌冶炼熔渣回收有价组分的方法，包括以下步骤：

步骤1，炉渣混合：

将冷态锌冶炼渣(锌浸出渣与挥发窑渣)加入直流电弧炉，同时加入石灰，以及SiO₂、MgO、Al₂O₃，形成混合熔渣；将混合熔渣加热至熔融状态，形成含铜反应熔渣，并使反应熔渣实现自然混合；实时监测反应熔渣，通过调控同时保证(a)和(b)两个参数，获得反应完成后的熔渣；

对应(a)：含铜反应熔渣的温度为1660℃，采用耐火喷枪插入反应熔渣中，以氮气为载入气，喷入常温粉状粒度≤150μm的铜渣、含铜烟灰、杂铜和含铜垃圾和含铜电路板，同时加入高炉瓦斯泥、电炉尘泥、转炉尘泥、普通铁精矿、普通铁精矿直接还原铁和高炉瓦斯灰，使温度降至1350℃；

(b)：含铜反应熔渣的碱度CaO/SiO₂比值＝1.8，向反应熔渣中加入硅石、粉煤灰和煤矸石混合物，使含铜反应熔渣碱度比值降至1.7；熔渣中金属铁含量为0.7％。

步骤2，分离回收采用方法一：

保温10min，反应完成后的熔渣自然沉降，渣-金分离，获得熔融态富铜相、富铁相与含铁硅酸盐矿物相，同时生成含锌组分、含铅组分、含铋组分与含铟组分，进入烟尘回收，进行如下步骤：

(1)熔融态含铁硅酸盐矿物相，进行炉外熔渣处理，采用上述方法F，含铁硅酸盐熔渣空冷后，用作直接还原炼铁原料，直接还原过程中，采用回转窑作为还原设备，利用气基还原技术，气基还原剂为天然气和煤气，还原温度为900℃，碱度CaO/SiO₂比值为0.8，还原后采用电炉熔分温度为1550℃，产物为金属铁水与熔渣；

(2)熔融态富铜相，送往转炉炼铜；

(3)熔融态富铁相倒入保温装置，空冷后作为高炉炼铁原料；

(4)含锌组分、含铅组分、含铋组分、含铟组分、含钠组分与含钾组分挥发进入烟尘回收。

最后获得的渣含铜<0.1％，锌回收率为96％，铅回收率为97％，铁回收率为98％，铟的回收率为92％，铋的回收率为92％，金的富集率为91％，银的富集率为92％，钠的回收率为96％，钾的回收率为95％。

实施例2

一种由锌冶炼熔渣回收有价组分的方法，包括以下步骤：

步骤1，炉渣混合：

将冷态锌冶炼渣(锌浸出渣)加入可倾倒的熔炼反应渣灌，同时加入石灰石、白云石、赤泥以及FeO和Fe₂O₃，形成混合熔渣；用预热温度为800℃的富氧空气，喷吹天然气、粒度为20mm无烟煤与焦粒，将混合熔渣加热至熔融状态，形成含铜反应熔渣；实时监测反应熔渣，通过调控同时保证(a)和(b)两个参数，获得反应完成后的熔渣；

对应(a)含铜反应熔渣温度为1520℃，采用耐火喷枪插入反应熔渣中，以氩气为载气，喷入常温粉状粒度≤150μm铜渣、含铜烟灰、杂铜、钢铁烧结粉尘、烧结球团粉尘、出铁厂粉尘、普通铁精矿直接还原铁，使温度降至1440℃；

(b)含铜反应熔渣碱度CaO/SiO₂比值为2.4，向反应熔渣中加入酸性铁精矿、酸性预还原球团、含铅熔炼渣、含铅烟化炉渣的混合物，使含铜反应熔渣碱度比值降至1.6；熔渣中金属铁含量为2.7％。

步骤2，分离回收采用方法二：

保温50min，反应完成后的熔渣旋转沉降，渣-金分离，获得熔融态富铜相、富铁相与含铁硅酸盐矿物相，同时生成含锌组分、含铅组分、含铋组分与含铟组分，进入烟尘回收，进行如下步骤：

(1)熔融含铁硅酸盐矿物相与富铁相，采用方法G进行炉外熔渣处理，含铁硅酸盐熔渣熔融还原炼铁，具体步骤如下：

(1-1)上述含铁熔渣倒入可倾倒的转炉中，向熔渣中加入粒度为20mm无烟煤与烟煤，进行熔融还原，实时监测反应熔渣，通过调控同时保证如下(a)反应熔渣的温度为1350～1670℃，和(b)反应熔渣的碱度CaO/SiO₂比值＝0.6～2.4两个参数，获得反应完成后的熔渣；

