CN107723470A - 一种由含铜与铁的混合熔渣生产的方法 - Google Patents

Abstract

本发明涉及一种由含铜与铁的混合熔渣生产的方法，其包括如下步骤：S1、炉渣混合：将铜渣加入熔炼反应装置中，加入铅冶炼渣、高炉渣、钢渣和铁合金渣中的一种或多种形成混合熔渣；同时加入氧化铜矿物、硫化铜矿物、含铜物料中的一种或几种；混合均匀，将混合熔渣加热至熔融状态作为反应熔渣，并实时监测该反应熔渣，通过调控获得反应后的熔渣；S2、分离回收。本发明方法既可以处理热态熔渣，充分利用熔融铜渣与熔融冶金渣、物理热资源和热态冶金熔剂，又可以处理冷态炉渣，通过熔渣混合或冷态混合，实现了熔渣冶金改性；有效解决冶金资源与热能高效回收利用问题及环境污染问题。

Description

一种由含铜与铁的混合熔渣生产的方法

技术领域

本发明属于熔渣冶金技术领域，具体涉及一种由含铜与铁的混合熔渣生产的方法。

背景技术

我国是世界上金属铜、金属铅、钢铁与铁合金产量最多的国家。铜的火法冶炼过程“造锍熔炼-铜锍吹炼”产生铜渣，铜渣是重有色冶金中的第一固体废弃物。铅的火法冶炼过程传统炼铅工艺“烧结-鼓风炉还原-烟化炉”或直接炼铅工艺“氧化吹炼-高铅渣还原-烟化炉”等工艺产生了大量的铅冶炼渣。钢铁生产过程中产生了高炉渣、钢渣、铁合金炉渣等钢铁冶金渣，是钢铁联合企业的第一固体废弃物。

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、湿法炼铜渣。含铜熔炼渣产生于“造锍熔炼”过程中，不仅含有铜、铁、锌、镍、贵金属，而且含有较高含量SiO₂、CaO等冶金熔剂，每年排放出2000万吨以上，目前累计堆存达2亿多吨。随着铜冶金技术的不断发展，传统炼铜工艺正逐渐被闪速熔炼、诺兰达、瓦纽科夫、艾萨、奥斯麦特、三菱、金峰、底吹等新技术取代，铜熔炼渣中Cu、Fe等金属含量提高，渣中铜含量达20％，远高于目前0.2％～0.3％铜矿可采品位，铁含量高达50％，远大于冶炼铁矿29wt％的平均品位。渣中还含有贵金属，大部分贵金属是与铜共生的。因此，铜熔炼渣是一种重要的二次资源。由熔炼炉放出的熔融铜熔炼渣温度高于1100℃，熔融铜渣也是重要的物理热资源。

“铜锍吹炼”产生含铜吹炼渣(转炉吹炼渣、闪速吹炼渣、顶吹炉吹炼渣、低吹炉吹炼渣等)，渣中铜含量达到35％，铁含量高达55％，渣中还含有锌、铅、贵金属等有价组分。同时，熔融含铜吹炼渣也是重要的物理热资源。目前工业上主要采用返回熔炼炉或电炉贫化或浮选选矿方法进行回收，生产成本高，仅回收铜组分，没有考虑回收其它有价组分，如铁、锌、贵金属等有价组分的回收，而且浮选法产生严重的二次污染。

含铜熔炼渣与含铜吹炼渣采用返回熔炼炉或火法贫化或选矿方法，仅考虑铜组分的回收，贫化或选矿效果不好，火法贫化后或浮选后铜渣中含有大量的重金属，大量长时间堆积后会对周边环境造成污染。火法贫化或选矿后，渣含铜>0.4％以上，高于铜的可采品位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。一般铁矿石允许含铜质量分数不超过0.2％，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。

铅的火法冶炼过程“烧结-鼓风炉还原-烟化炉”或“氧化吹炼-高铅渣还原-烟化炉”等工艺中，产生铅冶炼渣。铅冶炼渣包括含铅熔炼渣与烟化炉渣。“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烟化炉渣，铅冶炼渣(烟化炉炉渣与含铅熔炼渣)是重要的二次资源。铅冶炼渣(含铅熔炼渣或烟化炉炉渣)温度在≥1050℃，铅冶炼渣不仅是重要的物理热资源。

高炉渣、钢渣与铁合金炉渣含有较高含量的金属铁、铁氧化物、铬氧化物、五氧化二磷、SiO₂、CaO、MgO等有价组分是重要的二次资源；由高炉、炼钢炉与铁合金炉排放出熔融炉渣温度≥1300℃，因此，熔融高炉渣、熔融钢渣与熔融铁合金炉渣也是重要的物理热资源。

铜渣、铅冶炼渣、高炉渣、钢渣、铁合金炉渣中含有大量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，是冶金熟料。且由冶金炉流出的熔融铜渣、熔融铅冶炼渣、熔融高炉渣、熔融钢渣与熔融铁合金炉渣，蕴含丰富热能资源，含大量热态冶金熔剂。熔融铜渣、熔融铅冶炼渣、熔融高炉渣、熔融钢渣与熔融铁合金炉渣化学组成、矿物组成与水泥熟料相近。

另外，火法炼铅与湿法炼锌产生大量含铜、铁、铅、锌、金、银等组分的含铜物料，是重要的的二次资源。火法炼铅工艺产生含铜烟灰、铅冰铜、黄渣、粗铅火法精炼渣，湿法炼锌工艺产生湿法炼锌渣、湿法炼锌大窑渣等。

