CN107699703A - 一种由镍冶炼熔渣生产的方法 - Google Patents

Abstract

本发明涉及一种由镍冶炼熔渣生产的方法，包括如下步骤：S1、炉渣混合：将镍冶炼渣加入熔炼反应装置中，加入钙系矿物与添加剂；搅拌，将熔渣加热至熔融状态，加入氧化铜矿物、氧化镍矿物、硫化铜矿物、硫化镍矿物、含铜物料中的一种或几种；混合均匀，作为反应熔渣，并实时监测，同时通过调控使混合后的含铜熔渣同时满足条件a和条件b，获得反应后的熔渣；S2、分离回收。本发明提供的方法既可以处理热态熔渣，又可以处理冷态炉渣，充分利用熔融镍冶炼渣物理热资源和热态冶金熔剂，实现了既可以处理含铜炉渣，又可以处理氧化铜矿物和/或硫化镍矿物，是一种新的铜冶炼工艺，实现铜与铁的同时生产。

Description

一种由镍冶炼熔渣生产的方法

技术领域

本发明属于熔渣冶金技术领域，具体涉及一种利用镍冶炼熔渣进行冶金生产的方法。

背景技术

镍的火法冶炼过程中，产生大量镍冶炼渣，镍冶炼渣包括“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。我国金川公司采用“闪速熔炼”与“顶吹熔炼”进行镍精矿冶炼，每年产生100万吨镍冶炼渣，目前累计堆积储存量超过1000万吨。镍冶炼渣中含有铜、铁、镍、钴、锌、铅、金、银等有价组分，长期堆放，既浪费资源，又污染环境。

镍冶炼渣中铁含量高达50wt％，远超目前26wt％可采品位，铜含量高达0.2wt％以上，其中铁组分主要以铁橄榄石相存在。目前，镍冶炼渣的主要研究为直接还原提铁或熔融炼铁，在还原过程中，铜、镍、钴组分还原进入铁水，不利于后续的炼钢过程。

镍冶炼渣中不仅含有铜、铁、镍、钴、锌、铅、金、银等二次资源等，而且含有大量SiO₂、CaO、MgO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，是成熟的冶金渣系。但目前，还没有一种以镍冶炼熔渣为反应渣系，实现镍冶炼熔渣中铜、铁同步分离技术。

现有铜的火法冶金工艺适于处理硫化铜矿，难以处理氧化铜矿。如何大规模同时处理镍冶炼渣、氧化铜矿物、硫化铜矿物及其它含铜铁物料，实现铜、铁的生产就显得尤为重要。

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，本发明提供一种由镍冶炼熔渣生产的方法。本发明以现有火法炼铜工艺、炼铁工艺与熔渣冶金理论为基础，实现了大规模同时处理镍冶炼渣、氧化铜矿、硫化铜矿物、氧化镍矿物、硫化镍矿物与含铜物料，有效降低渣含铜(渣含铜<0.1wt％)，可实现铜、铁、铅、锌、镍、钴、金、银、铟、铋、钠、钾的生产与回收，本发明方法提供的是一种新的熔渣冶金工艺，也是一种新的炼铜方法与炼铁工艺。

(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：

一种由镍冶炼熔渣生产的方法，其包括如下步骤：

S1、炉渣混合：将镍冶炼渣加入熔炼反应装置中，同时加入钙系矿物与添加剂；搅拌，将熔渣加热至熔融状态，加入氧化铜矿物、氧化镍矿物、硫化铜矿物、硫化镍矿物、含铜物料中的一种或几种；混合均匀，作为反应熔渣，并实时监测，通过调控使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为控制反应熔渣温度为1100～1500℃；

所述条件b为控制反应熔渣的碱度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，获得底部的熔融态富铜镍相层、中下部的熔融态富铁相与中上部的熔融态含铁硅酸盐矿物相，同时生成含锌组分与含铅组分的烟尘，金组分、银组分进入富铜镍相，部分含镍组分、含钴组分进入富铁相；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＜设定温度范围下限1100℃时，利用反应装置自身的加热功能，或向反应熔渣中加入燃料或熔融镍冶炼渣或含铜熔炼渣和/或含铜吹炼渣，使反应熔渣的温度达到设定温度1100～1500℃范围内，喷入燃料时，同时喷入预热的氧化性气体；

当所述反应熔渣的温度＞设定温度范围上限1500℃时，向反应熔渣中加入镍冶炼渣、含铜物料、含铁物料、氧化铜矿物、氧化镍矿物、硫化铜矿物、硫化镍矿物、含金银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1100～1500℃范围内；

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、碱性氧化铜矿物、碱性氧化镍矿物、碱性硫化铜矿物、碱性硫化镍矿物、含铜物料、碱性含铁物料中的一种或几种；

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、酸性氧化铜矿物、酸性氧化镍矿物、酸性硫化镍矿物、酸性硫化铜矿物、酸性含铁物料或酸性含金银物料中的一种或几种。

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，所述镍冶炼渣为熔融态或冷态，其中：熔融镍冶炼渣由镍冶炼炉出渣口获得，或将镍冶炼渣加热至熔融状态；镍冶炼渣是“造锍熔炼”工艺产生的镍熔炼渣、“铜冰镍吹炼”工艺吹炼后的吹炼渣、“铜冰镍吹炼”工艺吹炼后的吹炼渣经贫化产生的贫化炉渣、顶吹熔炼产生的镍熔炼渣、顶吹熔炼产生的镍熔炼渣经电炉沉降产生的沉降渣中一种或多种；

