CN107699702A - 一种由含铜熔渣回收有价组分的方法 - Google Patents

Abstract

本发明涉及一种由含铜熔渣回收有价组分的方法，其包括：S1、炉渣混合：将铜渣加入熔炼反应装置中，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作为反应熔渣，混合均匀，实时监测该反应熔渣，通过调控使混合后的反应熔渣同时满足条件a和条件b，获得反应后的熔渣；S2、分离回收。本发明既可以处理热态熔渣，充分利用熔融铜渣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，实现了含铜熔渣冶金工艺，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。

Description

一种由含铜熔渣回收有价组分的方法

技术领域

本发明属于熔渣冶金技术领域，具体涉及一种由含铜熔渣回收有价组分的方法。

背景技术

铜的火法冶炼过程中，产生大量铜渣，铜渣包括含铜熔炼渣、含铜吹炼渣、铜火法贫化渣、铜渣浮选尾矿。

含铜熔炼渣产生于铜的火法冶炼工艺的“造锍熔炼”过程中，每年排放出2000万吨以上，目前累计堆存达2亿多吨。随着“造锍熔炼”技术的不断发展，如闪速熔炼炉、诺兰达炉、瓦纽科夫炉、艾萨炉、奥斯麦特炉、三菱炉、金峰炉、底吹炉等，铜熔炼渣中Cu、Fe等金属含量提高，渣中铜含量达到20％，铁含量高达55％，铜熔炼渣是一种重要的二次资源。由“造锍熔炼”工艺的造锍熔炼炉放出的熔融铜熔炼渣温度高于1100℃，熔融铜熔炼渣也是重要的物理热资源。铜熔炼渣主要的利用方法是火法贫化与浮选回收铜组分。

含铜吹炼渣产生于铜的火法冶炼工艺的“铜锍吹炼”过程中，如转炉吹炼渣、闪速吹炼渣、顶吹炉吹炼渣、底吹炉吹炼渣等，渣中铜含量达到35％，铁含量高达55％。熔融含铜吹炼渣也是重要的物理热资源。主要采用返回熔炼炉或电炉贫化或选矿方法进行回收铜组分。

铜渣不仅是重要的二次资源，而且含有大量SiO₂、CaO、MgO、Al₂O₃等冶金熔剂，化学反应活性强，是物理化学性质优良的熔渣体系，是热态冶金熟料，是成熟的冶金渣系。但含铜熔炼渣与含铜吹炼渣采用返回熔炼炉或电炉贫化或选矿方法，仅考虑铜组分的回收，贫化或选矿效果不好，而且浮选带来严重的环境污染。贫化或选矿后，渣含铜>0.3％以上，高于铜的可采品位0.2％。而一般铁矿石允许含铜质量分数不超过0.2％。较高的渣含铜，不利于后续的直接还原提铁或熔融还原炼铁，原因在于：在还原过程中，铜易还原并进入生铁。当超过0.3％时会降低钢材的焊接性，并引起钢的“热脆”现象，使轧制时产生裂纹。

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，本发明提供一种利用含铜熔渣回收有价组分的方法。本发明方法是一种新的熔渣冶金工艺，不仅降低渣含铜,，使渣含铜<0.1wt％，而且实现铜、铁、金银、铅、锌等组分的高效回收，获得低铜含铁物料如铁精矿与生铁，并解决目前炉渣大量堆积，环境污染及重金属元素污染等问题。

(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包括：

一种由含铜熔渣回收有价组分的方法，其包括如下步骤：

S1、炉渣混合：将铜渣加入熔炼反应装置中，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作为反应熔渣，混合均匀，实时监测该反应熔渣，通过调控使混合后的反应熔渣同时满足条件a和条件b，获得反应后的熔渣；

其中，所述条件a为反应熔渣的温度为1100～1450℃；

所述条件b为反应熔渣的碱度CaO/SiO₂比值＝0.15～1.5；

S2、分离回收：所述步骤S1反应后的熔渣，保温5～50min，沉降分离获得底部富铜相层、中部富铁相与上部含铁硅酸盐矿物相，同时生成含锌组分与含铅组分的烟烟尘，金组分、银组分进入富铜相；对各相进行回收处理。

如上所述的方法，优选地，在所述步骤S1中，对于所述条件a调控的方法为：

当所述反应熔渣的温度＜1100℃时，利用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空气，使反应熔渣的温度达到1100～1450℃；

当所述反应熔渣的温度＞1450℃时，向反应熔渣中加入含铜物料、冶金熔剂、含铁物料或含氟物料中的一种或几种，混合均匀，使混合熔渣的温度达到1100～1450℃；

对于所述条件b调控的方法为：

当所述反应熔渣中碱度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；

当所述反应熔渣中碱度CaO/SiO₂比值>1.5时，向反应熔渣中加入酸性物料和/或酸性含铁物料。如上所述的方法，优选地，所述反应装置为保温装置或可转动的熔炼反应装置或带有渣口或铁口熔渣可流出的熔炼反应装置；其中，所述保温装置为可倾倒的熔炼反应渣灌或保温地坑；

所述可转动的熔炼反应装置为转炉、熔炼反应渣罐；

所述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。

如上所述的方法，优选地，在所述步骤S1中，满足所述条件a和b的同时，应同时满足，控制所述熔渣保持熔渣中铜氧化物和铁氧化物还原为金属铜和FeO，熔渣中金属铁含量<3％。可通过加入还原剂、含碳的含铁物料中的一种或两种，其中，所述还原剂的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、湿法炼锌挥发窑渣或焦炭炉尘泥与烟灰。