同时，现有铜的火法冶金工艺适于处理硫化铜矿，但难以处理氧化铜矿。目前，还没有一种技术能大规模同时处理氧化铜矿物、硫化铜矿物与含铜物料，实现铜、铁的生产及二次资源的充分利用技术用于处理矿渣的环境污染问题。

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，本发明提供一种由含铜与铁的混合熔渣生产的方法。该方法反应时间短、工艺流程短、金属回收率高、生产成本低、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；本发明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、金、银、铁、锌、铅、铟、铋、钠、钾组分的高效回收与氧化矿的处理，获得低铜金属铁或生铁水。

(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：

一种由含铜与铁的混合熔渣生产的方法，其包括如下步骤：

S1、炉渣混合：将铜渣加入熔炼反应装置中，加入铅冶炼渣、高炉渣、钢渣和铁合金渣中的一种或多种形成混合熔渣；同时加入氧化铜矿物、硫化铜矿物、含铜物料中的一种或几种；混合均匀，将混合熔渣加热至熔融状态作为反应熔渣，并实时监测该反应熔渣，通过调控使所述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1050～1450℃；

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，沉降分离获得底部的富铜相、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，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＜1050℃时，利用反应装置自身的加热功能，或向熔渣中加入燃料或熔融铜渣、熔融铅冶炼渣、熔融镍冶炼渣、熔融高炉渣、熔融钢渣或熔融铁合金渣的一种或多种，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1050～1450℃；

当所述反应熔渣的温度＞1450℃时，向含铜与铁的反应熔渣中加入镍冶炼渣、氧化铜矿物、硫化铜矿物、含铜物料、高炉渣、钢渣、铁合金渣、冶金熔剂、含铁物料或含氟物料中的一种或几种，使混合的反应熔渣的温度达到1050～1450℃；

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进行调控，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、贫化弃渣、浮选尾渣、湿法炼铜渣中的一种或多种，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，包括奥斯迈特炉熔炼渣、闪速炉熔炼渣、诺兰达炉熔炼渣、艾萨炉熔炼渣、瓦纽科夫炉熔炼渣、三菱法熔炼渣、卡尔多炉熔炼渣、白银炉熔炼渣、水口山法熔炼渣、特尼恩特熔炼渣、反射炉熔炼渣、电炉熔炼渣、密闭鼓风炉熔炼渣、低吹炉熔炼渣、侧吹炉熔炼渣；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，包括转炉吹炼铜渣、闪速炉吹炼铜渣、诺兰达炉连续吹炼铜渣、顶吹炉吹炼铜渣、侧吹炉吹炼铜渣、底吹炉吹炼铜渣、顶吹炉连续吹炼铜渣、侧吹炉连续吹炼铜渣、底吹炉连续吹炼铜渣；所述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产生的弃渣；所述铜熔炼渣与铜吹炼渣为熔融态或冷态，其中：熔融铜熔炼渣由“造锍熔炼”过程的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，熔融铜火法贫化弃渣由贫化炉出渣口获得，或将火法弃渣加热至熔融状态；

所述铅冶炼渣为熔融态或冷态，其中熔融态炉渣由火法炼铅工艺的还原阶段的出渣口或烟化炉出渣口获得；高炉渣、钢渣与铁合金渣为熔融态，或冷态，其中：熔融态炉渣(高炉渣、钢渣与铁合金渣)由出渣口获得，或将冷态炉渣(高炉渣、钢渣与铁合金渣)加热至熔融状态；所述钢渣为铁水预脱硫渣(脱硫渣、脱硅渣、脱磷渣)、转炉渣、电炉渣、VOD/VAD渣、VD渣、中间包弃渣；所述铁合金渣为铁合金生产过程中产生的炉渣，包括冶炼碳素锰铁产生的炉渣、冶炼铬铁产生的炉渣、冶炼镍铁产生的炉渣、冶炼钒铁产生的炉渣、冶炼硅铁产生的炉渣、冶炼铌铁产生的炉渣、冶炼钼铁产生的炉渣；所述铅冶炼渣为烟化炉炉渣与含铅熔炼渣的一种或两种，或“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；

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、硫砷铜矿或黝铜矿中的一种或多种。

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、氩气、氮气中的一种或多种。

进一步地，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。

优选地，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、镍冶炼渣、铅冰铜、铅锌尾矿、砷冰铜、粗铅火法精炼渣、铅冶炼渣、铅冶炼烟尘与烟灰、铅酸电池、铜冶炼烟灰与尘泥、杂铜、锡冶炼渣、锡尾矿、含铜垃圾或含铜电路板中的一种或几种；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；所述锌冶炼炉渣包括湿法炼锌产生的炉渣与火法法炼锌产生的炉渣，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、鼓风炉渣、旋涡炉渣、烟化炉渣、电炉炼锌渣；所述冶金熔剂为含CaO或SiO₂的矿物，具体包括石英砂、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、轧钢氧化铁鳞、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、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，其中，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、湿法炼铜渣与尘泥需经脱水、干燥；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、碱性预还原球团或碱性金属化球团中的一种或几种；

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、铅冶炼渣、锌冶炼渣、镍冶炼渣中的一种或几种。

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，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，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，获得熔融态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；含有所述富铁相按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，获得的熔融态所述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，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：熔渣缓慢冷却至室温，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。