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，控制所述反应熔渣中铜氧化物、镍氧化物、钴氧化物和铁氧化物分别还原为金属铜、金属镍、金属钴和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进行调控，其中，还原剂的用量为熔渣中镍氧化物、钴氧化物、铜氧化物和铁氧化物还原为金属镍、钴、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，所述含铜物料为粗铜铜火法精炼渣、选铜尾矿、铜渣、锌冶炼渣、锌冶炼烟灰与尘泥、铅锌尾矿、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、锡尾矿中的一种或几种；其中，所述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、烟化炉渣、鼓风炉渣、旋涡炉渣、电炉炼锌渣；含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；所述铜渣是含铜熔炼渣、含铜吹炼渣、贫化弃渣、浮选尾渣、湿法炼铜渣中的一种或多种，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；贫化弃渣为含铜熔炼渣与含铜吹炼渣贫化后弃渣，浮选尾渣为含铜熔炼渣与含铜吹炼渣选矿后尾渣，湿法炼铜渣为湿法炼铜弃渣。

如上所述的方法，优选地，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、P₂O₅、Fe或Na₂O中的一种或几种；所述氧化铜矿物包括赤铜矿、黑铜矿、孔雀石、蓝铜矿、硅孔雀石、胆矾中的一种或多种；所述硫化铜矿物包括辉铜矿、铜蓝、黄铜矿、斑铜矿、硫砷铜矿、黝铜矿的一种或多种。

如上所述的方法，优选地，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，用0-1200℃的气体载入，所述气体是氧化性气体中的一种或多种；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。

所述的碱性物料为石灰粉、赤泥、脱钠后赤泥、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、碱性预还原球团、碱性金属化球团或钢渣中的一种或几种；所述酸性物料为硅石、粉煤灰、煤矸石中的一种或多种，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、铅冶炼渣、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。

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。

如上所述的方法，优选地，在所述步骤S2中分离回收中，对所述富铜镍相、富铁相与含铁硅酸盐矿物相可分别进行处理，或将两相结合处理。

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、所述熔融态含铁硅酸盐矿物相，进行如下方法A-G中的任一种处理；

方法A：水淬或空冷后直接作为水泥原料；

方法B：部分或全部所述熔融态含铁硅酸盐矿物相返回到含铜熔渣；

方法C：所述含铁硅酸盐矿物相用于浇筑微晶玻璃或作为矿渣棉；

方法D：向熔炼反应装置内的含铁硅酸盐熔渣中，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>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：所述熔融态含铁硅酸盐矿物相用于生产高附加值的水泥熟料：

E-1、向所述熔融态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0～1200℃的氧化性气体，并保证熔渣混合物料温度>1450℃；当氧化亚铁的重量百分含量<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：所述熔融态含铁硅酸盐进行还原炼铁，包括如下步骤：

G-1、向熔融态含铁硅酸盐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1460～1640℃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＜设定温度范围下限时，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；

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；

S2-1-02、所述富铜镍相，送往转炉或吹炼炉或作为铜钴镍分离的原料；

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；

S2-1-04、部分含金组分与含银组分进入富铜镍相，镍、钴组分分别进入富铜镍相与富铁相；

S2-1-05、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或经人工分拣与重选结合获得，作为高炉炼镍铁原料或直接还原炼镍铁原料或熔融还原炼镍铁原料或浮选提铜镍原料；浮选产物为含铜精矿、镍精矿、镍铁合金与铁精矿，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；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；

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，所述熔融态倒入保温装置缓冷后的富铜镍相，送往转炉或吹炼炉或作为铜钴镍分离的原料。

方法三、采用熔渣可转动的转炉与反应渣罐时，获得所述含铁硅酸盐矿物相，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的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镍相，送往转炉或吹炼炉炼或作为铜钴镍分离的原料。

方法四、采用熔渣可转动的转炉与反应渣罐时，获得的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；所述熔融态富铜镍相或倒入保温装置缓冷后，送往转炉或吹炼炉或作为铜钴镍分离的原料。

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：熔渣缓慢冷却至室温，获得缓冷渣；所述富铜镍相沉降到反应装置的底部，形成富铜镍坨；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，金、银组分迁移到富铜镍相，镍、钴组分分别迁移到富铜镍相与富铁相；

S202、分离：人工取出沉降在底部的富铜镍坨，或富铜镍坨送往转炉或吹炼炉或作为铜、钴、镍分离的原料；含有所述富铁相采用方法一的S2-1-05进行处理；

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，所述预热的温度为0～1200℃；

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)本发明的由镍冶炼熔渣生产的方法，既可以处理热态熔渣，又可以处理冷态炉渣，充分利用熔融镍冶炼渣物理热资源和热态冶金熔剂，实现了既可以处理含铜炉渣，又可以处理硫化铜矿物、氧化铜矿物、氧化镍矿物、硫化镍矿物，是一种新的铜镍冶炼工艺，实现了熔渣冶金、火法炼铜与炼铁；