如上所述的方法，优选地，所述铜渣是含铜熔炼渣、含铜吹炼渣、铜火法贫化弃渣、浮选尾渣、湿法炼铜渣中一种或几种，其中，所述含铜熔炼渣产生于铜的火法冶炼工艺的“造锍熔炼”过程，所述含铜吹炼渣产生于铜的火法冶炼工艺的“铜锍吹炼”过程，所述铜火法贫化弃渣为含铜熔炼渣与含铜吹炼渣贫化后弃渣，所述浮选尾渣为含铜熔炼渣与含铜吹炼渣选矿后尾渣；其中，所述含铜熔炼渣、含铜吹炼渣与贫化弃渣为熔融态或冷态，其中：所述熔融态的铜熔炼渣由“造锍熔炼”过程的含铜熔炼炉出渣口获得，或将含铜熔炼渣加热至熔融状态，所述熔融铜态的吹炼渣由“铜锍吹炼”过程的铜吹炼炉出渣口获得，或将铜吹炼渣加热至熔融状态，贫化弃渣由贫化炉出渣口获得，获将贫化渣加热至熔融状态；

所述钙系矿物为石灰、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；所述添加剂为SiO₂、MgO、FeO、Fe₂O₃、MnO₂、Al₂O₃、TiO₂、Fe或Na₂O中的一种或几种。

如上所述的方法，优选地，所述含铜物料为铜渣、选铜尾矿、粗铜火法精炼渣、锌冶炼渣、锌冶炼烟灰与尘泥、铅冶炼炉渣、铅锌尾矿、镍冶炼渣、铅冰铜、砷冰铜、粗铅火法精炼渣、含铅烟化炉渣、铅冶炼烟尘与烟灰、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、锡尾矿中的一种或几种混合；其中，所述铜渣包括“造锍熔炼”产生的炉渣与“铜鋶吹炼”产生的炉渣、火法贫化炉渣、铜渣浮选尾渣；含铅炉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；锌冶炼炉渣包括湿法炼锌产生的炉渣与湿法炼锌产生的炉渣，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、赤铁矿渣一种或多种，竖罐炼锌是竖罐炼锌炉渣、旋涡熔炼炉渣、鼓风炉炉渣、电炉渣中的一种或多种；

所述冶金熔剂为含CaO或SiO₂的矿物，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；

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、含镍冶炼渣、铜渣、铅冶炼渣、铜渣、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；所述钢铁烟尘与尘泥包括高炉瓦斯泥、转炉尘泥、电炉尘泥、热或冷轧污泥、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或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0～1200℃的氩气、氮气、还原性气体、氧化性气体中的一种或多种；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。如上所述的方法，优选地，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的一种或几种；所述的碱性含铁物料为CaO/SiO₂≥1的含铁物料、碱性烧结矿、碱性铁精矿、铁合金炉渣、钢渣、碱性预还原球团、碱性金属化球团、钢渣或高炉渣中的一种或几种；

所述氧化性气体为0～1200℃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；

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CaO/SiO₂≤1的含铁物料、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、含铅炉渣、锌冶炼渣、镍冶炼渣、锡冶炼渣、铁合金渣、高炉渣中的一种或几种。

如上所述的方法，优选地，在所述步骤S2中分离回收中，对所述富铜相、富铁相与含铁硅酸盐矿物相分别进行处理，或将任两相结合处理。

具体地，所述步骤S2中的分离回收，采用如下方法一到方法五中任一方法处理：

方法一、采用熔渣可流出熔炼反应装置时，反应完成后的熔渣分离后进行如下步骤：

S2-1-01、所述含铁硅酸盐矿物相，进行如下方法A-G中的任一种处理；

方法A：水淬或空冷后直接用作水泥原料；

方法B：部分或全部所述含铁硅酸盐矿物相返回到所述反应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：所述含铁硅酸盐矿物相的熔渣氧化后空冷或水淬，方法包括：熔渣保留在熔炼反应装置内或将熔渣倒入保温装置，向含铁硅酸盐的熔渣中，吹入温度为0～1200℃的预热氧化性气体，并保证硅酸盐的熔渣温度>1450℃；当熔渣氧化亚铁的重量百分含量<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；

进一步地，当含铁硅酸盐熔渣温度<1450℃，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，使含铁硅酸盐熔渣温度>1450℃；

方法E：所述含铁硅酸盐矿物相用于生产高附加值的水泥熟料，包括如下步骤：

E-1、含铁硅酸盐矿物相保留在熔炼反应装置内或将熔渣倒入保温装置，向含铁硅酸盐矿物相的熔渣中，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、向上熔渣混合物料中吹入预热温度为0～1190℃的氧化性气体，并保证熔渣混合物料温度>1450℃；当氧化亚铁重量百分比含量<1％，获得氧化后的熔渣；

E-3、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；

或将熔渣倒入保温装置后，采用熔渣改性后磁选分离，包括：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℃；

进一步地，当熔渣温度<1250℃，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，使熔渣温度>1250℃；

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：所述含铁硅酸盐矿物相进行还原炼铁，包括如下步骤：

G-1、含铁硅酸盐矿物相保留在熔炼反应装置内或将该熔渣倒入保温装置，或加入含铁物料，同时加入还原剂，进行熔融还原，实时监测反应熔渣，通过调控同时满足条件：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；

其中，控制反应熔渣的温度的方法为：

当反应熔渣的温度＜1350℃，通过反应装置自身的加热，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1350～1670℃；

当反应熔渣的温度＞1670℃，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1350～1670℃，其中，所述冶金熔剂为含CaO或SiO₂的矿物，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；

控制反应熔渣的碱度的方法为：

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、所述G-1中熔融还原时还需向熔渣中喷吹0～1200℃预热后的氧化性气体进行熔融还原，形成还原后的熔渣；

G-3、分离回收：采用以下两种方法中的一种进行：

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；其中，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；所述还原后的熔渣，按照方法A～E中的一种或几种方法进行熔渣处理；所述铁水，送往转炉或电炉炼钢；

S2-1-02、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；

S2-1-03、部分所述含锌组分与含铅组分挥发，以氧化物形式进入烟尘回收；

S2-1-04、部分含金组分与含银组分进入富铜相；

S2-1-05、所述富铁相层进行水淬或空冷或倒入保温装置缓冷后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；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；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，所述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；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。