对应(a)：反应熔渣的温度为1400℃，在温度范围内；

对应(b)：反应熔渣中碱度CaO/SiO₂比值为0.8时，在碱度范围内；

(1-2)向熔渣中喷吹预热200℃的氧化性气体(富氧空气)进行熔融还原，形成还原后的混合熔渣，并在喷吹过程中，通过调控同时保证(a)反应熔渣的温度为1350～1670℃，和(b)反应熔渣的碱度CaO/SiO₂比值＝0.6～2.4两个参数；

(1-3)分离回收：

(a)还原后的混合熔渣，自然沉降，渣-金分离，获得铁水与还原后的熔渣；

(b)还原后的熔渣，采用步骤S2方法一中方法A处理做成高附加值水泥原料；

(c)铁水，送往转炉或电炉炼钢；

(d)含铋组分、含钠组分以及含钾组分进入烟尘回收；

(2)熔融态富铜相送往转炉炼铜；

(3)含锌组分、含铅组分、含铋组分、含铟组分、含钠组分与含钾组分挥发进入烟尘回收。

最后获得的含铜<0.1％，锌回收率为99％，铅回收率为97％，铁回收率为98％，铟的回收率为95％，铋的回收率为96％，金的富集率为91％，银的富集率为93％，钠的回收率为96％，钾的回收率为96％。

实施例3

一种由锌冶炼熔渣回收有价组分的方法，包括以下步骤：

步骤1，炉渣混合：

将锌冶炼渣(由挥发窑出料口获得的挥发窑渣)加入直流电弧炉，同时加入石灰石与脱钠后高钙赤泥，形成混合熔渣；用预热温度为900℃的氧气，喷吹粒度为20mm无烟煤、焦粒与煤粉，将混合熔渣加热至熔融状态，形成含铜反应熔渣，机械搅拌混合；实时监测反应熔渣，通过调控同时保证(a)和(b)两个参数，获得反应完成后的熔渣；

对应(a)：含铜反应熔渣的温度为1685℃，向反应熔渣中加入酸性金属化球团、铜冶炼渣和含铜吹炼渣，同时加入含铜烟灰、含铅炉渣、普通铁精矿球团矿、轧钢氧化铁磷和普通铁精矿含碳预还原球团，使温度降至1420℃；

(b)：含铜反应熔渣的碱度CaO/SiO₂比值＝2.3，向反应熔渣中加入石英砂、赤泥、湿法炼锌大窑渣的混合物，使含铜反应熔渣的碱度比值降至1.6；熔渣中金属铁含量为2.2％。

步骤2，分离回收采用方法二：

保温35min，反应完成后的熔渣自然沉降，渣-金分离，获得熔融态富铜相、富铁相与硅酸盐矿物相，同时生成含锌组分、含铅组分、含铋组分与含铟组分，进入烟尘加以回收，进行如下步骤：

(1)熔融态富铜相，送往转炉炼铜；

(2)熔融态富铁相与含铁硅酸盐矿物相作为直接还原炼铁原料，还原过程中，部分锌组分、铅组分、铟组分与铋组分挥发进入烟尘；直接还原过程中，采用转底炉，还原温度为1200℃，碱度CaO/SiO₂比值＝1.0，还原剂为粒度为≤150μm的无烟煤与粉煤；

(3)含锌组分、含铅组分、含铋组分与含铟组分挥发进入烟尘回收。

最后获得的渣含铜<0.1％，铁的回收率为97％，锌的回收率为98％，铅的回收率为97％，铟的回收率为94％，铋的回收率为96％，金的富集率为92％，银的富集率为93％。

实施例4

一种由锌冶炼熔渣回收有价组分的方法，包括以下步骤：

步骤1，炉渣混合：

将冷态锌冶炼渣(铁矾渣)加入等离子炉，同时加入白云石、MgO、Al₂O₃、以及Fe，形成混合熔渣；将混合熔渣加热至熔融状态，形成含铜反应熔渣，并使反应熔渣电磁搅拌，实现混合；实时监测反应熔渣，通过调控同时保证(a)和(b)两个参数，获得反应完成后的熔渣；

对应(a)含铜反应熔渣的温度为1670℃，向反应熔渣中加入赤泥、硫酸烧渣、萤石、铅冰铜、含铅烟灰、含锌烟灰、砷冰铜和湿法炼锌渣，使温度降至1450℃；

(b)含铜反应熔渣的碱度CaO/SiO₂比值为2.0，向反应熔渣中加入含铜吹炼渣，使含铜反应熔渣碱度比值降至1.7；用预热温度为600℃的空气，喷吹天然气、粒度为20mm的焦粒，熔渣中金属铁含量为1.7％。