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、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)本发明的一种由含铜与铁的混合熔渣生产的方法，既可以处理热态熔渣，充分利用熔融铜渣与熔融冶金渣(熔融铅冶炼渣、熔融高炉渣、熔融钢渣、熔融铁合金渣)中的一种或几种)物理热资源和热态冶金熔剂，又可以处理氧化铜矿物、硫化铜矿物或含铁物料，通过熔渣混合或冷态混合，实现了熔渣冶金改性，是一种新的铜冶炼技术；有效解决冶金资源与热能高效回收利用问题及环境污染问题；(2)混合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，实现长大与沉降，混合熔渣中的金属铁组分聚集、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；(3)混合熔渣中的铜组分、金银组分分别富集于富铜相，并实现长大与沉降；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；(4)混合熔渣中的锌组分、铅组分富集于烟尘，加以回收；(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、或渣-金分离的方法结合的方法，分离沉降在不同部位的富铜相铁氧化物与上部的硅酸盐矿物相，实现混合熔渣中铜组分、金银组分、铁组分的高效回收；(7)可以处理固态含铜、铁物料，达到资源高效综合利用；(8)熔渣实现调质，上部尾渣利用限制因素消失，可作为水泥原料或建筑材料或代替碎石作骨料和路材或作为高炉炼铁与直接还原炼铁与熔融还原炼铁的原料；(9)本工艺采用混合熔渣，实现了铜、铁组分的分离；本工艺采用混合熔渣，整个过程无需冶金熔剂或少量补偿冶金熔剂，可以处理氧化铜矿物、硫化铜矿物或含铁物料。本发明方法可连续或间断的进行，满足工业生产需要。

(三)有益效果

本发明的有益效果是：

(1)本发明实现有色冶金炉渣与钢铁冶金炉渣中铜组分、铁组分、锌组分、铅组分、金、银、铟、铋、钠与钾组分有价组分的综合利用，解决目前炉渣大量堆积，环境污染问题。

(2)本发明可以大规模处理铁合金炉渣、钢渣、高炉渣、铅冶炼渣与含铜炉渣，可以解决重金属元素污染问题，实现重金属组分的回收。

(3)本发明可以处理氧化铜矿物、硫化铜矿物或含铁物料。

(4)本发明的原料可以是出渣口中流出的液态熔融铜渣和熔融冶金渣(熔融铅冶炼渣、熔融高炉渣、熔融钢渣、熔融铁合金渣中的一种或几种)，具有高温度、高热量的特点，充分利用了熔渣物理热资源；混合熔渣中含有大量的热态冶金熔剂，都是物理化学性质优良的熔渣体系，实现了冶金资源与热资源的高效利用；充分利用了混合熔渣高反应化学活性的特点，实现了熔渣冶金。

(5)本发明通过熔渣混合，保温或喷吹气体，使熔渣中铜组、金组分与银组分富集到富铜相，实现聚集、长大与沉降，或部分铜组分进入富铁相，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熔渣冶金反应释放的化学热与熔渣物理热的利用。

(7)本发明方法冷却沉降过程中，熔渣中铜组分、金银组分分别富集于富铜相，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，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；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、富铁相的聚集、长大与沉降。

(8)本发明方法熔渣中磷组分迁移、富集于硅酸盐矿物相，并实现上浮；上部硅酸盐矿物相中，自由氧化钙与自由氧化镁消失，矿物可磨性增加，熔渣实现调质。

(9)本发明方法采用人工分拣、磁选、重选或渣-金分离结合的方法，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，实现熔渣中有价组分的高效回收；由于富铁相、富铜相沉降在中、下部，因此，需分选炉渣量小，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，使得整个熔渣处理工艺具有流程短、操作简单、回收率高、无废水产生，具有高效、清洁、环保的特点；由于熔渣经过调质处理，尾矿作为水泥原料、建筑材料、代替碎石作骨料、路材或磷肥使用或作为高炉炼铁与直接还原的原料，尾矿利用价值大，应用范围广。

(10)富铁相作为高炉炼铁或直接还原或熔融还原炼铁的原料，大量生产金属铁或铁水。

(12)本发明既可以处理热态熔渣，充分利用熔融铜渣与熔融冶金渣物理热资源和热态冶金熔剂，处理氧化铜矿物、硫化铜矿物或含铁物料，利用混合熔渣冶金反应，通过熔渣混合或冷态混合后加热，实现了熔渣冶金，熔渣中铜迁移、富集于富铜相，并实现聚集、长大与沉降；铁组分迁移、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；分离沉降在不同部位的富铜相、铁氧化物与硅酸盐矿物相，实现混合熔渣中有价组分的高效回收；处理固态含铜、铁物料，同时实现熔渣调质处理。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

本发明的一种由含铜与铁的混合熔渣生产的方法，具体包括以下步骤：

步骤1，炉渣混合：

将铜渣，加入保温转置或熔渣可流出的熔炼反应装置中，并加入铅冶炼渣(烟化炉炉渣和/或含铅熔炼渣)、高炉渣、钢渣和铁合金渣中的一种或多种形成混合熔渣；同时加入氧化铜矿物、硫化铜矿物、含铜物料中的一种或两种；混合均匀，将混合熔渣加热至熔融状态作为反应熔渣，并实时监测反应熔渣，通过调控使所述反应熔渣同时保证如下(a)和(b)两个参数，获得反应完成后的熔渣；