方法二、采用熔渣可流出的熔炼反应装置时，获得的所述熔融态富铁相和含铁硅酸盐矿物相处理方法用方法一中所述步方法A～G中一种或几种进行处理，或倒入保温装置缓冷后的富铜相，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。

方法三、采用熔渣可转动的转炉与反应渣罐时，获得含铁硅酸盐矿物相，处理方法用方法一中所述步方法A～G中一种或几种进行处理；或含有所述富铁相采用方法一中步骤S2-1-05进行处理；所述熔融态或倒入保温装置缓冷后的富铜相，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。

方法四、采用熔渣可转动的转炉与反应渣罐时，获得的所述熔融态含铁硅酸盐矿物相与富铁相，处理方法用方法一中所述步方法A～G中一种或几种进行处理；所述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。

方法五：采用保温装置时，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，进行如下步骤：

S201、沉降冷却：熔渣缓冷却至室温，获得缓冷渣；所述富铜相沉降到反应装置的底部，形成富铜坨；所述含铁硅酸盐矿物相上浮；中间为缓冷渣为富铁相，同时生成含锌组分与含铅组分；其中，镍、钴、金、银组分迁移到富铜相；

S202、分离：人工取出沉降在底部的富铜坨，或富铜坨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；所述富铁相与含铁硅酸盐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；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；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；

S203、人工取出上部的含铁硅酸盐矿物相，获得硅酸盐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水泥原料；

S204、部分锌组分与铅组分挥发，以氧化物形式进入烟尘回收；

S205、添加有赤泥中或尘泥与钢铁烟灰这些原料时，部分铟组分、铋组分、含钾组分、含钠组分挥发，进入烟尘回收。

如上所述方法，优选地，所述氧化性气体为预热的空气、氧气、富氧空气、氮气-空气、氩气-空气、氧气-氮气、氧气-氩气中的一种

所述还原剂与燃料为固体、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，气体燃料与还原剂为煤气和/或天然气。

如上所述方法，优选地，在所述步骤S1中，所述混合均匀为自然混合或搅拌混合，所述搅拌混合的方式为氩气搅拌、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、电磁搅拌或机械搅拌中的一种或几种；

在所述步骤S2中，所述沉降为自然沉降或旋转沉降或离心沉降；进行冷却沉降时的冷却方式为自然冷却或旋转冷却或离心冷却，所述分离时，用重力分选法是摇床分选、溜槽分选或者二者相结合。

与现有技术相比，本发明的特点是：

(1)本发明的由含铜熔渣回收有价组分的方法，既可以处理热态熔渣，充分利用熔融铜渣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，实现了含铜熔渣冶金工艺；

(2)熔渣中的熔渣冶金反应，加入有钙系矿物，使铁橄榄石解体，铁氧化物充分释放出来，形成游离态的铁氧化物，实现富铁相长大与沉降，熔渣中的含铁组分聚集、长大与沉降；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)熔渣中的铜组分、金银组分分别迁移、富集于富铜相，并实现长大与沉降，富铜相送往转炉或吹炼炉炼铜；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；

(4)混合熔渣中的锌组分、铅组分分别迁移、富集于烟灰中，并实现回收；

(5)部分含铟组分、铋组分、含钾组分、含钠组分挥发进入烟尘进行回收；

(6)采用人工分拣、磁选、重选、渣金分离的方法，分离沉降在底部的富铜相、中部的富铁相与上部的含铁硅酸盐相，实现熔渣中铜组分、铁组分的高效回收；可以处理固态含铜物料，达到资源高效综合利用；

(7)本发明方法中加入添加剂，一是用于减小粘度，二是用于降低熔点，在一定温度(1100-1450℃)下有助于富铜相沉降，使沉降分离后获得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，获得金属铁与铁水；

(9)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

本发明的有益效果是：

(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、铁组分、锌组分、铅组分、铟组分、铋组分、钠组分、钾组分、有价组分的综合利用，有效解决目前炉渣大量堆积，环境污染问题，重金属污染等问题。

(2)本发明的原料可以是出渣口中流出的液态熔融铜渣(≥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；液态熔融铜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铜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铜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)本发明调整熔渣物理化学性质，控制氧势，同时加入钙系矿物，使橄榄石相中铁氧化物释放出来，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、钠组分、钾组分挥发，进入烟尘加以回收。

(6)本发明方法自然沉降过程中，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，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；富铜相送往转炉或吹炼炉炼铜，低铜富铁相作为高炉炼铁或直接还原或熔融还原炼铁的原料。

(7)本发明方法熔渣矿物可磨性增加，熔渣实现调质。

(8)本发明方法采用人工分拣、磁选、重选结合的方法，分别对分布在上部、中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、锌组分、铟组分、铋组分、铅组分、钠组分、钾组分的高效回收；由于富铜相、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，因此，需分选炉渣量小，磨矿、磁选与重选成本低；后续的分离过程采用磁选或重选，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)本发明既充分利用熔融铜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，采用人工分拣、磁选与重选结合的方法，分离沉降在不同部位的富铜相、富铁相与含铁硅酸盐相，实现熔渣中铜组分、铁组分的高效回收；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

一种含铜熔渣回收有价组分的方法，具体包括以下步骤：

步骤1，炉渣混合：

将铜渣(含铜熔炼渣、含铜吹炼渣、铜火法贫化弃渣、浮选尾渣、湿法炼铜渣中一种或几种)，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，形成含铜反应熔渣；混合均匀，实时监测含铜反应熔渣，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)含铜反应熔渣的温度为1100～1450℃；

(b)含铜反应熔渣的碱度CaO/SiO₂比值＝0.15～1.5；

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：

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

当含铜反应熔渣的温度＞设定温度范围上限时，向含铜反应熔渣中加入含铜物料、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或碱性含铁物料中的一种或几种；