步骤2，分离回收采用方法二：

保温32min，反应完成后的熔渣自然沉降，渣-金分离，获得熔融态富铜相、富铁相与含铁硅酸盐矿物相，同时生成含锌组分、含铅组分、含铋组分与含铟组分，进入烟尘，以氧化物形式加以回收，进行如下步骤：

(1)熔融态富铜相，送往转炉炼铜；

(2)熔融态富铁相与含铁硅酸盐矿物相步骤S2分离回收方法一中方法F，氧化改性磁选分离：①将熔渣倒入保温渣罐，向熔渣中喷入预热温度为900℃的富氧空气，实现磁铁矿的转化；②缓冷至室温，磁选分离，获得铁精矿与尾矿；

(3)含锌组分、含铅组分、含铋组分与含铟组分挥发进入烟尘回收。

最后获得的渣含铜<0.1％，铁的回收率为96％，锌的回收率为98％，铅的回收率为96％，铟的回收率为95％，铋的回收率为94％，金的富集率为91％，银的富集率为91％。

实施例5

一种由锌冶炼熔渣回收有价组分的方法，包括以下步骤：

步骤1，炉渣混合：将锌冶炼渣(热态竖罐炼锌炉渣、出渣口获得的熔融旋涡熔炼炉渣、熔融鼓风炉炉渣与熔融电炉渣)加入保温渣罐，同时加入石灰石以及Fe，形成混合熔渣；用预热温度为600℃的富氧空气，喷吹粒度≤150μm烟煤，将混合熔渣加热至熔融状态，形成含铜反应熔渣，并使反应熔渣实现混合；实时监测反应熔渣，通过调控同时保证(a)和(b)两个参数，获得反应完成后的熔渣；

对应(a)：含铜反应熔渣的温度为1430℃；

(b)：含铜反应熔渣的碱度CaO/SiO₂比值为1.5，均在要求范围内；熔渣中金属铁含量为1.2％。

步骤2，分离回收采用方法五：

保温30min，将反应完成后的熔渣倒入保温渣罐中，进行炉外熔渣处理，进行如下步骤：

(1)沉降冷却：反应完成后的熔渣自然冷却至室温，获得缓冷渣；富铜-白冰铜相沉降到反应装置的底部，形成富铜坨；含铁硅酸盐矿物相上浮；富铜坨和硅酸盐矿物中间缓冷渣为富铁相，同时生成含锌组分、含铟组分、含铋组分及含铅组分；

(2)分离：人工取出沉降在底部的富铜坨，直接还原，磁选分离铁后，产物送往转炉；

(3)人工取出上部的含铁硅酸盐矿物相，获得硅酸盐尾矿，作为水泥原料使用；

(4)含锌组分、含铟组分、含铋组分及含铅组分挥发，进入烟尘回收。

最后获得的渣含铜<0.15％，铁的回收率为96％，锌的回收率为98％，铅的回收率为97％，铟的回收率为93％，铋的回收率为94％，金的富集率为93％，银的富集率为94％。

实施例6

一种由锌冶炼熔渣回收有价组分的方法，包括以下步骤：

步骤1，炉渣混合：将冷态锌冶炼渣(酸洗后铁矾渣、针铁矿渣、赤铁矿渣)加入交流电弧炉，同时加入石灰、MgO、Al₂O₃、Fe₂O₃，形成混合熔渣；将混合熔渣加热至熔融状态，形成含铜反应熔渣，喷入预热温度为200℃的氩气，并使反应熔渣实现混合；实时监测反应熔渣，通过调控同时保证(a)和(b)两个参数，获得反应完成后的熔渣；

对应(a)：含铜反应熔渣的温度为1080℃，电弧炉加热，使温度升至1330℃；

(b)：含铜反应熔渣的碱度CaO/SiO₂比值为0.1，向反应熔渣中加入碱性铁精矿、转炉污泥、碱性预还原球团、脱钠后高钙赤泥，使含铜反应熔渣的碱度比值升至0.15；喷入煤气，熔渣中金属铁含量为2.6％。

步骤2，分离回收采用方法一：

保温28min，将反应完成后的熔渣自然沉降，渣-金分离，获得熔融态富铜相、富铁相和含铁硅酸盐矿物相，同时生成含锌组分、含铟组分、含铋组分及含铅组分挥发进入烟尘加以回收，进行如下步骤：

