CN109971967A

CN109971967A - 一种从铜冶炼吹炼炉渣中回收有价金属的方法

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Publication number: CN109971967A
Application number: CN201910208457.4A
Authority: CN
Inventors: 范巍; 阮书锋; 杨新国; 尹飞; 刘红斌; 王振文; 张建坤; 揭晓武; 温潋滟; 张永禄; 段所存; 严峻; 邢喜峰; 叶松鹤; 陆宏志; 王森; 李俊
Original assignee: BGRIMM Technology Group Co Ltd; CHAMBISHI COPPER SMELTER Ltd
Current assignee: BGRIMM Technology Group Co Ltd; CHAMBISHI COPPER SMELTER Ltd
Priority date: 2019-03-19
Filing date: 2019-03-19
Publication date: 2019-07-05
Anticipated expiration: 2039-03-19
Also published as: CN109971967B

Abstract

本发明公开了一种从铜冶炼吹炼炉渣中回收有价金属的方法，将铜火法冶炼热态吹炼炉渣熔体通过渣包或溜槽倒入熔炼炉中，向熔炼炉中添加还原剂、铜精矿和造渣剂，熔炼得到钴冰铜熔体、炉渣熔体；钴冰铜固体通过破碎、磨矿、磁选分离，得到含钴较高钴精矿和低钴高铜的铜精矿；低钴高铜的铜精矿送炼铜厂铜熔炼炉，采用现有铜冶炼技术回收其中的铜生产铜产品，并进一步将其中的钴富集于吹炼炉渣中，形成钴、铜的循环回收。不仅熔炼温度低，能耗低，金属回收率高，得到的钴精矿粒度细、钴含量高、硅含量低、产品后续处理容易，而且在回收炼铜吹炼炉渣中有价金属的同时还可以熔炼处理铜精矿。

Description

一种从铜冶炼吹炼炉渣中回收有价金属的方法

技术领域

本发明涉及有色金属冶金行业的冶炼渣中有价金属综合回收技术领域，尤其涉及一种从铜冶炼吹炼炉渣中回收有价金属的方法。

背景技术

在铜火法冶炼过程中，铜精矿带入的钴、镍经造锍熔炼-吹炼工序后约有50～70％进入吹炼炉渣中。特别是刚果(金)、赞比亚等非洲国家和中国西北部地区产出的铜精矿含钴、镍较高，镍、钴总含量约为0.5～1.2％，在铜冶炼过程中钴在吹炼炉渣中富集。含钴、镍铜精矿冶炼吹炼炉渣的主要矿相组成是铁橄榄石和少量的磁铁矿，铁质量含量通常在40～55％，SiO₂质量含量通常在20～35％，钴、镍总含量约0.5～4％，而且含铜2～10％。其中铜主要是以硫化物和金属铜形式机械夹杂进入渣相，而钴、镍主要以氧化态并以晶格取代的形式存在铁橄榄石和磁铁矿相中。

针对铜冶炼生产过程中含钴、镍吹炼炉渣中镍、钴、铜的回收目前得以应用的主要有加压浸出法、还原熔炼法等。

1、加压酸浸法：是采用氧压酸浸的方法回收炉渣中有价金属。在温度160～250℃左右，硫酸用量为原渣质量的40～70％，控制氧分压为0.3～0.6MPa，将吹炼炉渣中的钴、镍、铜等有价金属浸出进入溶液中，铁在氧压条件下溶出并同时被氧化水解为赤铁矿沉淀，实现有价金属的选择性浸出，铜浸出率>90％，钴浸出率70～85％，镍浸出率60～80％。然而，加压酸浸法要用耐酸高压设备，其设备投资和维护费用较大；由于吹炼炉渣中有价金属含量低，致使物料处理量大，生产操作成本高。

2、还原熔炼法：是在1500℃左右的熔炼温度下，加入还原剂、造渣剂，将渣中的钴、镍、铜还原成金属态与铁形成合金，与渣相分层，形成的合金相从炉中排出，水淬后得到合金颗粒，采用浸出-除杂实现钴、镍、铜的分离提纯。采用该方法处理炼铜炉渣的不足之处有：