当含铜反应熔渣中碱度CaO/SiO₂比值>1.5时，向反应熔渣中加入酸性物料或酸性含铁物料中的一种或几种；

步骤2，分离回收：

反应完成后的熔渣，保温5～50min，沉降分离，获得底部熔融态富铜相层、中部熔融态富铁相与上部的熔融态含铁硅酸盐矿物相，同时生成含锌组分与含铅组分的烟尘，金银组分迁移到富铜相，对各项进行如下处理；

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)部分铅组分、锌组分、铟组分、铋组分、钠组分、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；所述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，气基还原采用天然气和/或煤气，煤基还原采用无烟煤、烟煤、褐煤、焦煤、焦粉或焦炭中的一种或几种，控制还原温度为900～1400℃，控制碱度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所述含铜反应熔渣：

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)向熔炼反应装置内的含铁硅酸盐熔渣中，吹入预热的氧化性气体，当熔渣氧化亚铁重量百分比含量<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>1450℃；

对应(c)采用的控制方法：

当含铁硅酸盐熔渣温度<1450℃，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>1450℃；

(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)向熔炼反应装置内的含铁硅酸盐熔渣中，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，当氧化亚铁重量百分比含量<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0～1190℃；并在整个过程中，保证(d)熔渣混合物料温度>1440℃；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：所述含铁硅酸盐矿物相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；

或将所述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：含铁硅酸盐熔渣熔融还原炼铁：

(1)将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，向熔融态熔渣加入含铁物料，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1350～1650℃；

(b)反应熔渣的碱度CaO/SiO₂比值＝0.6～2.4；

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1350℃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1350～1650℃内；

当反应熔渣的温度＞设定温度范围上限1650℃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1350～1650℃内；

对应(b)：

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；

(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(a)和(b)两个参数：

(a)反应完成后的熔渣的温度为1350～1650℃；

(b)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步骤(1)；

(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，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2的分离回收方法一中的方法A～E中的一种或几种，进行熔渣处理；

(c)铁水，送往转炉或电炉炼钢；

(d)含锌组分与含铅组分挥发，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；

(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)熔融态富铜相，送往转炉炼铜或吹炼炉炼铜，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；

(2)熔融态富铁相层与含铁硅酸盐矿物相采用处理方法用方法一中所述步方法A～G中一种或几种进行处理；

(3)部分含锌组分与含铅组分挥发，以氧化物形式进入烟尘回收；

(4)部分铟组分、铋组分、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)熔融态含铁硅酸盐矿物相，进行熔渣处理，具体处理方式为：采用步骤2的分离回收方法一中的方法A～G中的一种或几种进行熔渣处理；含有所述富铁相采用方法一中的步骤(4)进行处理；

(2)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；

(3)部分铟组分、铋组分、钠组分、钾组分挥发进入烟尘回收；

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)熔融态含铁硅酸盐矿物相与富铁相，进行熔渣处理，具体方式为：采用步骤2的分离回收方法一中的方法A～G中的一种或几种进行处理；

(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)部分铟组分、铋组分、钠组分、钾组分挥发进入烟尘氧化物进入烟尘；

方法五：采用保温装置时，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；所述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，气基还原采用天然气和/或煤气，煤基还原采用无烟煤、烟煤、褐煤、焦煤、焦粉或焦炭中的一种或几种，控制还原温度为900～1400℃，控制碱度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)部分铅组分、锌组分、铟组分、铋组分、钠组分、钾组分挥发进入烟尘氧化物进入烟尘。

如上所述的方法，优选地，所述的步骤1与2中，所述铜渣是含铜熔炼渣、含铜吹炼渣、铜火法贫化弃渣、浮选尾渣、湿法炼铜渣中一种或几种，其中，所述含铜熔炼渣产生于铜的火法冶炼工艺的“造锍熔炼”过程，所述含铜吹炼渣产生于铜的火法冶炼工艺的“铜锍吹炼”过程，所述贫化弃渣为含铜熔炼渣与含铜吹炼渣贫化后弃渣，所述浮选尾渣为含铜熔炼渣与含铜吹炼渣选矿后尾渣，所述湿法炼铜渣产生于湿法炼铜工艺；

所述的步骤1与2中，铜熔炼渣、铜吹炼渣与贫化弃渣为熔融态或冷态，其中：熔融铜熔炼渣由“造锍熔炼”过程的含铜熔炼炉出渣口获得，或将含铜熔炼渣加热至熔融状态，熔融铜吹炼渣由“铜锍吹炼”过程的铜吹炼炉出渣口获得，或将铜吹炼渣加热至熔融状态，贫化弃渣由贫化炉出渣口获得，获将贫化渣加热至熔融状态。

所述的步骤1与2中，可采用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：

所述保温装置为可倾倒的熔炼反应渣灌、保温地坑；

所述可转动的熔炼反应装置为转炉、熔炼反应渣罐；

所述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。

如上所述的方法，优选地，所述的步骤1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1中，通过调控同时保证如下(a)和(b)两个参数，同时保证熔渣中铜氧化物和铁氧化物还原为金属铜和FeO，熔渣中金属铁含量<3％。可通过加入还原剂、含碳的含铁物料中的一种或两种，其中，熔渣中还原剂的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、湿法炼锌挥发窑渣或焦炭炉尘泥与烟灰。

所述的步骤1与2中，所述的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，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0～1200℃；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，液体燃料与还原剂为重油，气体燃料与还原剂为煤气和/或天然气；

所述的步骤1与2中含铜物料是铜渣、选铜尾矿、粗铜火法精炼渣、锌冶炼渣、含铅炉渣、镍冶炼渣、铅冰铜、砷冰铜、粗铅火法精炼渣含铅烟化炉渣、含铅烟灰、铅酸电池、含铜烟灰、杂铜、含铜垃圾或含铜电路板中的一种或几种；所述铜渣是含铜熔炼渣、含铜吹炼渣、铜火法贫化弃渣、浮选尾渣、湿法炼铜渣中一种或几种；含铅炉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”还原工艺产生的含铅熔炼渣，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；锌冶炼炉渣包括湿法炼锌产生的炉渣与湿法炼锌产生的炉渣，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、赤铁矿渣一种或多种，竖罐炼锌是竖罐炼锌炉渣、旋涡熔炼炉渣、鼓风炉炉渣，电炉渣一种或多种；