(1)熔融态含铁硅酸盐矿物相采用步骤S2分离回收方法一中方法A，水淬作为水泥原料；

(2)熔融态富铜相，送往转炉炼铜；

(3)熔融态富铁相倒入保温装置冷却后直接还原炼铁；

(4)含锌组分、含铟组分、含铋组分、含铅组分、含钠组分与含钾组分挥发，进入烟尘回收。

最后获得的渣含铜<0.1％，铁的回收率为97％，锌的回收率为97％，铅的回收率为96％，铟的回收率为92％，铋的回收率为92％，金的富集率为91％，银的富集率为93％，钠的回收率为97％，钾的回收率为95％。

实施例7

一种由锌冶炼熔渣回收有价组分的方法，包括以下步骤：

步骤1，炉渣混合：将锌冶炼渣(出渣口获得的热态竖罐炼锌炉渣)加入矿热炉，同时加入石灰石、SiO₂、FeO以及MgO，形成混合熔渣；将混合熔渣加热至熔融状态，形成含铜反应熔渣，喷吹预热温度为400℃的氩气-氮气混合气，并使反应熔渣实现混合；实时监测反应熔渣，通过调控同时保证(a)和(b)两个参数，获得反应完成后的熔渣；

对应(a)：含铜反应熔渣的温度为1320℃；

(b)：含铜反应熔渣的碱度CaO/SiO₂比值为0.8，均在要求范围内；采用200℃的空气喷入粒度≤150μm煤粉，并喷入天然气，熔渣中金属铁含量为2.6％。

步骤2，分离回收采用方法四：

保温14min，将反应完成后的熔渣自然沉降，渣-金分离，获得熔融态富铜相、富铁相与含铁硅酸盐矿物相，同时生成含锌组分、含铅组分、含铋组分与含铟组分，进入烟尘加以回收，进行如下步骤：

(1)熔融态富铜相，送往转炉炼铜；

(2)熔融态富铁相与含铁硅酸盐矿物具体采用步骤S2的分离回收方法一中的方法F，水淬后，作为直接还原炼铁的原料；

(3)含锌组分、含铅组分、含铋组分与含铟组分挥发进入烟尘回收。

最后获得的锌渣含铜<0.1％，铁的回收率为95％，锌的回收率为96％，铅的回收率为97％，铟的回收率为92％，铋的回收率为93％，金的富集率为91％，银的富集率为94％。

实施例8

一种由锌冶炼熔渣回收有价组分的方法，包括以下步骤：

步骤1，炉渣混合：将锌冶炼渣(出料口获得的熔融旋涡熔炼炉渣)加入鼓风炉，同时加入白云石、赤泥、MgO，采用600℃的氧气喷入粒度≤150μm的焦粉，并喷入煤气，将混合熔渣加热至熔融状态，形成含铜反应熔渣，并使反应熔渣实现混合；实时监测反应熔渣，通过调控同时保证(a)和(b)两个参数，获得反应完成后的熔渣；

对应(a)：含铜反应熔渣的温度为1330℃；

(b)：含铜反应熔渣的碱度CaO/SiO₂比值为1.0，均在要求范围内；熔渣中金属铁含量为2.9％。

步骤2，分离回收采用方法三：

保温37min，将反应完成后的熔渣自然沉降，渣-金分离，获得富铜相、与中上部的含铁硅酸盐矿物相和富铁相，同时生成含锌组分、含铅组分、含铋组分与含铟组分，进入烟尘加以回收，进行如下步骤：

(1)熔融态含铁硅酸盐矿物相渣，倒入熔炼装置，进行炉外熔渣处理，具体采用步骤S2的分离回收方法一中的方法B，将中上部的熔渣全部返回到含铜反应熔渣，作为热态冶金熔剂，调整含铜反应熔渣成分，控制含铜反应熔渣温度；

(2)熔融态富铜相，送往转炉或吹炼炉炼铜；

(3)含锌组分、含铅组分、含铋组分与含铟组分挥发进入烟尘回收；

(4)富铁相进行水淬或空冷或倒入保温装置缓冷后，作为高炉炼铁原料或直接还原炼铁。

最后获得的渣含铜<0.1％，铁的回收率为96％，锌的回收率为96％，铅的回收率为97％，铟的回收率为94％，铋的回收率为93％，金的富集率为90％，银的富集率为91％。

实施例9

一种由锌冶炼熔渣回收有价组分的方法，包括以下步骤：

步骤1，炉渣混合：将锌冶炼渣(出料口获得的熔融鼓风炉炉渣)加入侧吹炉，同时加入石灰石，形成混合熔渣；采用温度为900℃的预热空气喷入≤150μm焦粉，将混合熔渣加热至熔融状态，形成含铜反应熔渣，并使反应熔渣实现混合；实时监测反应熔渣，通过调控同时保证(a)和(b)两个参数，获得反应完成后的熔渣；