(a)含铜与铁的反应熔渣的温度为1050～1450℃；

(b)含铜与铁的反应熔渣的碱度CaO/SiO₂比值＝0.15～1.5；

调控方法为：

对应(a)：控制含铜与铁的反应熔渣的温度在设定温度范围的方法为：

当含铜与铁的反应熔渣的温度＜设定温度范围下限1050℃时，通过反应装置自身的加热功能，或向熔渣中加入燃料或熔融铜渣、熔融铅冶炼渣、熔融镍冶炼渣、熔融高炉渣、熔融钢渣或熔融铁合金渣的一种或多种。喷入燃料时，同时喷入预热氧化性气体，使熔渣的温度达到设定温度范围1050～1450℃内；

当含铜与铁的反应熔渣的温度＞设定温度范围上限1450℃时，向含铜与铁的反应熔渣中加入含铜物料、氧化铜矿物、硫化铜、镍冶炼渣、高炉渣、钢渣、铁合金渣、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1050～1450℃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>1.5时，向反应熔渣中加入酸性物料和/或酸性含铁物料；

步骤2，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相，

采用以下方法中的一种对各相进行回收处理：

(1)熔融态含铁硅酸盐矿物相，进行熔渣处理；

(2)熔融态富铜，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>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：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1350～1670℃；

(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1350～1670℃内；

当反应熔渣的温度＞设定温度范围上限1350℃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1350～1670℃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1350～1670℃；

(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)冷态富铜相，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)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)部分铅组分、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)部分铅组分、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；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；

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。

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、贫化弃渣、浮选尾渣、湿法炼铜渣中的一种或多种，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，包括奥斯迈特炉熔炼渣、闪速炉熔炼渣、诺兰达炉熔炼渣、艾萨炉熔炼渣、瓦纽科夫炉熔炼渣、三菱法熔炼渣、卡尔多炉熔炼渣、白银炉熔炼渣、水口山法熔炼渣、特尼恩特熔炼渣、反射炉熔炼渣、电炉熔炼渣、密闭鼓风炉熔炼渣、低吹炉熔炼渣、侧吹炉熔炼渣；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，包括转炉吹炼铜渣、闪速炉吹炼铜渣、诺兰达炉连续吹炼铜渣、顶吹炉吹炼铜渣、侧吹炉吹炼铜渣、底吹炉吹炼铜渣、顶吹炉连续吹炼铜渣、侧吹炉连续吹炼铜渣、底吹炉连续吹炼铜渣；所述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，所述湿法炼铜渣产生于湿法炼铜工艺；所述铜熔炼渣与铜吹炼渣为熔融态或冷态，其中：熔融铜熔炼渣由“造锍熔炼”过程的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，熔融铜火法贫化弃渣由贫化炉出渣口获得，或将火法弃渣加热至熔融状态；

所述铅冶炼渣包括烟化炉炉渣、含铅熔炼渣中的一种或两种，铅冶炼渣为熔融态或冷态，其中熔融态炉渣由火法炼铅工艺的还原阶段的出渣口或烟化炉出渣口获得；高炉渣、钢渣与铁合金渣为熔融态，或冷态，其中：熔融态炉渣(高炉渣、钢渣与铁合金渣)由出渣口获得，或将冷态炉渣(高炉渣、钢渣与铁合金渣)加热至熔融状态；所述钢渣为铁水预脱硫渣(脱硫渣、脱硅渣、脱磷渣)、转炉渣、电炉渣、VOD/VAD渣、VD渣、中间包弃渣；所述铁合金渣为铁合金生产过程中产生的炉渣，包括冶炼碳素锰铁产生的炉渣、冶炼铬铁产生的炉渣、冶炼镍铁产生的炉渣、冶炼钒铁产生的炉渣、冶炼硅铁产生的炉渣、冶炼铌铁产生的炉渣、冶炼钼铁产生的炉渣。

所述的步骤1与2中，所述铅冶炼渣为烟化炉炉渣与含铅熔炼渣的一种或两种，或“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。

所述的步骤1中，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；硫化铜矿物包括辉铜矿、铜蓝、黄铜矿、斑铜矿、硫砷铜矿或黝铜矿中的一种或多种。

如上所述的方法中，优选地，所述的步骤1与2中，保温装置为保温渣罐与保温渣坑，其中保温渣罐为可倾倒的保温装置。

所述的步骤1与2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。

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、含碳的含铁物料中一种或两种，其中，所述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，液体燃料与还原剂为重油，气体燃料为煤气和/或天然气；

所述的含铜物料是铜渣、选铜尾矿、粗铜火法精炼渣、锌冶炼渣、锌冶炼烟灰与尘泥、铅冶炼渣、镍冶炼渣、铅冰铜、铅锌尾矿、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、锡冶炼渣、锡尾矿、含铜垃圾或含铜电路板中的一种或几种；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；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、顶吹熔炼产生的镍熔炼渣、顶吹熔炼产生的镍熔炼渣经电炉沉降中一种或多种；锌冶炼炉渣包括湿法炼锌产生的炉渣与火法炼锌产生的炉渣，包括锌浸出渣、铁矾渣、铜镉渣、针铁矿渣、赤铁矿渣、挥发窑渣、竖罐炼锌渣、鼓风炉渣、旋涡炉渣、烟化炉渣、电炉炼锌渣；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、轧钢氧化铁鳞、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、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，其中，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；所述湿法炼锌渣与尘泥需经脱水、干燥；

所述含氟物料是萤石、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、锌、铅会以氧化物的形式进入烟尘，从而进行回收。

所述的步骤1与2中，控制混合熔渣的温度在设定温度范围的方法中：

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；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，所述的热态物料是由冶金炉出料口或出渣口直接获得，热态物料温度为200～1750℃。