所述的步骤1与2中冶金熔剂为含CaO或SiO₂的矿物，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。

如上所述的方法，优选地，所述的1与2中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、含镍冶炼渣、铅冶炼渣、铜渣、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。

所述湿法炼锌渣与尘泥需经脱水、干燥。

在上述的原料中，锌冶炼渣与烟灰、铅冶炼渣与烟灰含有铟与铋、铅、银、锌、铋；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，因此在发明的方法中，铟、铋、钠、钾、锌、铅会以氧化物的形式进入烟尘，从而进行回收。

所述的1与2中含氟物料是萤石、CaF₂或含氟高炉渣中的一种或几种；

所述的步骤1与2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，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(煤气和/或天然气)、氧化性气体中的一种或多种，预热温度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。

所述的步骤1与2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、铅组分分别进入烟尘，其中烟灰中以氧化锌与氧化铅形式回收，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1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，加入含铜物料、冶金熔剂、含铁物料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、富冰铜相、富铁相的聚集、长大与沉降。

所述步骤1与2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的一种或几种；所述的碱性含铁物料为CaO/SiO₂≥1的含铁物料、碱性烧结矿、碱性铁精矿、铁合金炉渣、钢渣、碱性预还原球团、碱性金属化球团、钢渣或高炉渣中的一种或几种。

所述步骤1与2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，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、含铅炉渣、锌冶炼渣、镍冶炼渣、锡冶炼渣、铁合金渣、高炉渣中的一种或几种；

所述的步骤1与2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1与2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；

所述的步骤1与2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。

如上所述的方法，优选地，所述步骤2中，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；

所述步骤2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；

所述步骤2中，旋转与离心的具体操作为：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，有利于硅酸盐上浮，缩短沉降时间，改善沉降效果，提高生产效率。

所述步骤2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、富铁相沉降于中下部。

所述步骤2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，实现长大与沉降，或部分富集于富铁相；混合熔渣中铁组分继续迁移、富集于富铁相，并实现长大与沉降。

所述步骤2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，最后获得的渣含铜≤0.1％，铁的回收率为≥91％，锌的回收率为≥92％，铅的回收率为≥92％，金的富集率为≥94％，银的富集率为≥94％。

为了更好的解释本发明，以便于理解，通过具体实施方式，对本发明作详细描述。其中，以下实施例中所用检测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。

以下实施例1～10中的步骤(1)熔渣混合时，通过调控保证的(a)和(b)两个参数具体为：

(a)含铜与铁的反应熔渣的温度为1100～1450℃；

(b)含铜与铁的反应熔渣碱度CaO/SiO₂比值＝0.15～1.5。

实施例1

一种由含铜熔渣回收有价组分的方法，包括以下步骤：

步骤1，炉渣混合：

将由“造锍熔炼”工艺熔炼炉出渣口获得的含铜熔炼渣、“铜鋶吹炼”工艺吹炼炉出渣口获得的含铜吹炼渣加入直流电弧炉，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、普通铁精矿直接还原铁和高炉瓦斯灰，使温度降至1380℃；(b)：含铜反应熔渣的碱度CaO/SiO₂比值＝2.6，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1.1；熔渣中金属铁含量为1％；

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，获得熔融态富铜相层、富铁相与含铁硅酸盐矿物相，同时生成锌组分与铅组分，进入烟尘，以氧化物形式回收，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，送往连续吹炼炉炼铜；(3)熔融态富铁相倒入保温渣罐，空冷后作为高炉炼铁原料；(4)锌组分、铟组分、铅组分、铋组分、钾组分、钠组分挥发，以氧化物形式进入烟尘回收；最后获得的渣含铜<0.1％，锌回收率为92％，铅回收率为93％；铁回收率为92％，铟回收率为92％，铋回收率为94％，钠回收率为95％，钾回收率为96％，金的富集率为≥96％，银的富集率为≥94％。其中，在本发明的所有实施例中，渣含铜是指富铜相分离后的渣相，具体为富铁相与硅酸盐矿物相中的含铜量，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。

实施例2

一种由含铜熔渣回收有价组分的方法，包括以下步骤：

步骤1，炉渣混合：

将由由“造锍熔炼”工艺熔炼炉出渣口获得的熔融含铜熔炼渣与贫化炉出渣口获得的熔融贫化弃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，喷吹粒度为20mm无烟煤与焦粒，同时喷入天然气，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1660℃，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1350℃；(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1.5％；

步骤2，分离回收采用方法二：

保温5min,反应完成后的熔渣自然沉降，渣-金分离，获得熔融态富铜相层、富铁相与含铁硅酸盐矿物相，同时生成锌组分、铅组分与铟组分，进入烟尘，以氧化物形式加以回收，进行如下步骤：

(1)熔融态含铁硅酸盐矿物与富铁相，采用方法G进行熔渣处理，熔渣熔融还原炼铁，具体步骤如下：

(1-1)熔渣倒入可转动的转炉，用预热温度为600℃的富氧空气，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1350～1650℃，和(b)反应熔渣的碱度CaO/SiO₂比值＝0.6～2.4两个参数，获得反应后的熔渣；

对应(a)：反应熔渣的温度为1480℃，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1350～1650℃，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2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)含锌组分、含铅组分、铋组分与铟组分挥发，以氧化物形式进入烟尘回收；

(e)含钠组分、含钾组分挥发，进入烟尘回收；

(2)熔融态富铜相，送往转炉炼铜；

(3)锌组分与铅组分挥发，以氧化物形式进入烟尘回收；锌回收率为94％，渣含铜<0.1％，铅回收率为92％；铁回收率为93％，铟回收率为96％，铋回收率为96％，钠回收率为97％，钾回收率为98％，金的富集率为≥94％，银的富集率为≥95％。