(2)熔渣中的熔渣冶金反应，铁橄榄石解体，铁氧化物充分释放出来，富集于富铁相，实现长大与沉降，富铁相包括金属铁、FeO相、铁橄榄石相中的多种，作为高炉炼镍铁或直接还原或熔融还原炼镍铁的原料；

(3)熔渣中的铜组分、镍钴组分、金银组分分别迁移、富集于富铜镍相，并实现长大与沉降；其中，富铜镍相包括有铜、白冰铜、铜冰镍、富铜镍钴相或含铁组分中的多种，或部分铜组分进入富铁相；

(4)熔渣中的锌组分、铅组分、镍组分、钴组分、铋组分、钠组分、钾组分、富集于烟灰，可加以回收；

(6)采用人工分拣、磁选、重选或渣-金分离的方法，分离沉降在不同部位的富铜镍相、铁氧化物，实现熔渣中铜组分、铁组分的高效回收；

(7)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；

(8)本发明方法加入添加剂，一是用于减小粘度，二是用于降低熔点，在一定温度(1100-1500℃)下有助于富铜镍相沉降，使沉降分离后获得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。

(9)本发明方法可连续或间断的进行，工艺流程短，清洁环保，金属回收率高。

(三)有益效果

本发明的有益效果是：

(1)本发明由镍冶炼炉渣或熔渣，组成成熟的熔渣体系，通过熔渣冶金，不仅可以实现炉渣中铜组分、镍组分、钴组分、金组分、银组分、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，解决目前镍冶炼炉渣大量堆积问题，而且可以大规模处理氧化铜矿物，实现同时生产铜与铁，解决了氧化铜矿物与氧化镍矿物难处理与含铁组分不易回收两大世界性难题。

(2)本发明的含镍炉渣可以是出渣口中流出的液态熔融镍冶炼渣(≥1200℃)，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)本发明通过熔渣冶金，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，富铁相包括金属铁、FeO相、铁橄榄石相中的多种，作为高炉炼镍铁或直接还原或熔融还原炼镍铁的原料；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；。

(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，原料适应性强；加入冷态物料实现了熔渣氧化反应释放的化学热与熔渣物理热的高效利用。

(5)本发明方法中，熔渣中铜组分、镍钴组分、金、银组分分别迁移、富集于富铜镍相，并实现聚集、长大与沉降，富铜镍相包括有铜、白冰铜、铜冰镍、含铁组分中的多种，或部分铜组分进入富铁相；熔渣中铁组分迁移、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，加速富铜镍相、富铁相的聚集、长大与沉降，提高生产效率；含氟物料的加入，加速富铜镍相、富铁相的聚集、长大与沉降。

(6)本发明方法采用人工分拣、磁选、重选或渣-金分离的方法，分别对分布在上部、中部与底部的硅酸盐矿物相、富铁相、富铜镍相进行分离，实现熔渣中铜组分、铁组分的高效回收；由于富铜镍相、富铁相沉降在中、下部，需分选炉渣量小，熔渣实现调质，矿物可磨性增加，生产成本低；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，整个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。

(8)本发明通过富铜镍相沉降，含铁硅酸盐相与富铁组分的含铜量小于0.1％，作为高炉炼铁或直接还原或熔融还原的原料,获得金属铁与铁水。

(9)本发明利用镍冶炼熔渣组成成熟的熔渣体系，利用熔渣冶金，不仅实现熔渣中有价组分的高效回收，而且实现氧化铜矿物的大规模生产，同时生产铜与铁，是一种新的铜镍冶炼工艺。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、可有效解决冶金资源与热能高效回收利用问题。

具体实施方式

本发明提供一种由镍冶炼熔渣生产的方法，具体包括以下步骤：

步骤S1，炉渣混合：

将镍冶炼渣，加入保温转置中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，将熔渣加热至熔融状态，形成含铜与铁的反应熔渣，同时加入氧化铜矿物、硫化铜矿物、硫化镍矿物、氧化镍矿物、含铜物料中的一种或几种；混合均匀形成含镍反应熔渣，并实时监测反应熔渣，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)含镍反应熔渣的温度为1100～1500℃；

(b)含镍反应熔渣的碱度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：

当含镍反应熔渣的温度＜设定温度范围下限1100℃时，通过反应装置自身的加热功能，或向含镍反应熔渣中加入燃料或熔融镍冶炼渣或含铜熔炼渣或含铜吹炼渣)，使反应熔渣的温度达到1100～1500℃，喷入燃料时，同时喷入预热的氧化性气体；

当含镍反应熔渣的温度＞设定温度范围上限1500℃时，向含铜反应熔渣中加入含铜物料、含铁物料、氧化铜矿物、硫化铜矿物、硫化镍矿物、氧化镍矿物、含金银物料、或含氟物料中的一种或几种，使混合熔渣的温度达到1100～1500；

对应(b)：

当含镍反应熔渣中碱度CaO/SiO₂比值<0.15时，向反应熔渣中加入碱性物料、碱性氧化铜矿物、碱性性氧化镍矿物、碱性硫化铜矿物、碱性硫化镍矿物、含铜物料、碱性含铁物料中的一种或几种；

当含镍反应熔渣中碱度CaO/SiO₂比值>1.5时，向反应熔渣中加入酸性物料、酸性氧化铜矿物、酸性硫化铜矿物、酸性氧化镍矿物、酸性硫化镍矿物、酸性含铁物料或酸性含金银物料中的一种或几种；