1)还原熔炼得到的合金熔点高(熔点1400～1550℃)，操作温度高，能耗高，然而铜吹炼炉渣为熔点较低的FeO-SiO₂系渣型，要实现高温熔炼需要配入大量造渣剂；

2)还原熔炼，铁还原率高，还原剂的添加量和消耗大；

3)还原熔炼产出的合金水淬后粒度较粗，一般粒度在2mm以上，而且韧性大较难破碎和磨矿；

4)还原熔炼由于熔炼温度和还原剂添加量高，由此还原得到的合金中硅含量较高，硅在后续钴、铜的湿法浸出分离过程中易形成硅胶，为浸出过程增加了难度。

综上可见，针对铜冶炼生产过程中含钴镍吹炼炉渣中钴、镍、铜的回收仍然缺乏合理有效的方法。

发明内容

本发明的目的是提供一种从铜冶炼吹炼炉渣中回收有价金属的方法。

本发明的目的是通过以下技术方案实现的：

本发明的从铜冶炼吹炼炉渣中回收有价金属的方法，包括步骤：

步骤一、将铜火法冶炼热态吹炼炉渣熔体通过渣包或溜槽倒入熔炼炉中，向熔炼炉中添加还原剂、铜精矿和造渣剂；

步骤二、熔炼温度为1200～1350℃，熔炼时间为15～300分钟(最好为30～120分钟)，从而得到钴冰铜熔体、炉渣熔体和烟气；

步骤三、所述的步骤二中排出的钴冰铜通过溜槽放入带保温的铜包中，控制1～5℃/min的降温速率缓慢冷却至表层温度700～1000℃，之后将铜包内上层未冷凝的冰铜熔体用行车倒入炼铜吹炼炉内吹炼，得到的吹炼渣再用渣包倒入熔炼炉内，形成钴、镍的循环回收，铜吹炼成粗铜。铜包内冷凝的钴冰铜固体自然或强制冷却至100～200℃左右，采用行车将钴冰铜固体倒出；

步骤四、所述步骤三中产出的钴冰铜固体采用破碎机破碎和球磨机磨矿至粒度-0.074mm占60～95％，矿浆采用磁选机磁选分离。磁选过程中选上部分为含钴较高钴精矿，含Co 5～20％、Ni 1～10％、Cu 8～25％、Fe 40～70％、S<10％、Si<1.5％，粒度-0.074mm占比>80％。磁选过程中选下部分为低钴高铜的铜精矿，含Co 0.1～1.0％、Cu45～50％；

步骤五、所述步骤四中产出的铜精矿送炼铜厂铜熔炼炉，采用现有铜冶炼技术回收其中的铜生产铜产品，并进一步将其中的钴富集于吹炼炉渣中，形成钴、铜的循环回收。

由上述本发明提供的技术方案可以看出，本发明实施例提供的从铜冶炼吹炼炉渣中回收有价金属的方法，不仅熔炼温度低，能耗低，金属回收率高，得到的钴精矿粒度细、钴含量高、硅含量低、产品后续处理容易，而且在回收炼铜吹炼炉渣中有价金属的同时还可以熔炼处理铜精矿。

附图说明

图1为本发明实施例提供的从铜冶炼吹炼炉渣中回收有价金属的方法流程示意图。

具体实施方式

下面将对本发明实施例作进一步地详细描述。本发明实施例中未作详细描述的内容属于本领域专业技术人员公知的现有技术。

本发明的从铜冶炼吹炼炉渣中回收有价金属的方法，其较佳的具体实施方式是：

包括：

所述还原剂为粒状焦炭、木炭或无烟煤中的至少一种；所述铜精矿为含硫15～30％的铜精矿或铜钴精矿；所述造渣剂为生石灰、石灰石、白云石或石英砂中的至少一种。

所述还原剂的用量为吹炼炉渣总质量的1～10％(最好为2～4％)，铜精矿的用量为吹炼炉渣总质量的10～45％(最好为20～35％)，造渣剂的用量为吹炼炉渣总质量的0.1～20％。

所述熔炼炉包括密闭埋弧电炉和/或转体炉。

所述吹炼炉渣通过渣包或溜槽倒入熔炼炉内，辅料还原剂、铜精矿和造渣剂分别通过输送机、料仓、给料计量秤，从熔炼炉顶均匀投入，并且在熔炼炉内熔体上层形成0.5～1.2m厚辅料层。