对应(a)：含铜反应熔渣的温度为1340℃；

(b)：含铜反应熔渣的碱度CaO/SiO₂比值为1.2，均在要求范围内；熔渣中金属铁含量为1.4％。

步骤2，分离回收采用方法二：

保温46min，将反应完成后的熔渣自然沉降，渣-金分离，获得富铜相与中上部的含铁硅酸盐矿物相和富铁相的含铁熔渣，同时生成含锌组分、含铅组分、含铋组分与含铟组分，进入烟尘回收，进行如下步骤：

(1)中上部的含铁熔渣倒入熔炼装置，采用步骤S2的分离回收方法一中的方法C，将中上部熔渣浇筑微晶玻璃；

(2)下部的熔融态富铜相，送往转炉炼铜；

(3)含锌组分、含铅组分、含铋组分与含铟组分挥发进入烟尘回收。

最后获得的渣含铜<0.1％，铁的回收率为95％，锌的回收率为96％，铅的回收率为96％，铟的回收率为94％，铋的回收率为92％，金的富集率为94％，银的富集率为94％。

实施例10

一种由锌冶炼熔渣回收有价组分的方法，包括以下步骤：

步骤1，炉渣混合：将锌冶炼渣(出料口获得的熔融电炉渣)加入保温地坑，同时加入石灰石以及Fe，形成混合熔渣；用预热温度为800℃的富氧空气，喷吹粒度≤150μm烟煤，将混合熔渣加热至熔融状态，形成含铜反应熔渣，并使反应熔渣实现混合；实时监测反应熔渣，通过调控同时保证(a)和(b)两个参数，获得反应完成后的熔渣；

对应(a)：含铜反应熔渣的温度为1430℃；

(b)：含铜反应熔渣的碱度CaO/SiO₂比值为0.5，均在要求范围内；熔渣中金属铁含量为2.2％。

步骤2，分离回收采用方法五：

将反应完成后的熔渣进行如下步骤：

(1)沉降冷却：保温45min，反应完成后的熔渣缓慢冷却至室温，获得缓冷渣；富铜相沉降到反应装置的底部，形成富铜坨；含铁硅酸盐矿物相上浮；富铜相金属坨和硅酸盐矿物中间缓冷渣为富铁相，同时生成含锌组分与含铅组分；

(2)分离：人工取出沉降在底部的富铜坨；中部的富铁相层直接还原后，磁选分离金属铁，尾矿返回铜系统；

(3)人工取出上部的含铁硅酸盐矿物相，获得硅酸盐尾矿，作为水泥原料使用；

(4)含锌组分、含铅组分、含铋组分与含铟组分进入烟尘回收。

最后获得的渣含铜<0.1％，铁的回收率为98％，锌的回收率为97％，铅的回收率为96％，铟的回收率为92％，铋的回收率为92％，金的富集率为91％，银的富集率为92％。

需要理解的是，以上对本发明的具体实施例进行的描述只是为了说明本发明的技术路线和特点，其目的在于让本领域内的技术人员能够了解本发明的内容并据以实施，但本发明并不限于上述特定实施方式。凡是在本发明权利要求的范围内做出的各种变化或修饰，都应涵盖在本发明的保护范围内。

Claims (10)

1.一种由锌冶炼熔渣回收有价组分的方法，其特征在于，包括以下步骤：

S1、炉渣混合：将锌冶炼渣，加入保温装置或熔渣可流出的熔炼反应装置中，并加入钙系矿物与添加剂，搅拌混合，形成混合熔渣；

将混合熔渣加热至熔融状态，形成反应熔渣，混合均匀，实时监测反应熔渣，通过调控使反应熔渣同时满足a和b两个条件，获得反应完成后的熔渣；

其中，a：调控反应熔渣的温度为1100～1450℃；

b：调控反应熔渣的碱度CaO/SiO₂比值＝0.15～1.8；

S2、分离回收：步骤S1得到的熔渣，保温5～50min，沉降分离获得中上部含铁硅酸盐矿物相、底部富铜相、中下部富铁相以及生成含锌组分、含铅组分、含铋组分与含铟组分的烟尘，金银组分迁移、富集进入富铜相；对各相进行回收处理。