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，获得底部的熔融态富铜镍相层、中下部的熔融态富铁相与中上部的熔融态含铁硅酸盐矿物相，同时生成含锌组分与含铅组分的烟尘，金银组分迁移到富铜镍相，部分含镍组分、含钴组分进入富铁相；对各相进行回收处理。

具体地，分离回收采用以下方法中的任一种进行处理：

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)熔融态富铜镍相，送往转炉或吹炼炉或作为铜钴镍分离的原料；

(3)部分铅锌组分、铟组分、铋组分、钠组分、钾组分挥发，以氧化物进入烟尘；

(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镍铁原料或熔融还原炼镍铁原料或浮选提铜镍原料；浮选产物为铜精矿、镍精矿、含镍合金与铁精矿，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；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0～1200℃；并在整个过程中，保证(d)熔渣混合物料温度>1450℃；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：含铁硅酸盐熔渣作为高炉炼铁原料或直接还原炼铁原料：

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；

还原过程中，含锌组分与含铅组分挥发，以氧化物形式进入烟尘；

方法G：含铁硅酸盐熔渣熔融还原炼铁：

G-1熔炼反应装置内的含铁硅酸盐熔渣，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1460～1640℃；

(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(a1)和(b1)两个参数：

(a1)反应完成后的熔渣的温度为1460～1640℃；

(b1)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)；

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：

Ⅰ-1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；

Ⅰ-2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；

Ⅰ-3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：

Ⅱ-1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；

Ⅱ-2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；

Ⅱ-3铁水，送往转炉或电炉炼钢；

Ⅱ-4含锌组分与含铅组分挥发，以氧化物形式进入烟尘回收；

Ⅱ-5部分金银组分、铟组分、铋组分、钠组分、钾组分挥发进入烟尘；

Ⅱ-6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)熔融态富铜镍相，送往转炉或吹炼炉或作为铜钴镍分离的原料；

(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；或含有所述富铁相采用方法一中的步骤(4)进行处理；

(2)熔融态富铜镍相或倒入保温装置缓冷后，送往转炉或吹炼炉或作为铜钴镍分离的原料；

(3)部分铅锌组分、铟组分、铋组分、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)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)熔融态富铜镍相，送往转炉或吹炼炉或作为铜钴镍分离的原料；

(3)部分铅锌组分、铟组分、铋组分、钠组分、钾组分挥发进入烟尘；

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：反应完成后的熔渣缓慢冷却至室温，获得缓冷渣；富铜镍相沉降到反应装置的底部，形成富铜镍坨；含铁硅酸盐矿物相上浮；富铜镍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镍相；

(2)分离：人工取出沉降在底部的富铜镍坨，送往转炉或吹炼炉或作为铜钴镍分离的原料；中部的富铁相层采用方法一中的步骤(4)进行处理；

(4)部分铅锌组分、铟组分、铋组分、钠组分、钾组分挥发进入烟尘。

作为一种优选方案，所述镍冶炼渣为熔融态或冷态，其中：熔融镍冶炼渣由镍冶炼炉出渣口获得，或将镍冶炼渣加热至熔融状态；镍冶炼渣是“造锍熔炼”工艺产生的镍熔炼渣、铜冰镍吹炼”工艺吹炼后的吹炼渣、“铜冰镍吹炼”工艺吹炼后的吹炼渣经贫化产生的贫化炉渣、顶吹熔炼产生的镍熔炼渣、顶吹熔炼产生的镍熔炼渣经电炉沉降产生的沉降渣中一种或多种；

作为一种优选方案，所述铜物料是粗铜火法精炼渣、选铜尾矿、铜渣、锌冶炼渣、锌冶炼烟灰与尘泥、铅锌尾矿、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、锡尾矿中的一种或几种；其中，所述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、烟化炉渣、鼓风炉渣、旋涡炉渣、电炉炼锌渣；含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；所述铜渣是含铜熔炼渣、含铜吹炼渣、贫化弃渣、浮选尾渣、湿法炼铜渣中的一种或多种，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；贫化弃渣为含铜熔炼渣与含铜吹炼渣贫化后弃渣，浮选尾渣为含铜熔炼渣与含铜吹炼渣选矿后尾渣。作为一种优选方案，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；其中：

所述保温装置可采用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可采用转炉、熔炼反应渣罐。

进一步地，所述的带有渣口或铁口熔渣可流出的熔炼反应装置可采用等离子炉、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、底吹回转炉或顶吹回转炉。

作为一种优选方案，在步骤S1中，所述钙系矿物具体采用石灰、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；添加剂采用SiO₂、MgO、FeO、Fe₂O₃、MnO₂、Al₂O₃、TiO₂、P₂O₅、Fe或Na₂O中的一种或几种；

作为一种优选方案，在步骤S1中，所述氧化铜矿物为赤铜矿、黑铜矿、孔雀石、蓝铜矿、硅孔雀石、胆矾中的一种或多种；硫化铜矿物为辉铜矿、铜蓝、黄铜矿、斑铜矿、硫砷铜矿、黝铜矿的一种或多种；