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、含铁物料、高炉渣、钢渣、铁合金渣、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，加速熔渣中富铜相与富铁相聚集、长大与沉降，有利于硅酸盐上浮，所述的步骤1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，铁组分从橄榄石释放出来，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、铋组分分别进入烟尘，其中烟灰中以氧化物形式回收，富铜相为铜、白冰铜、冰铜、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；

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、高炉渣、碱性预还原球团或碱性金属化球团中的一种或几种。

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、铅冶炼渣、锌冶炼渣、镍冶炼渣中的一种或几种；

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中，保证(a)和(b)两个参数的同时，使混合熔渣充分混合，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、氩气-氮气混合气、还原性气体(煤气和/或天然气)、电磁搅拌、机械搅拌中的一种或多种；

所述的步骤2中，直接还原过程采用转底炉、隧道窑、车底路、竖炉、回转窑、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1与2中，氧化性气体为空气、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；

如上所述的方法，优选地，所述的步骤2中，分离时进行冷却沉降，采用的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冷却；

进一步地，所述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，有利于硅酸盐上浮；

所述的步骤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；

所述的步骤2中，反应完成后的熔渣中铜组分、金银组分继续迁移于富铜相，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；

本发明的由含铜与铁的混合熔渣生产的方法，最后获得尾矿中矿物可磨性增加。

采用如上所述，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％。

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1050～1450℃；

(b)含铜与铁的反应熔渣碱度CaO/SiO₂比值＝0.15～1.5；

实施例1

一种由含铜与铁的混合熔渣生产的方法，包括以下步骤：

步骤1，炉渣混合：将由造锍熔炼炉出渣口获得的奥斯麦特炉含铜熔炼渣与转炉出渣口获得的含铜吹炼渣(转炉渣)加入直流电弧炉，同时加入冷态高炉渣、VOD/VAD渣和冶炼碳素锰铁产生的铁合金炉渣，液态高铅渣还原炉的含铅熔炼渣，形成混合熔渣，加入硫化铜精矿与氧化铜精矿；将混合熔渣加热至熔融状态，形成含铜与铁的反应熔渣，并使反应熔渣电磁搅拌，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)：含铜与铁的反应熔渣的温度为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1420℃；(b)：含铜与铁的反应熔渣的碱度CaO/SiO2比值＝2.8，向反应熔渣中加入硅石、粉煤灰和煤矸石混合物，使含铜与铁的反应熔渣碱度比值降至1.5；熔渣中金属铁含量为0.5％；

步骤2，分离回收采用方法一：

保温50min，熔渣自然沉降，渣-金分离，获得熔融态富铜相层、富铁相与熔融态含铁硅酸盐矿物相，同时生成锌组分与铅组分，进行如下步骤：(1)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，采用回转窑进行直接还原，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，还原后采用磁电炉熔分获得金属铁与熔渣，熔分温度为1550℃；(2)熔融态富铜相，送往转炉炼铜；(3)富铁相倒入保温装置，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，渣含铜<0.1％，锌回收率为92％，铅回收率为94％，铁回收率为95％，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

一种由含铜与铁的混合熔渣生产的方法，包括以下步骤：

步骤1，炉渣混合：将由造锍熔炼炉出渣口获得的艾萨炉含铜熔炼渣与与转炉出渣口获得的含铜吹炼渣(转炉渣)、湿法炼铜渣加入矿热炉，同时加入由出渣口获得的熔融态冶炼铬铁产生的铁合金炉渣，形成混合熔渣，加入氧化铜精矿；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，形成含铜与铁的反应熔渣，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，获得反应完成后熔渣；对应(a)含铜与铁反应熔渣温度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、普通铁精矿直接还原铁和普通铁精矿烧结矿，使温度降至1380℃；(b)含铜与铁反应熔渣碱度CaO/SiO₂比值为2.7，向反应熔渣中加入酸性烧结矿、酸性铁精矿和酸性预还原球团，使含铜与铁反应熔渣碱度比值降至1.3；熔渣中金属铁含量为3％；

步骤2，分离回收采用方法一：保温18min，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、熔融态富铁相与熔融态含铁硅酸盐矿物相，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)含铁硅酸盐矿物相，采用方法G熔渣熔融还原炼铁，步骤如下：(1-1)含铁硅酸盐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1350～167℃，和(b)反应熔渣碱度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0.9时，在碱度范围内；(1-2)向反应完成后熔渣中喷吹预热200℃富氧空气进行熔融还原，形成还原后混合熔渣，并在喷吹过程中，通过调控同时保证(a)反应熔渣温度为～167℃，和(b)反应熔渣碱度CaO/SiO₂比值＝0.6～2.4两个参数；(1-3)分离回收：(a)还原后混合熔渣，沉降渣-金分离，获得铁水与还原后熔渣；(b)还原后熔渣，采用步骤2方法一中法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)富铁相倒入保温装置，空冷后作为高炉炼铁原料；(4)锌组分与铅组分挥发，以氧化物形式进入烟尘进行回收，渣含铜<0.1％，锌回收率为94％，铅回收率为92％；铁回收率为92％，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