实施例3

一种由含铜熔渣回收有价组分的方法，包括以下步骤：

步骤1，炉渣混合：将由“造锍熔炼”工艺熔炼炉出渣口获得的含铜熔炼渣、“铜鋶吹炼”工艺吹炼炉出渣口获得的含铜吹炼渣、铜渣浮选尾渣加入感应炉，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400℃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、含铅烟化炉渣、轧钢氧化铁鳞、普通铁精矿金属化球团和普通铁精矿含碳预还原球团，使温度降至1220℃；(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0.6；熔渣为弱还原气氛，熔渣中金属铁含量为1.2％；

步骤2，分离回收采用方法二：

保温45min，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，同时生成含锌组分与含铅组分，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)熔融态富铁相层与硅酸盐矿物相作为直接还原炼铁原料，；还原过程中，锌组分、铅组分、铋组分与铟组分挥发，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，粒度为≤150μm的无烟煤与煤粉；

(3)含锌组分、铟组分、铋组分与含铅组分挥发，以氧化物形式进入烟尘回收，获得氧化锌与氧化铅。渣含铜<0.05％，铁的回收率为91％，锌的回收率为93％，铅的回收率为92％，铟回收率为93％，铋回收率为94％，金的富集率为95％，银的富集率为96％。

实施例4

一种由含铜熔渣回收有价组分的方法，包括以下步骤：

步骤1，炉渣混合：将冷态由“造锍熔炼”工艺熔炼炉出渣口获得的含铜熔炼渣加入等离子炉，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、煤粉灰、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1440℃；(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1.2；用温度为800℃的空气，喷吹天然气、粒度为20mm的焦粒，熔渣中金属铁含量为2％；

步骤2，分离回收采用方法三：

保温30min，反应完成后的熔渣自然冷却沉降，渣-金分离，获得熔融态富铜相、富铁相与含铁硅酸盐矿物相，同时生成含锌组分与含铅组分，进入烟尘，以氧化物形式加以回收，进行如下步骤：

(1)熔融态含铁硅酸盐矿物相，采用步骤2的分离回收方法一种的方法I熔渣改性磁选分离：①用喷枪向熔渣中喷入预热温度为600℃的富氧空气，实现磁铁矿转化，②缓冷至室温，磁选获得铁精矿与尾矿；

(2)熔融态富铁相与熔融态富铜相直接送往转炉炼铜；

(3)部分含锌组分铋组分、铟组分与含铅组分挥发，以氧化物形式进入烟尘回收；渣含铜<0.1％，铁的回收率为94％，锌的回收率为93％，铅的回收率为92％，铟回收率为93％，铋回收率为94％，金的富集率为95％，银的富集率为97％。

实施例5

一种由含铜熔渣回收有价组分的方法，包括以下步骤：

步骤1，炉渣混合：将由“造锍熔炼”工艺熔炼炉出渣口获得的含铜熔炼渣、“铜鋶吹炼”工艺吹炼炉出渣口获得的含铜吹炼渣加入保温渣罐，同时加入石灰石以及Fe，形成混合熔渣；用温度为100℃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1330℃；(b)：含铜反应熔渣的碱度CaO/SiO₂比值为1.4，均在要求范围内；熔渣中金属铁含量为2.8％；

步骤2，分离回收采用方法五：

保温49min，将反应完成后的熔渣旋转冷却，进行如下步骤：

(1)沉降冷却：反应完成后的熔渣旋转冷却至室温，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；富铜相和含铁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，直接还原，磁选分离铁后，产物送往转炉；中部的富铁相磁选分离金属铁后，送往转炉炼铁；

(3)人工取出上部的含铁硅酸盐矿物相，获得含铁硅酸盐尾矿，作为水泥原料使用；

(4)部分锌组分与铅组分挥发，以氧化物形式进入烟尘回收；渣含铜<0.15％，铁的回收率为91％，锌的回收率为92％，铅的回收率为95％，金的富集率为94％，银的富集率为96％。

实施例6

一种由含铜熔渣回收有价组分的方法，包括以下步骤：

步骤1，炉渣混合：将由由“造锍熔炼”工艺熔炼炉出渣口获得的含铜熔炼渣、“铜鋶吹炼”工艺吹炼炉出渣口获得的含铜吹炼渣加入交流电弧炉，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，喷入温度为1100℃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1350℃；(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、高炉瓦斯泥、碱性预还原球团、转炉钢渣，使含铜反应熔渣的碱度比值升至0.4；喷吹天然气，熔渣中金属铁含量为2.2％；

步骤2，分离回收采用方法一：

保温38min，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、熔融态富铁相和熔融态含铁硅酸盐矿物相，同时生成含锌组分与含铅组分，进入烟尘，以氧化物形式回收，进行如下步骤：

(1)含铁硅酸盐矿物相采用步骤2分离回收方法一中方法A，水淬直接作为水泥原料；

(2)熔融态富铜相，送往转炉炼铜；

(3)富铁相倒入保温装置冷却后直接还原炼铁；

(4)含锌组分与含铅组分挥发，以氧化物形式进入烟尘回收；渣含铜<0.1％，铁的回收率为91％，锌的回收率为92％，铅的回收率为94％，金的富集率为94％，银的富集率为96％。

实施例7

一种由含铜熔渣回收有价组分的方法，包括以下步骤：

步骤1，炉渣混合：将由“造锍熔炼”工艺的冷态含铜熔炼渣、“铜鋶吹炼”工艺的冷态含铜吹炼渣及湿法炼铜渣加入矿热炉，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，形成含铜熔渣，喷吹温度为200℃的氩气-氮气混合气，并使熔渣实现混合；实时监测反应熔渣，通过调控保证(a)和(b)两个参数，获得完成后的熔渣；

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；加入粒度≤150μm煤粉与天然气，熔渣中金属铁含量为2.4％；