作为一种优选方案，在步骤S1中，

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、镍氧化物、钴氧化物和铁氧化物分别还原为金属铜、金属镍、金属钴和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进行调控，其中，还原剂的用量为熔渣中镍氧化物、钴氧化物、铜氧化物和铁氧化物还原为金属镍、钴、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。

作为一种优选方案，在步骤S1中，调控时采用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，用预热的气体载入，载入气体是氧化性气体、氩气、氮气中的一种或多种，预热温度为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；液体燃料为重油，气体燃料为煤气和/或天然气；

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(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；湿法的炼锌渣与尘泥需脱水、干燥。

进一步地，含氟物料是萤石、CaF₂或含氟高炉渣中的一种或几种。

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、金、银、锌、铅会以氧化物的形式进入烟尘，从而进行回收。

作为一种优选方案，含铜物料、含铁物料和含氟物料均可采用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,载入气体是氩气、氮气或还原性气体(煤气和/或天然气)、氧化性气体中的一种或多种，载入气体预热温度是0～1200℃；其中，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。

在上述熔渣反应过程中，熔渣中铜组分、镍组分、钴组分、金银组分富集于富铜镍相，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，富铜镍相中包含有铜、白冰铜、铜冰镍、铜冰镍、含铁组分中的多种，或部分富集于富铁相，富铁相包括金属铁、FeO相、铁橄榄石相中的多种。

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，加入镍冶炼渣、含铜物料、含铁物料、氧化铜矿物、含金银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，加速熔渣中富铜镍相、富冰铜相、富铁相的聚集、长大与沉降。

调整碱度时，所用的碱性物料为石灰粉、赤泥、脱钠后赤泥、电石渣、白云石粉或生石灰粉中的一种或几种；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、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。

调整碱度时，可采用的酸性物料为硅石、粉煤灰、煤矸石中的一种或多种；采用酸性含铁物料为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、铅冶炼渣、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；

作为一种优选方案，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、氧化性气体搅拌、电磁搅拌、机械搅拌中的一种或几种，气体预热温度是0-1200℃；

熔渣中富铜镍相、富冰铜相、富铁相聚集、长大与沉降，有利于硅酸盐上浮。

作为一种优选方案，喷入预热的氧化性气体时，氧化性气体可为空气、氧气、富氧空气、氮气-氧气、氩气-氧气中的一种，氧化性气体预热温度为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。

作为一种优选方案，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。

作为一种优选方案，所述的步骤S1与S2中，含铜物料与含铁物料可为热态或冷态，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℃。

作为一种优选方案，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；

进一步，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，目的是加速富铜镍相、富冰铜相、富铁相聚集、长大与沉降，有利于含铁硅酸盐上浮。

反应完成后的熔渣在沉降过程中，由于密度不同与矿物大小不同，大部分富铜镍相沉降到反应装置的底部，中间为富铁相，含铁硅酸盐矿物相上浮在上层。

所述的步骤S2中，反应完成后的熔渣中铜组分、镍组分、钴组分、金银组分继续富集于富铜镍相，实现长大与沉降；熔渣中铁组分继续富集于富铁相，并实现长大与沉降。

所述的步骤S2中，分离可采用重力分选法，具体可用摇床分选、溜槽分选或者二者相结合。

采用本发明方法处理镍冶炼熔渣，最后获得的富铁相及含铁硅酸盐相的渣中含铜≤0.1％，铁的回收率为≥90％，锌的回收率为≥92％，铅的回收率为≥92％，镍的富集率为≥91％，钴的富集率为≥91％，金的富集率为≥94％，银的富集率为≥94％。比现有技术中处理后的渣中含铜量低，同时实现了可同时回收铁与铜。

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。

实施例1

一种由镍冶炼熔渣生产的方法，包括以下步骤：

步骤1，炉渣混合：

将由“造锍工艺”工艺熔炼炉出渣口获得的熔融镍冶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，同时加入硫化铜精矿与氧化镍精矿；将混合熔渣加热至熔融状态，形成反应熔渣，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)：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0.7；熔渣中金属铁含量为2.8％；

步骤2，分离回收采用方法一：

保温48min，反应完成后的熔渣自然沉降，渣-金分离，获得熔融态富铜镍相层、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E，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，气体还原剂为天然气和煤气，还原温度为950℃，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)熔融态富铜镍相，作为提镍原料；(3)富铁相倒入保温装置，空冷后作为高炉炼镍铁原料；(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92％，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％，铁回收率为96％，镍的富集率为93％，钴的富集率为95％，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，渣含铜是指富铜镍相分离后的渣相，具体为富铁相与硅酸盐矿物相中的含铜量，镍、钴的富集率是指在富铜镍相中镍、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镍相与烟灰中金、银的含量占原料中金、银总量的百分比。

实施例2

一种由镍冶炼熔渣生产的方法，包括以下步骤：

步骤1，炉渣混合：

将由“铜冰镍吹炼”工艺吹炼炉出渣口获得的熔融镍冶炼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，同时加入氧化铜精矿与硫化镍精矿；用富氧空气，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1660℃，采用耐火喷枪插入反应熔渣中，以预热温度为600℃的氩气为载气，喷入常温粉状粒度≤150μm铜渣、镍冶炼渣、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1580℃；(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1.1；熔渣中金属铁含量为3％；