2.根据权利要求1所述的由锌冶炼熔渣回收有价组分的方法，其特征在于：在步骤S1中，条件a的调控方法为：

当反应熔渣的温度<1100℃时，通过反应装置自身的加热功能，或向熔渣中加入燃料与预热的氧化性气体，使反应熔渣的温度达到1100～1450℃范围内；

当反应熔渣的温度>1450℃时，向反应熔渣中加入含铜物料、锌冶炼渣、冶金熔剂、含铁物料、含氟物料中的一种或几种，使混合熔渣的温度达到1100～1450℃范围内；

在步骤S1中，条件b的调控方法为：

当反应熔渣的碱度CaO/SiO₂比值<0.15时，向反应熔渣中加入碱性物料和/或碱性含铁物料；

当反应熔渣的碱度CaO/SiO₂比值>1.8时，向反应熔渣中加入酸性物料和/或酸性含铁物料。

3.根据权利要求1所述的由锌冶炼熔渣回收有价组分的方法，其特 征在于：所述保温装置为可倾倒的熔炼反应渣灌、保温地坑中的一种或两种；

所述熔渣可流出的熔炼反应装置为可转动的熔炼反应装置或带有渣口或铁口的熔炼反应装置；

所述可转动的熔炼反应装置为转炉、熔炼反应渣罐中的一种或两种；

所述带有渣口或铁口的熔炼反应装置为等离子炉、直流电弧炉、交流电弧炉、矿热炉、鼓风炉、高炉、感应炉、冲天炉、侧吹熔池熔炼炉、底吹熔池熔炼炉、顶吹熔池熔炼炉、反射炉、奥斯麦特炉、艾萨炉、瓦钮可夫熔池熔炼炉、侧吹回转炉、底吹回转炉、顶吹回转炉中的一种或几种。

4.根据权利要求1所述的由锌冶炼熔渣回收有价组分的方法，其特征在于：在所述步骤S1中，满足所述条件a和b的同时，应同时满足所述熔渣中铜和铁氧化物还原为金属铜和FeO，熔渣中金属铁含量<3％。

5.根据权利要求1所述的由锌冶炼熔渣回收有价组分的方法，其特征在于：所述锌冶炼渣是湿法炼锌产生的炉渣、火法炼锌产生的炉渣中的一种或两种；锌冶炼渣为熔融态或热态或冷态，熔融火法炼锌渣由旋涡熔炼炉、鼓风炉、烟化炉、电炉出渣口获得，热态锌冶炼渣由挥发窑出料口、竖罐出渣口获得，或将锌冶炼渣加热至熔融状态；

其中，所述湿法炼锌产生的炉渣是锌浸出渣、挥发窑渣、铜镉渣、铁矾渣、酸洗后铁矾渣、针铁矿渣、赤铁矿渣中的一种或多种，所述火法炼锌产生的炉渣是竖罐炼锌炉渣、旋涡熔炼炉渣、鼓风炉炉渣、烟化炉炉渣、电炉渣中的一种或多种；所述湿法炼锌产生的炉渣均需经过烘干、脱水处理；旋涡熔炼炉渣、鼓风炉炉渣、烟化炉炉渣、电炉渣由熔炼炉出渣口获得，挥发窑渣由挥发窑出料口获得，竖罐炼锌炉渣由竖罐出料口获得；

所述钙系矿物为石灰、石灰石、白云石、电石渣、赤泥、脱钠后高钙赤泥中的一种或几种；

所述添加剂为SiO₂、MgO、FeO、Fe₂O₃、MnO₂、Al₂O₃、TiO₂、Fe或Na₂O中的一种或几种。

6.根据权利要求2所述的由锌冶炼熔渣回收有价组分的方法，其特征在于：所述含铜物料是铜渣、选铜尾矿、粗铜火法精炼渣、锌冶炼渣、锌冶炼烟灰与尘泥、铅锌尾渣、铅冶炼渣、铅冰铜、砷冰铜、粗铅火法精炼渣、铅冶炼烟灰与尘泥、铅酸电池、铜冶炼烟灰与尘泥、杂铜、含铜垃圾、含铜电路板、锡冶炼渣、镍冶炼渣、锡尾矿中的一种或几种；

所述铜渣是造锍熔炼”产生的炉渣、“铜鋶吹炼”产生的炉渣、火法贫化炉渣、铜渣浮选尾渣、湿法炼铜渣中的一种或几种；

所述冶金熔剂为含CaO或SiO₂的矿物与炉渣，优选为石英砂、含金银石英砂、赤泥、脱钠后高钙赤泥、电石渣、白云石或石灰石中的一种或几种；

所述含铁物料是普通铁精矿、普通铁精矿直接还原铁，普通铁精矿烧结矿、普通铁精矿球团矿、普通铁精矿金属化球团、普通铁精矿含碳预还原球团、钢渣、锌冶炼渣、焦炭冶炼烟尘与尘泥、钢铁烟尘与尘泥、镍冶炼渣、铜渣、铅冶炼渣、锌冶炼渣、锡冶炼渣、赤泥、脱钠后高钙赤泥、煤粉灰、硫酸烧渣中的一种或几种；