步骤2，分离回收采用方法四：

保温39min，将反应完成后的熔渣倒入保温渣罐，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，同时生成锌组分与铅组分，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采用步骤2分离回收方法一中方法C，熔渣浇铸微晶玻璃；

(3)部分含锌组分与含铅组分挥发，以氧化物形式进入烟尘回收；渣含铜<0.1％，铁的回收率为91％，锌的回收率为93％，铅的回收率为93％，金的富集率为95％，银的富集率为97％。

实施例8

一种由含铜熔渣回收有价组分的方法，包括以下步骤：

步骤1，炉渣混合：将由“造锍熔炼”工艺的冷态含铜熔炼渣、“铜鋶吹炼”工艺的冷态含铜吹炼渣、贫化弃渣加入鼓风炉，同时加入白云石、赤泥、MgO，采用600℃的氧气，喷入煤气与粒度≤150μm的焦粉，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2.7％；

步骤2，分离回收采用方法三：

保温33min，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熔融态含铁硅酸盐矿物相，同时生成含锌组分与含铅组分，进入烟尘，以氧化物形式回收，进行如下步骤：

(1)含铁硅酸盐矿物相，具体采用步骤2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，调整熔渣成分，控制熔渣温度；

(2)熔融态富铜相，送往转炉或吹炼炉炼铜；

(3)部分含锌组分与含铅组分挥发，以氧化物形式进入烟尘回收，渣含铜<0.1％，铁的回收率为95％，锌的回收率为93％，铅的回收率为94％，金的富集率为98％，银的富集率为96％。

实施例9

一种由含铜熔渣回收有价组分的方法，包括以下步骤：

步骤1，炉渣混合：将热由“造锍熔炼”工艺熔炼炉出渣口获得的含铜熔炼渣、“铜鋶吹炼”工艺吹炼炉出渣口获得的含铜吹炼渣、铜渣浮选尾矿加入侧吹炉，同时加入石灰石，形成混合熔渣；采用温度为1100℃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1.7％；

步骤2，分离回收采用方法五：

保温19min，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，同时生成含锌组分与含铅组分，进入烟尘，以氧化物形式回收，进行如下步骤：

(1)中上部的熔渣倒入熔炼装置，采用步骤2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；

(3)部分含锌组分与含铅组分，以氧化物形式进入烟尘；渣含铜<0.1％，铁的回收率为93％，锌的回收率为94％，铅的回收率为95％，金的富集率为94％，银的富集率为96％。

实施例10

一种由含铜熔渣回收有价组分的方法，包括以下步骤：

步骤1，炉渣混合：将由“造锍熔炼”工艺熔炼炉出渣口获得的含铜熔炼渣、“铜鋶吹炼”工艺吹炼炉出渣口获得的含铜吹炼渣加入保温地坑，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20min,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；硅酸盐矿物相上浮；富铜相和含铁硅酸盐矿物相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的烟尘；

(2)分离：人工取出沉降在底部的富铜坨；中部的富铁相直接还原后，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)部分锌组分与铅组分挥发，以氧化物形式进入烟尘回收；渣含铜<0.15％，铁的回收率为98％，锌的回收率为95％，铅的回收率为93％金的富集率为95％，银的富集率为96％。

以上所述，仅是本发明的较佳实施例而已，并非是对本发明做其它形式的限制，任何熟悉本专业的技术人员可能利用上述揭示的技术内容加以变更或改型为等同变化的等效实施例。但是凡是未脱离本发明技术方案内容，依据本发明的技术实质对以上实施例所作的任何简单修改、等同变化与改型，仍属于本发明技术方案的保护范围。

Claims (10)

1.一种由含铜熔渣回收有价组分的方法，其特征在于，其包括如下步骤：

S1、炉渣混合：将铜渣加入熔炼反应装置中，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作为反应熔渣，混合均匀，实时监测该反应熔渣，通过调控使混合后的反应熔渣同时满足条件a和条件b，获得反应后的熔渣；

其中，所述条件a为控制熔渣温度为1100～1450℃；

所述条件b为控制熔渣的碱度CaO/SiO₂比值＝0.15～1.5；

S2、分离回收：所述步骤S1反应后的熔渣，保温5～50min，沉降分离获得底部富铜相、中部富铁相与上部含铁硅酸盐矿物相，同时生成含锌组分与含铅组分的烟烟尘，金银组分迁移、富集进入富铜相；对各相进行回收处理。

2.如权利要求1所述的方法，其特征在于，在所述步骤S1中，所述条件a调控的方法为：

当所述反应熔渣的温度＜1100℃，利用反应装置自身的加热，或向熔渣中加入燃料与预热的氧化性空气，使反应熔渣的温度达到1100～1450℃；

当所述反应熔渣的温度＞1450℃，向反应熔渣中加入含铜物料、冶金熔剂、含铁物料或含氟物料中的一种或几种，混合均匀，使混合的反应熔渣的温度达到1100～1450℃；

所述条件b调控的方法为：

当所述反应熔渣中碱度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；

当所述反应熔渣中碱度CaO/SiO₂比值>1.5时，向反应熔渣中加入酸性物料和/或酸性含铁物料。

3.如权利要求1所述的方法，其特征在于，所述反应装置为保温装置或可转动的熔炼反应装置或带有渣口或铁口熔渣可流出的熔炼反应装置；其中，所述保温装置为可倾倒的熔炼反应渣灌或保温地坑；

所述可转动的熔炼反应装置为转炉、熔炼反应渣罐；

所述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。

4.如权利要求1所述的方法，其特征在于，在所述步骤S1中，满足所述条件a和b的同时，应同时满足控制所述反应熔渣中铜氧化物和铁氧化物还原为金属铜和FeO，反应熔渣中金属铁含量<3％。