一种由含铜与铁的混合熔渣生产的方法，包括以下步骤：

步骤1，炉渣混合：将由造锍熔炼炉出渣口获得的奥斯麦特含铜熔炼渣与与转炉出渣口获得的含铜吹炼渣(转炉渣)加入感应炉，同时加入由转炉炼钢出渣口获得的钢渣，形成混合熔渣，加入硫化铜精矿；用氧气，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，形成含铜与铁的反应熔渣，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；对应(a)：含铜与铁的反应熔渣的温度为1685℃，向反应熔渣中加入石英砂、赤泥、白云石和石灰石，同时加入含铜烟灰、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1320℃；(b)：含铜与铁的反应熔渣的碱度CaO/SiO₂比值＝3.0，向反应熔渣中加入酸性金属化球团、含铜熔炼渣和含铜吹炼渣的混合物，使含铜与铁的反应熔渣的碱度比值降至1.2；熔渣中金属铁含量为1.8％；

步骤2，分离回收采用方法二：保温35min，熔渣倒自然沉降，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，进行如下步骤：(1)熔融态富铜相，送往转炉炼铜；(2)富铁相与含铁硅酸盐矿物相采用以下方法进行分离处理：磁选分离金属铁后，浮选分离获得铜精矿与铁精矿。铁精矿作为直接还原炼铁原料，磁选分离，获得金属铁与尾矿，尾矿返回炼铜系统；还原过程中，锌组分、铅组、铋组分与铟组分分挥发，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≤150μm的煤粉；(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，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％，铟回收率为93％，铋回收率为94％，钠回收率为97％，钾回收率为97％，；金的富集率为≥95％，银的富集率为≥96％。

实施例4

一种由含铜与铁的混合熔渣生产的方法，包括以下步骤：

步骤1，炉渣混合：将冷态的诺兰达炉含铜熔炼渣、铜渣浮选尾矿加入等离子炉，同时加入由出渣口获得的转炉钢渣、电炉钢渣与冶炼镍铁获得的铁合金炉渣，形成混合熔渣，加入氧化铜精矿与含铜物料(锌冶炼渣-湿法炼锌浸出渣)；将混合熔渣加热至熔融状态，形成含铜与铁反应熔渣，并使反应熔渣喷吹氩气，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)含铜与铁的反应熔渣的温度为1670℃，向反应熔渣中加入赤泥、煤粉灰、硫酸烧渣、萤石、CaF₂和含氟高炉渣，使温度降至1440℃；(b)含铜与铁的反应熔渣碱度CaO/SiO₂比值为2.9，向反应熔渣中加入含铜吹炼渣，使含铜与铁反应熔渣碱度比值降至1.1；喷吹天然气，并用空气喷吹粒度为20mm的焦粒，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25min，反应完成后熔渣自然沉降，渣-金分离，获得熔融态富铜相、富铁相与硅酸盐矿物相，和含锌与含铅组分，进行如下步骤：(1)熔融态富铜相，送往转炉炼铜；(2)富铁相与硅酸盐矿物相采用方法一中的方法I，水淬后作为直接还原炼铁的原料；(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，渣含铜<0.1％，铁的回收率为94％，锌的回收率为95％，铅的回收率为97％，铟回收率为93％，铋回收率为95％，钠回收率为97％，钾回收率为97％；金的富集率为≥95％，银的富集率为≥96％。

实施例5

一种由含铜与铁的混合熔渣生产的方法，包括以下步骤：

步骤1，炉渣混合：将冷态三菱法的含铜熔炼渣加入保温渣罐，同时加入由渣口获得的电炉钢渣与由出渣口获得的转炉熔融钢渣，形成混合熔渣氧化铜精矿与含铜物料(锌冶炼渣-湿法炼锌浸出渣与挥发窑渣)；用预热温度为800℃的空气，喷吹粒度为20mm烟煤与煤粉，将混合熔渣加热至熔融状态，形成含铜与铁的反应熔渣，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)：含铜与铁的反应熔渣温度为1310℃；(b)：含铜与铁反应熔渣碱度CaO/SiO₂比值为1.2，均在要求范围内；熔渣中金属铁含量为0.8％；

步骤2，分离回收采用方法九：保温50min，将反应完成后的熔渣旋转冷却，进行如下步骤：(1)沉降冷却：自反应完成后的熔渣自然冷却至室温，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；铜坨和含铁硅酸盐矿物中间缓冷渣为富铁相，同时生成含锌与含铅组分；(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；中部的富铁相分离金属铁后，送往转炉炼铜；(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<0.1％，铁的回收率为93％，锌的回收率为92％，铅的回收率为94％，铟回收率为94％，铋回收率为94％，金的富集率为94％，银的富集率为96％。

实施例6

一种由含铜与铁的混合熔渣生产的方法，包括以下步骤：

步骤1，炉渣混合：将由转炉出渣口获得的含铜吹炼渣(转炉渣)、贫化炉出渣口获得的铜贫化渣加入交流电弧炉，同时加入冷态冶炼钒铁产生的铁合金炉渣和冶炼硅铁产生的铁合金炉渣，形成混合熔渣，硫化铜精矿与含铜物料(铅冶炼渣-含铅熔炼渣与烟化炉渣)；将混合熔渣加热至熔融状态，形成含铜与铁反应熔渣，并使反应熔渣喷吹氩气-氮气混合气，混合；实时监测反应熔渣，通过调控同时保证(a)(b)两参数，获得反应完成后熔渣；对应(a)：含铜与铁反应熔渣温度为1040℃，向反应熔渣中加入熔融含铜吹炼渣，用400℃的富氧空气喷吹重油，使温度升至1330℃；(b)：含铜与铁熔渣碱度CaO/SiO₂比值为0.1，向熔渣中加入碱性铁精矿、转炉污泥、脱钠后高钙赤泥和碱性预还原球团，使含铜与铁熔渣碱度比值升至0.2；熔渣中金属铁含量为1.4％；