所述镍冶炼渣是“造锍熔炼”工艺产生的镍熔炼渣、“铜冰镍吹炼”工艺吹炼后的贫化炉渣、顶吹熔炼产生的镍沉降炉渣中一种或多种；

所述铅冶炼渣为烟化炉炉渣与含铅熔炼渣，“ISP铅锌鼓风炉还原”或“烧结矿鼓风炉还原”或“固态高铅渣还原”或“液态高铅渣还原工艺”还原工艺产生含铅熔炼渣，铅熔炼渣通过烟化炉冶炼产生含铅烟化炉渣；

所述钢铁烟尘与尘泥包括高炉瓦斯泥、转炉尘泥、电炉尘泥、热/冷轧污泥、烧结粉尘、球团粉尘、出铁厂集尘、高炉瓦斯灰、电炉除尘灰、轧钢氧化铁皮；

所述含氟物料是萤石、CaF₂、含氟高炉渣中的一种或几种；

所述含铜物料、含铁物料和含氟物料均为球团或粉状物料或制粒；其中，粉状物料的粒度≤150μm，粒状物料粒度为5-25mm，粉状物料以喷吹的方式喷入，粒状物料以喷吹或投料的方式加入,载入气体为预热的氩气、氮气、还原性气体、氧化性气体中的一种或多种，预热温度为0-1200℃。

7.根据权利要求2所述的由锌冶炼熔渣回收有价组分的方法，其特征在于：所述碱性物料为石灰粉、赤泥、脱钠后高钙赤泥、电石渣、白云石粉或生石灰粉中一种或几种；所述碱性含铁物料为碱性烧结矿、钢渣、铁合金渣、碱性铁精矿、碱性预还原球团、碱性金属化球团、碱性高炉渣中的一种或几种；

所述酸性物料为硅石、粉煤灰、煤矸石中的一种或多种；所述酸性含铁物料为酸性烧结矿、酸性铁精矿、酸性预还原球团、酸性金属化球团、铜渣、铅冶炼渣、锌冶炼渣、镍冶炼渣、锡冶炼渣、铁合金渣、酸性高炉渣中的一种或几种。

8.根据权利要求1-7任一所述的由锌冶炼熔渣回收有价组分的方法，其特征在于：

在步骤S2中的分离回收进行如下处理：

含有热态或冷态所述富铜相，送往转炉或吹炼炉炼铜，或缓冷破碎磁选分离金属铁后再送往转炉或吹炼炉炼铜，或经磁选分离金属铁或不经磁选分离金属铁后，直接还原，还原产物经磁选分离金属铁后，再送往转炉或吹炼炉炼铜；

所述含锌组分、含铅组分、含铋组分与含铟组分挥发，以氧化物形式进入烟尘回收；

含有所述含铁硅酸盐矿物相和/或所述富铁相，采用以下方法A-G中的任一种进行熔渣处理：

方法A：水淬或空冷后，直接用于水泥原料：

方法B：返回到反应混合熔渣中作为热态冶金熔剂：

方法C：用于浇筑微晶玻璃或作为矿渣棉；

方法D：将所述含铁硅酸盐矿物相和/或所述富铁相的含铁熔渣保留在熔炼反应装置内或将熔渣倒入保温装置，向含铁熔渣中，吹入温度为0～1200℃的预热氧化性气体，并保证硅酸盐熔渣温度>1460℃；当熔渣氧化亚铁含量<1％，获得氧化后的熔渣；所述氧化后的熔渣直接空冷或水淬，用作矿渣水泥、水泥调整剂、水泥生产中的添加剂或水泥熟料；

方法E：用于生产高附加值的水泥熟料，方法如下：

E-1、将所述含铁硅酸盐矿物相和/或所述富铁相的含铁熔渣保留在熔炼反应装置内或将熔渣倒入保温装置，向熔渣中，加入熔融钢渣、石灰、石灰石、铁合金炉渣、粉煤灰、碱性铁贫矿、铝土矿、熔融高炉渣、赤泥、脱钠后高钙赤泥或电石渣中的一种或几种，充分混合，获得熔渣混合物料；

E-2、向所述熔渣混合物料中吹入预热温度为0～1200℃的氧化性气体，并保证熔渣混合物料温度>1460℃；当氧化亚铁含量<1％，获得氧化后的熔渣；

E-3、对所述氧化后的熔渣，进行空冷或水淬，制得高附加值的水泥熟料；

方法F：所述含铁硅酸盐矿物相和/或所述富铁相的含铁熔渣作为高炉炼铁原料或直接还原炼铁原料：将所述含铁硅酸盐矿物相和/或所述富铁相的含铁熔渣空冷、水淬或缓冷后，用作高炉炼铁或直接还原炼铁原料，直接还原后，采用磁选分离或电炉熔分，磁选产物为金属铁与尾矿，电炉熔分，产物为铁水与熔渣；