5.如权利要求1所述的方法，其特征在于，所述铜渣是含铜熔炼渣、含铜吹炼渣、铜火法贫化弃渣、浮选尾渣、湿法炼铜渣中一种或几种，其中，所述含铜熔炼渣产生于铜的火法冶炼工艺的“造锍熔炼”过程，所述含铜吹炼渣产生于铜的火法冶炼工艺的“铜锍吹炼”过程，所述铜火法贫化弃渣为含铜熔炼渣与含铜吹炼渣贫化后弃渣，所述浮选尾渣为含铜熔炼渣与含铜吹炼渣选矿后尾渣，所述湿法炼铜渣为湿法炼铜后弃渣；所述含铜熔炼渣、含铜吹炼渣与贫化弃渣为熔融态或冷态，其中：所述熔融态的铜熔炼渣由“造锍熔炼”过程的含铜熔炼炉出渣口获得，或将含铜熔炼渣加热至熔融状态，所述熔融铜态的吹炼渣由“铜锍吹炼”过程的铜吹炼炉出渣口获得，或将铜吹炼渣加热至熔融状态，贫化弃渣由贫化炉出渣口获得，获将贫化渣加热至熔融状态；

所述钙系矿物为石灰、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；

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

6.如权利要求2所述的方法，其特征在于，所述含铜物料为铜渣、选铜尾矿、粗铜火法精炼渣、锌冶炼渣、锌冶炼烟灰与尘泥、铅冶炼炉渣、铅锌尾矿、镍冶炼渣、铅冰铜、砷冰铜、粗铅火法精炼渣、含铅烟化炉渣、铅冶炼烟尘与烟灰、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、锡尾矿中的一种或几种混合；其中，所述铜渣是含铜熔炼渣、含铜吹炼渣、铜火法贫化弃渣、浮选尾渣、湿法炼铜渣中一种或几种；含铅炉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；锌冶炼炉渣包括湿法炼锌产生的炉渣与湿法炼锌产生的炉渣，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、赤铁矿渣一种或多种，竖罐炼锌是竖罐炼锌炉渣、旋涡熔炼炉渣、鼓风炉炉渣、电炉渣中的一种或多种；

所述冶金熔剂为含CaO或SiO₂的矿物，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；

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、含镍冶炼渣、铜渣、铅冶炼渣、铜渣、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；所述钢铁烟尘与尘泥包括高炉瓦斯泥、转炉尘泥、电炉尘泥、热或冷轧污泥、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或含氟高炉渣中的一种或几种。

7.如权利要求2所述的方法，其特征在于，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0～1200℃的氩气、氮气、还原性气体、氧化性气体中的一种或多种；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；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CaO/SiO₂≤1的含铁物料、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、含铅炉渣、锌冶炼渣、镍冶炼渣、锡冶炼渣、铁合金渣、高炉渣中的一种或几种。

8.如权利要求1-7中任一项所述的方法，其特征在于，所述步骤S2分离回收中，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；

所述含锌组分与含铅组分，以氧化物形式进入烟尘；

所述含铁硅酸盐矿物相和/或所述富铁相，进行如下方法A-G中的任一种处理；

方法A：水淬或空冷后，直接用于水泥原料；

方法B：部分或全部所述含铁硅酸盐矿物相和/或所述富铁相返回到反应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：所述含铁硅酸盐矿物相和/或所述富铁相保留在熔炼反应装置内或将其倒入保温装置，向熔渣中，吹入温度为0～1200℃的预热氧化性气体，并保证熔渣温度>1450℃；当熔渣氧化亚铁重量百分比含量<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、向上熔渣混合物料中吹入预热温度为0～1190℃的氧化性气体，并保证熔渣混合物料温度>1440℃；当氧化亚铁重量百分比含量<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和/或所述富铁相的熔渣空冷、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；

或将所述含铁硅酸盐矿物相和/或所述富铁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：所述含铁熔渣进行还原炼铁，包括如下步骤：

G-1、将所述含铁硅酸盐矿物相和/或所述富铁相的熔渣保留在熔炼反应装置内或将熔渣倒入保温装置，向熔融态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，通过调控同时满足条件：反应熔渣的温度为1350～1650℃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；

其中，控制反应熔渣的温度的方法为：

当反应熔渣的温度＜1350℃，通过反应装置自身的加热，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1350～1650℃；

当反应熔渣的温度＞1350℃，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1350～1650℃；其中，所述冶金熔剂为含CaO或SiO₂的矿物；

控制反应熔渣的碱度的方法为：

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、所述G-1中熔融还原时还需向熔渣中喷吹0～1200℃预热后的氧化性气体进行熔融还原，形成还原后的熔渣；

G-3、分离回收：采用以下方法中的一种：

方法Ⅰ：将还原后的混合熔渣倒入保温渣罐，冷却至室温，获得缓冷渣；其中，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；所述还原后的熔渣，按照方法A～E中的一种或几种方法进行熔渣处理；所述铁水，送往转炉或电炉炼钢；

或含有所述富铁相层进行水淬或空冷或倒入保温装置缓冷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；所述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，利用气基或煤基还原，气基还原采用天然气和/或煤气，煤基还原采用无烟煤、烟煤、褐煤、焦煤、焦粉或焦炭中的一种或几种，控制还原温度为900～1400℃，控制碱度CaO/SiO₂比值＝0.8～1.5。

9.如权利要求8的方法，其特征在于，所述氧化性气体为预热的空气、氧气、富氧空气、氮气-空气、氩气-空气、氧气-氮气、氧气-氩气中的一种，所述预热的温度为0～1200℃；

所述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，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，气体燃料与还原剂为煤气和/或天然气。

10.如权利要求1所述的方法，其特征在于，在所述步骤S1中，所述混合均匀为自然混合或搅拌混合，搅拌方式为氩气搅拌、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、电磁搅拌或机械搅拌中的一种或几种；

在所述步骤S2中，所述沉降为自然沉降或旋转沉降或离心沉降；进行冷却沉降时的冷却方式为自然冷却或旋转冷却或离心冷却，所述分离时，用重力分选法是摇床分选、溜槽分选或者二者相结合。