步骤2，分离回收采用方法二：

保温5min，反应完成后的熔渣旋转沉降，渣-金分离，获得熔融态富铜镍相层、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，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与熔融态富铁-富冰铜相，采用方法G进行炉外熔渣处理，熔渣熔融还原炼镍铁，具体步骤如下：

(1-1)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1460～1640℃，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1460～1640℃，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，自然冷却沉降，渣-金分离，获得含镍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ZnO、PbO、Bi₂O₃与Ln₂O₃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)熔融态富铜镍相，送往转炉；

(3)锌组分与铅组分挥发，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92％，铁回收率为91％，铟回收率为96％，铋回收率为95％，钠回收率为96％，钾回收率为98％，镍的富集率为93％，钴的富集率为96％，金的富集率为94％，银的富集率为95％。

实施例3

一种由镍冶炼熔渣生产的方法，包括以下步骤：

步骤1，炉渣混合：将由“铜冰镍吹炼”工艺吹炼渣经贫化炉出渣口获得的熔融镍冶炼渣，加入交流电弧炉，同时加入石灰石与脱钠后高钙赤泥，形成混合熔渣，同时加入氧化铜精矿与硫化铜精矿；用预热温度为600℃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、铜渣，同时加入含铜烟灰、铅冶炼渣、普通铁精矿球团矿、轧钢氧化铁鳞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、锌冶炼渣的混合物，使含铜反应熔渣的碱度比值降至1.3；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40min，反应完成后的熔渣自然沉降，渣-金分离，获得熔融态富铜镍相、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，以氧化物形式回收，进行如下步骤：

(1)熔融态富铜镍相，送往转炉；

(2)熔融态富铁相与硅酸盐矿物相冷却后，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，进入烟尘回收，最后获得的渣含铜<0.1％，铁的回收率为89％，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95％；镍的富集率为94％，钴的富集率为95％，钠回收率为95％，钾回收率为97％，金的富集率为96％，银的富集率为95％。

实施例4

一种由镍冶炼熔渣生产的方法，包括以下步骤：

步骤1，炉渣混合：将顶吹熔池熔炼炉出渣口获得的熔融镍冶炼渣加入等离子炉，同时加入白云石、MgO、Al₂O₃、以及Fe，形成混合熔渣，同时加入氧化铜精矿、硫化镍精矿与含铜物料(湿法炼锌浸出渣、湿法炼锌挥发窑渣)；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1640℃；(b)含铜反应熔渣的碱度CaO/SiO₂比值为1.4，向反应熔渣中加入铜渣，使含铜反应熔渣碱度比值降至1.7；用空气，喷吹天然气、粒度为20mm的焦粒，熔渣中金属铁含量为2.7％；

步骤2，分离回收采用方法四：

保温43min，反应完成后的熔渣自然沉降沉降，渣-金分离，获得熔融态富铜镍相、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，以氧化物形式回收，进行如下步骤：

(1)熔融态富铜镍相，作为铜镍钴分离的原料；

(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H，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)部分含锌组分、铋组分、铟组分与含铅组分挥发，进入烟尘回收。最后获得的渣含铜<0.1％，铁的回收率为91％，锌的回收率为92％，铅的回收率为92％，铟回收率为93％，铋回收率为94％，钠回收率为96％，钾回收率为97％，；镍的富集率为93％，钴的富集率为94％，金的富集率为95％，银的富集率为97％。

实施例5

一种由镍冶炼熔渣生产的方法，包括以下步骤：

步骤1，炉渣混合：将由顶吹熔池熔炼产生熔炼渣经沉降电炉出渣口获得的熔融镍冶炼渣加入保温地坑，同时加入石灰石以及Fe，形成混合熔渣，同时加入氧化铜精矿与含铜物料(含铅熔炼渣、烟化炉渣、铅冰铜与砷冰铜)；用预热温度为900℃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1.6％；

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44min，反应完成后的熔渣自然冷却至室温，获得缓冷渣；富铜镍相沉降到反应装置的底部，形成富铜镍坨；硅酸盐矿物相上浮；富铜镍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镍坨，磁选分离铁后，作为铜镍钴分离的原料；中部的富铁相浮选获得镍精矿、铁精矿、镍合金与铜精矿；

(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。最后获得的渣含铜<0.1％，铁的回收率为90％，锌的回收率为92％，铅的回收率为92％，铟回收率为94％，铋回收率为95％，镍的富集率为94％，钴的富集率为95％，金的富集率为97％，银的富集率为96％。

实施例6

一种由镍冶炼熔渣生产的方法，包括以下步骤：

步骤1，炉渣混合：将由“造锍工艺”工艺熔炼炉出渣口获得的熔融镍冶炼渣、由“铜冰镍吹炼”工艺吹炼炉出渣口获得的熔融镍冶炼渣加入交流电弧炉，同时加入石灰、MgO、Al₂O₃、Fe₂O₃，形成混合熔渣，同时加入硫化铜精矿与含铜物料(含铜熔炼渣、含铜吹炼渣与铜火法精炼渣)；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1000℃的氩气，并使熔渣实现混合；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℃，通过电弧炉加热，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0.4；喷入煤气，熔渣中金属铁含量为1.1％；