步骤2，分离回收采用方法一：保温10min，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，以及含锌与含铅组分，进入烟尘，进行如下步骤：(1)熔融态含铁硅酸盐矿物相采用步骤2分离回收方法一法A，水淬直接作水泥原料；(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、含铅组分、含铟组分与含铋组分挥发，氧化物进入烟尘进行回收，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％，铟回收率为93％，铋回收率为94％，钠回收率为95％，钾回收率为96％，金的富集率为94％，银的富集率为96％。

实施例7

一种由含铜与铁的混合熔渣生产的方法，包括以下步骤：

步骤1，炉渣混合：将由造锍熔炼炉出渣口获得的白银炉熔炼渣与由转炉吹炼出渣口获得的含铜吹炼渣(转炉渣)加入矿热炉，同时加入出渣口获得的冶炼铌铁产生的炉渣和冶炼钼铁产生的炉渣，形成混合熔渣，硫化铜精矿与含铜物料(铅冶炼渣与镍冶炼渣)；将混合熔渣加热至熔融状态，形成含铜与铁的反应熔渣，并使反应熔渣喷吹氮气，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)：含铜与铁的反应熔渣的温度为1320℃；(b)：含铜与铁的反应熔渣的碱度CaO/SiO₂比值为0.8，均在要求范围内；喷吹天然气，熔渣中金属铁含量为1.8％；

步骤2，分离回收采用方法四：将反应完成后熔渣倒入保温渣罐，保温45min，自然冷却沉降，渣-金分离得熔融态富铜相、富铁相、含铁硅酸盐矿物相及锌组分与铅组分，进行如下步骤：(1)熔融态富铜相，送转炉炼铜；(2)熔融态富铁相与含铁硅酸盐采用方法一中的方法C，浇铸为微晶玻璃；(3)部分含锌组分与含铅组分挥发，进入烟尘回收，渣含铜<0.1％，铁的回收率为92％，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9％，金的富集率为95％，银的富集率为97％。

实施例8

一种由含铜与铁的混合熔渣生产的方法，包括以下步骤：

步骤1，炉渣混合：将冷态闪速炉含铜熔炼渣和闪速吹炼含铜吹炼铜渣加入鼓风炉，同时加入由出渣口获得的高炉渣与电炉钢渣，形成混合熔渣，硫化铜精矿与含铜物料(铅冶炼渣-烟化炉渣)；用预热温度为600℃的空气，喷吹粒度为20mm烟煤与煤粉，将混合熔渣加热至熔融状态，形成含铜与铁的反应熔渣，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)：含铜与铁的反应熔渣的温度为1330℃；(b)：含铜与铁的反应熔渣的碱度CaO/SiO₂比值为1.0，均在要求范围内；熔渣中金属铁含量为2.8％；

步骤2，分离回收采用方法三：保温21min，将反应完成后熔渣自然沉降，渣-金分离，获得富铜相与中上部熔渣-含铁硅酸盐矿物相，同时生成含锌与含铅组分，进行如下步骤：(1)中上部熔渣，倒入熔炼装置，进行炉外熔渣处理，具体采用步骤2分离回收方法一法B，将中上部熔渣全部返回到含铜与铁反应熔渣，作为热态冶金熔剂，调整含铜与铁反应熔渣成分，控制其温度；(2)熔融态富铜相、富铁-富冰铜相，送往转炉或吹炼炉炼铜；(3)部分含锌组分与含铅组分挥发，ZnO和PbO进入烟尘回收，渣含铜<0.1％，铁的回收率为93％，锌的回收率为92％，铅的回收率为95％，金的富集率为98％，银的富集率为96％。

实施例9

一种由含铜与铁的混合熔渣生产的方法，包括以下步骤：

步骤1，炉渣混合：将金峰侧吹熔池熔炼炉出渣口获得的含铜熔炼渣与转炉渣口获得的含铜吹炼渣(转炉渣)加入侧吹回转炉，同时加入由出渣口获得的VD渣，形成混合熔渣，硫化铜精矿与含铜物料(铜火法精练渣、含铜电路板、含铜烟灰与含铜垃圾)；将混合熔渣加热至熔融状态，形成含铜与铁的反应熔渣，并使反应熔渣实现喷吹氩气混合；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)：含铜与铁的反应熔渣温度为1340℃；(b)：含铜与铁的反应熔渣碱度CaO/SiO₂比值为1.2，均符合要求；用空气喷吹粒度为20mm的焦粒，熔渣中金属铁含量为2.7％；

步骤2，分离回收采用方法十：将反应完成后熔渣入保温渣罐中，保温38min，自然冷却沉降，渣-金分离，获得富铜相与中上部熔渣-含铁硅酸盐矿物相，以及含锌与含铅组分，进行如下步骤：(1)中上部熔渣倒入熔炼装置，采用步骤2分离回收方法一中法C，中上部熔渣浇筑微晶玻璃；(2)下部熔融态富铜相、富铁-富冰铜相，缓冷后用步骤二法四处理；(3)部分含锌与含铅组分，ZnO和PbO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94％，铟回收率为93％，铋回收率为9％，金的富集率为94％，银的富集率为96％。

实施例10

一种由含铜与铁的混合熔渣生产的方法，包括以下步骤：

步骤1，炉渣混合：

将底吹熔池熔炼炉出渣口流出的熔融含铜熔炼渣与底吹连续吹炼炉流出的含铜吹炼渣加入保温地坑，同时加入冷态钢渣，形成混合熔渣，氧化铜精矿与含铜物料(铅冰铜、砷冰铜、含铅精炼渣)；用富氧空气，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0.9％；