或，将所述含铁硅酸盐矿物相和/或所述富铁相的含铁熔渣倒入保温装置后，采用以下方法进行分离：熔渣改性后磁选分离：向保温装置中的熔渣，吹入预热温度为0～1200℃的氧化性气体，并保证熔渣温度>1250℃，完成熔渣中磁铁矿的转化；将氧化后的熔渣缓冷至室温，破碎、磁选，产物为磁铁矿精矿与尾矿，尾矿作为建筑材料；

方法G：所述含铁硅酸盐矿物相和/或所述富铁相的含铁熔渣熔融还原炼 铁，包括如下步骤：

G-1、将所述含铁硅酸盐矿物相和/或所述富铁相的含铁熔渣保留在熔炼反应装置内或将熔渣倒入保温装置，向含铁熔渣中加入含铁物料、还原剂，进行熔融还原，实时监测反应熔渣，通过调控同时满足以下条件：反应熔渣的温度为1350～1670℃和反应熔渣的碱度CaO/SiO₂比值＝0.6～2.4，获得反应完成后的熔渣；

G-2、向熔渣中喷吹预热后的氧化性气体进行熔融还原，形成还原后的熔渣，其中：氧化性气体的预热温度为0～1200℃，并在喷吹过程中，通过调控同时满足以下条件：反应完成后的熔渣的温度为1350～1670℃和反应完成后的熔渣的碱度CaO/SiO₂比值＝0.6～2.4；

G-3、采用以下两种方法中的一种进行分离回收：

方法Ⅰ：将还原后的混合熔渣倒入保温渣罐，缓慢冷却至室温，获得缓冷渣；金属铁沉降到反应装置的底部，形成铁坨；将剩余缓冷渣中含金属铁层，破碎至粒度20～400μm，磨矿，磁选分离出剩余金属铁与尾矿；

方法Ⅱ：还原后的混合熔渣，冷却沉降，渣-金分离，获得铁水与还原后的熔渣；还原后的熔渣，按照A～E中的一种或几种，进行熔渣处理；铁水送往转炉或电炉炼钢；

或，含有所述富铁相水淬或空冷或倒入保温装置缓冷或经人工分拣与重选结合获得，作为高炉炼铁原料或直接还原炼铁原料或熔融还原炼铁原料或浮选提铜原料或磁选分离金属铁后作为炼铜或直接还原炼铁的原料；浮选过程中，浮选产物为含铜精矿与铁精矿，铜精矿返回炼铜系统，铁精矿作为高炉炼铁原料或直接还原炼铁原料或熔融还原炼铁原料；其中，在直接还原过程中，还原产物磁选分离后，获得金属铁与尾矿，尾矿返回炼铜系统；

所述直接还原过程采用转底炉、隧道窑、车底炉、竖炉、回转窑、感应炉中的任一种作为还原设备，利用气基或煤基还原技术，气基为天然气和/或煤气，煤基为无烟煤、烟煤、褐煤、焦煤、焦粉、焦炭中的一 种或几种，还原温度为900～1400℃，碱度CaO/SiO₂比值＝0.8～1.5。

9.根据权利要求8所述的由锌冶炼熔渣回收有价组分的方法，其特征在于：所述的步骤S2中，冷却方式为自然冷却或旋转冷却或离心冷却，沉降方式为自然沉降或旋转沉降或离心沉降；

所述混合均匀为自然混合或搅拌混合，搅拌混合为氩气搅拌、氮气搅拌、氮气-氩气混合气搅拌、还原性气体搅拌、氧化性气体搅拌、电磁搅拌、机械搅拌中的一种或几种。

10.根据权利要求8所述的由锌冶炼熔渣回收有价组分的方法，其特征在于：所述燃料与还原剂为固体、液体或气体燃料中的一种或多种，以喷吹或投料的方式喷入，所述喷吹载入气体为预热的氧化性气体、氮气或氩气中的一种或多种，所述预热的温度为0～1200℃；

所述固体燃料与还原剂为煤粉、焦粉、焦炭、粉煤灰、烟煤或无烟煤中的一种或多种，形状为粒状或粉状，粒状物料粒度为5～25mm，粉状物料粒度为≤150μm，所述液体燃料与还原剂为重油，所述气体燃料与还原剂为煤气和/或天然气；

所述氧化性气体为预热的空气、氧气、富氧空气、氩气-空气、氩气-氧气、氮气-空气、氮气-氧气中的一种。