步骤2，分离回收采用方法一：

保温25min，将反应完成后的熔渣自然沉降，渣-金分离，获得熔融态富铜镍相、富铁相和含铁硅酸盐矿物相，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)熔融态富铜镍相，作为铜镍钴分离的原料；

(3)熔融态富铁相倒入保温装置冷却后直接还原炼镍铁；

(4)含锌组分、含铅组分、含铟组分与含铋组分挥发，进入烟尘回收。最后获得的渣含铜<0.1％，铁的回收率为91％，锌的回收率为92％，铅的回收率为92％，铟回收率为94％，铋回收率为95％，钠回收率为95％，钾回收率为95％，镍的富集率为94％，钴的富集率为93％，金的富集率为96％，银的富集率为95％。

实施例7

一种由镍冶炼熔渣生产的方法，包括以下步骤：

步骤1，炉渣混合：将由“造锍工艺”工艺获得的冷态镍冶炼渣、由“铜冰镍吹炼”工艺吹炼渣经贫化炉获得的冷态镍冶炼渣加入矿热炉，同时加入石灰石、SiO₂、FeO以及MgO，形成混合熔渣，同时加入氧化铜精矿(铜火法贫化弃渣、铜渣浮选尾矿、含铜尾矿)；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800℃的氩气-氮气混合气，并使熔渣实现混合；实时监测熔渣，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；

其中，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；用预热温度为600℃的富氧空气，加入粒度≤150μm煤粉，喷入天然气，熔渣中金属铁含量为1.6％；

步骤2，分离回收采用方法四：

保温34min，将反应完成后的熔渣自然沉降，渣-金分离，获得熔融态富铜镍相、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，以氧化物形式回收，进行如下步骤：

(1)熔融态富铜镍相，作为铜镍钴分离的原料；

(2)熔融态富铁相与含铁硅酸盐矿物具体采用方法F，水淬后，作为直接还原炼镍铁的原料；

(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。最后获得的渣含铜<0.1％，铁的回收率为91％，镍的富集率为93％，钴的富集率为95％，金的富集率为95％，银的富集率为97％。

实施例8

一种由镍冶炼熔渣生产的方法，包括以下步骤：

步骤1，炉渣混合：将由“造锍工艺”工艺熔炼炉出渣口获得的熔融镍冶炼渣、由“铜冰镍吹炼”工艺吹炼渣经贫化炉出渣口获得的熔融镍冶炼渣加入鼓风炉，同时加入白云石、赤泥、MgO，组成混合熔渣，同时加入硫化铜精矿与含铜物料(含铜烟灰、含铜垃圾与杂铜)，采用预热温度为600℃的空气粒度≤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0.8％；

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，获得富镍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，以氧化物形式加以回收，进行如下步骤：

(1)熔融态含铁硅酸盐矿物相，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)熔融态富铜镍相，送往转炉或吹炼炉；

(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。最后获得渣含铜<0.1％，铁的回收率为90％，锌的回收率为92％，铅的回收率为92％，钠回收率为95％，钾回收率为96％，镍的富集率为92％，钴的富集率为97％，金的富集率为98％，银的富集率为96％。

实施例9

一种由镍冶炼熔渣生产的方法，包括以下步骤：

步骤1，炉渣混合：由顶吹熔池熔炼产生熔炼渣经沉降电炉出渣口获得的熔融镍冶炼渣与“铜冰镍吹炼”工艺吹炼渣经贫化炉出渣口获得的熔融镍冶炼渣加入侧吹炉，同时加入石灰石，形成混合熔渣，同时加入硫化铜与含铜物料(铜精炼铜渣)；采用预热温度为800℃的空气喷入≤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01.9％；

步骤2，分离回收采用方法三：

保温29min，将反应完成后的熔渣自然沉降，渣-金分离，获得富铜镍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)熔融态富铜镍相缓冷到室温后，送往转炉，富铁相进行熔融还原炼镍铁；

(3)部分含锌组分与含铅组分，以氧化物形式进入烟尘；

最后获得的渣含铜<0.1％，铁的回收率为90％，锌的回收率为92％，铅的回收率为92％，镍的富集率为97％，钴的富集率为94％，金的富集率为95％，银的富集率为95％。

实施例10

一种由镍冶炼熔渣生产的方法，包括以下步骤：

步骤1，炉渣混合：将由顶吹熔池熔炼产生熔炼渣经沉降电炉出渣口获得的熔融镍冶炼渣、“铜冰镍吹炼”工艺吹炼渣经贫化炉出渣口获得的熔融镍冶炼渣与由顶吹熔池熔炼产生熔炼渣经沉降电炉出渣口获得的熔融镍冶炼渣加入保温地坑，同时加入石灰石以及Fe，形成混合熔渣，同时加入氧化铜精矿；用预热温度为700℃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1.3％；

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48min，反应完成后的熔渣自然冷却至室温，获得缓冷渣；富铜镍相沉降到反应装置的底部，形成富铜镍坨；含铁硅酸盐矿物相上浮；富铜镍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镍坨；中部的富铁相直接还原，获得镍铁与尾矿；

(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。最后获得的渣含铜<0.1％，铁的回收率为90％，锌的回收率为92％，铅的回收率为92％，镍的富集率为96％，钴的富集率为97％，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)