步骤2，分离回收采用方法九：

将反应完成后的熔渣进行如下步骤：

(1)沉降冷却：保温40min，反应完成后的熔渣自然冷却至室温，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；富铜坨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；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ZnO和PbO进入烟尘回收，渣含铜<0.1％，铁的回收率为95％，锌的回收率为92％，铅的回收率为94％，金的富集率为95％，银的富集率为93％。

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)

1.一种由含铜与铁的混合熔渣生产的方法，其特征在于，其包括如下步骤：

S1、炉渣混合：将铜渣加入熔炼反应装置中，加入铅冶炼渣、高炉渣、钢渣和铁合金渣中的一种或多种形成混合熔渣；同时加入氧化铜矿物、硫化铜矿物、含铜物料中的一种或几种；混合均匀，将混合熔渣加热至熔融状态作为反应熔渣，并实时监测该反应熔渣，通过调控使所述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1050～1450℃；

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，沉降分离获得底部的富铜相、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，金组分、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＜1050℃，利用反应装置自身的加热，或向熔渣中加入燃料或熔融铜渣、熔融铅冶炼渣、熔融镍冶炼渣、熔融高炉渣、熔融钢渣或熔融铁合金渣的一种或多种，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1050～1450℃；

当所述反应熔渣的温度＞1450℃，向含铜与铁的的反应熔渣中加入镍冶炼渣、氧化铜矿物、硫化铜矿物、含铜物料、高炉渣、钢渣、铁合金渣、冶金熔剂、含铁物料或含氟物料中的一种或几种，使混合的反应熔渣的温度达到1050～1450℃；

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，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、贫化弃渣、浮选尾渣、湿法炼铜渣中的一种或多种，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，包括奥斯迈特炉熔炼渣、闪速炉熔炼渣、诺兰达炉熔炼渣、艾萨炉熔炼渣、瓦纽科夫炉熔炼渣、三菱法熔炼渣、卡尔多炉熔炼渣、白银炉熔炼渣、水口山法熔炼渣、特尼恩特熔炼渣、反射炉熔炼渣、电炉熔炼渣、密闭鼓风炉熔炼渣、低吹炉熔炼渣、侧吹炉熔炼渣；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，包括转炉吹炼铜渣、闪速炉吹炼铜渣、诺兰达炉连续吹炼铜渣、顶吹炉吹炼铜渣、侧吹炉吹炼铜渣、底吹炉吹炼铜渣、顶吹炉连续吹炼铜渣、侧吹炉连续吹炼铜渣、底吹炉连续吹炼铜渣；所述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；所述铜熔炼渣与铜吹炼渣为熔融态或冷态，其中：熔融铜熔炼渣由“造锍熔炼”过程的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，熔融铜火法贫化弃渣由贫化炉出渣口获得，或将火法弃渣加热至熔融状态；

所述铅冶炼渣为熔融态或冷态，其中熔融态炉渣由火法炼铅工艺的还原阶段的出渣口或烟化炉出渣口获得；所述高炉渣、钢渣与铁合金渣为熔融态，或冷态，其中：熔融态炉渣由出渣口获得，或将冷态炉渣加热至熔融状态；所述钢渣为铁水预脱硫渣、转炉渣、电炉渣、VOD/VAD渣、VD渣、中间包弃渣；所述铁合金渣为铁合金生产过程中产生的炉渣，包括冶炼碳素锰铁产生的炉渣、冶炼铬铁产生的炉渣、冶炼镍铁产生的炉渣、冶炼钒铁产生的炉渣、冶炼硅铁产生的炉渣、冶炼铌铁产生的炉渣、冶炼钼铁产生的炉渣；

所述铅冶炼渣为烟化炉炉渣与含铅熔炼渣的一种或两种，或“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；

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、硫砷铜矿或黝铜矿中的一种或多种。

6.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、铅冶炼渣、镍冶炼渣、铅冰铜、铅锌尾矿、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、锡冶炼渣、锡尾矿、含铜垃圾或含铜电路板中的一种或几种；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、顶吹熔炼产生的镍熔炼渣、顶吹熔炼产生的镍熔炼渣经电炉沉降中一种或多种；所述锌冶炼炉渣包括湿法炼锌产生的炉渣与火法炼锌产生的炉渣，包括浸出渣、铁矾渣、铜镉渣、针铁矿渣、赤铁矿渣、挥发窑渣、烟化炉渣、鼓风炉渣、旋涡炉渣、竖罐炼锌渣、电炉炼锌渣；

所述冶金熔剂为含CaO或SiO₂的矿物，包括石英砂、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、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，其中，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；

所述含氟物料是萤石、CaF₂或含氟高炉渣中的一种或几种；

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、高炉渣、碱性预还原球团或碱性金属化球团中的一种或几种；

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、铅冶炼渣、锌冶炼渣、镍冶炼渣中的一种或几种。

7.如权利要求1-6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：

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挥发，以氧化物形式进入烟尘；

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，直接作为水泥原料；

方法B：部分或全部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1350～1670℃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；

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；

或部分含银组分与含金组分挥发，进入烟尘；

或铟组分、铋组分、含钠组分与含钾组分挥发，进入烟尘。

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。

8.如权利要求7所述的方法，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℃。

9.如权利要求7所述的方法，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。

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。