1.一种由镍冶炼熔渣生产的方法，其特征在于，其包括如下步骤：

S1、炉渣混合：将镍冶炼渣加入熔炼反应装置中，加入钙系矿物与添加剂；搅拌，将熔渣加热至熔融状态，加入氧化铜矿物、硫化镍矿物、硫化铜矿物、氧化镍矿物、含铜物料中的一种或几种；混合均匀，作为反应熔渣，并实时监测，同时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为控制反应熔渣的温度为1100～1500℃；

所述条件b为控制反应熔渣的碱度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，分离获得底部的富铜镍相、中下部的富铁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的烟尘；其中，金银组分迁移、富集进入富铜镍相；部分含镍组分、含钴组分迁移进入富铁相。

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，或向反应熔渣中加入燃料、熔融镍冶炼渣、含铜熔炼渣、含铜吹炼渣中的一种或多种，使反应熔渣的温度达到1100～1500℃，喷入燃料，同时喷入预热的氧化性气体；

当所述反应熔渣的温度＞1500℃，向反应熔渣中加入镍冶炼渣、含铜物料、含铁物料、氧化铜矿物、氧化镍矿物、硫化铜矿物、硫化镍矿物、含金银物料或含氟物料中的一种或几种，使混合熔渣的温度达到1100～1500℃；

所述条件b调控的方法为：

当所述反应熔渣熔渣中碱度CaO/SiO₂比值<0.15时，向反应熔渣中加入碱性物料、碱性氧化铜矿物、碱性氧化镍矿物、碱性硫化铜矿物、碱性氧化镍矿物、含铜物料、碱性含铁物料中的一种或几种；

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、酸性氧化铜矿物、酸性氧化镍矿物、酸性硫化镍矿物、酸性硫化铜矿物、酸性含铁物料或酸性含金银物料中的一种或几种。

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、镍氧化物、钴氧化物和铁氧化物分别还原为金属铜、金属镍、金属钴和FeO，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”工艺吹炼后的吹炼渣、“铜冰镍吹炼”工艺吹炼后的吹炼渣经贫化产生的贫化炉渣、顶吹熔炼产生的镍熔炼渣、顶吹熔炼产生的镍熔炼渣经电炉沉降产生的沉降渣中一种或多种；所述镍冶炼渣为熔融态或冷态，其中：熔融镍冶炼渣由镍冶炼炉出渣口获得，或将镍冶炼渣加热至熔融状态；

所述含铜物料为粗铜火法精炼渣、选铜尾矿、铜渣、锌冶炼渣、锌冶炼烟灰与尘泥、铅锌尾矿、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、锡尾矿中的一种或几种；其中，所述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、烟化炉渣、鼓风炉渣、旋涡炉渣、电炉炼锌渣；含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；所述铜渣是含铜熔炼渣、含铜吹炼渣、贫化弃渣、浮选尾渣、湿法炼铜渣中的一种或多种，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；贫化弃渣为含铜熔炼渣与含铜吹炼渣贫化后弃渣，浮选尾渣为含铜熔炼渣与含铜吹炼渣选矿后尾渣。

6.如权利要求1所述的方法，其特征在于，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、P₂O₅、Fe或Na₂O中的一种或几种；所述氧化铜矿物包括赤铜矿、黑铜矿、孔雀石、蓝铜矿、硅孔雀石、胆矾中的一种或多种；所述硫化铜矿物包括辉铜矿、铜蓝、黄铜矿、斑铜矿、硫砷铜矿、黝铜矿的一种或多种。

7.如权利要求2所述的方法，其特征在于，所述燃料为固体、液体或气体燃料中的一种或多种；

所述的碱性物料为石灰粉、赤泥、脱钠后赤泥、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、碱性预还原球团、碱性金属化球团或钢渣中的一种或几种；

所述酸性物料为硅石、粉煤灰、煤矸石中的一种或多种，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、铅冶炼渣、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中分离回收，进行如下处理：

含有热态或冷态所述富铜镍相，送往转炉或吹炼炉吹炼或作为铜钴镍分离的原料；

所述含锌组分与含铅组分挥发，以氧化物形式进入烟尘；氧化物进入烟尘，镍、钴组分分别进入富铜镍相与富铁相；含有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：部分或全部所述熔融态含铁硅酸盐矿物相和/或所述富铁相返回到含铜熔渣；

方法C：所述含铁硅酸盐矿物相和/或所述富铁相用于浇筑微晶玻璃或作为矿渣棉；

方法D：向熔炼反应装置内的含铁硅酸盐熔渣中，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>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：所述熔融态含铁硅酸盐矿物相和/或所述富铁相用于生产高附加值的水泥熟料，包括如下步骤：

E-1、向所述熔融态含铁硅酸盐矿物相和/或所述富铁相的熔渣中，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0～1200℃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、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：所述熔融态含铁硅酸盐进行还原炼铁，包括如下步骤：

G-1、向熔融态含铁硅酸盐盐矿物相和/或所述富铁相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1460～1640℃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＜1460℃时，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1460～1640℃；

当反应熔渣的温度＞1640℃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1460～1640℃；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或经人工分拣与重选结合获得，作为高炉炼镍铁原料或直接还原炼镍铁原料或熔融还原炼镍铁原料或浮选提铜镍原料；浮选产物为含铜精矿、镍精矿、镍铁合金与铁精矿，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；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。

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，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。