所述熔炼炉排出的钴冰铜排入带保温的铜包内或将铜包放入中频炉内缓慢冷却至表层温度700～1000℃，取出铜包，将未冷凝冰铜倒入吹炼炉内吹炼。

所述步骤二中产出钴冰铜熔体，直接采用浇铸机浇铸冷却，形成钴冰铜固体，投入步骤四中，生产含钴较高钴精矿和含钴较低的铜精矿。

所述步骤三中产出的钴冰铜固体为Fe-Co-Ni-Cu合金颗粒嵌布于冰铜中的一种集合体。

所述步骤三中产出的钴冰铜固体破碎包括破碎-筛分组成的破碎***，控制破碎出料粒度5～15mm；所述磨矿包括球磨机-分级机-磁选机组合形成的磨矿***，控制磨矿粒度-0.074mm占60～95％；

所述湿式磁选机包括多台磁选机组成的磁选***。

所述步骤四中产出的铜精矿通过造球机造球后直接加入炼铜厂的吹炼炉内吹炼生产粗铜，钴、镍富集于吹炼炉渣内。

本发明的从铜冶炼吹炼炉渣中回收有价金属的方法，不仅熔炼温度低，能耗低，金属回收率高，得到的钴精矿粒度细、钴含量高、硅含量低、产品后续处理容易，而且在回收炼铜吹炼炉渣中有价金属的同时还可以熔炼处理铜精矿。

具体实施例：

首先需要说明的是，本发明所提供的从铜冶炼吹炼炉渣中回收有价金属的方法主要是针对铜火法冶炼行业产出的含钴、镍吹炼炉渣，其中含钴、镍总质量百分数为0.5～4％，含铜质量百分数为2～10％，含Fe质量百分数为40～55％、含SiO₂质量百分数为20～35％。但在实际应用中，该吹炼炉渣为吹炼炉吹炼过程中排出的熔融态热渣。下面对本发明提供的从铜冶炼吹炼炉渣中回收有价金属的方法进行详细描述。

如图1所示，一种从铜冶炼吹炼炉渣中回收有价金属的方法，包括如下步骤：

步骤一、将铜火法冶炼热态吹炼炉渣通过渣包或溜槽倒入熔炼炉中，向熔炼炉中添加还原剂、铜精矿和造渣剂。其中，所述还原剂为粒状焦炭、木炭或无烟煤中的至少一种；所述铜精矿为含硫15～30％的铜精矿或铜钴精矿；所述造渣剂为石灰、石灰石、白云石或石英砂中的至少一种。还原剂的用量为吹炼炉渣总质量的1～10％(最好为2～4％)，铜精矿的用量为吹炼炉渣总质量的10～45％(最好为20～35％)，造渣剂的用量为吹炼炉渣总质量的0～20％。

步骤二、采用熔炼炉对所述待熔炼热态吹炼炉渣、还原剂、铜精矿和造渣剂进行低温还原硫化熔炼，熔炼温度为1200～1350℃，熔炼时间为15～300分钟(最好为30～120分钟)，从而得到钴冰铜熔体、炉渣熔体和烟气。其中，所述待熔炼吹炼炉渣通过渣包或溜槽倒入熔炼炉内，辅料还原剂、铜精矿和造渣剂分别通过输送机(例如：该输送机可以采用现有技术中的皮带输送机或斗式提升机，也可以根据地形布置选择现有技术中能够输送粉料和粒料的输送机)送入到熔炼炉的料仓(即熔炼炉顶部的给料缓冲料仓)内，通过料仓给料计量秤，根据吹炼炉渣投入量、熔炼物料停留时间控制进入熔炼炉内的辅料给料速率，并且在熔炼炉内熔体上层形成0.5～1.2m厚辅料层。在还原硫化熔炼过程中，吹炼炉渣中的钴、镍被还原，并有部分铁被还原为金属态，捕集钴、镍、铜形成Fe-Co-Ni-Cu合金；铜精矿熔炼并捕集吹炼炉渣中铜形成铜锍，铜锍再与Fe-Co-Ni合金形成熔点较低的熔融互溶体，即所述钴冰铜。钴冰铜熔体依靠与炉渣熔体的密度差实现分离，钴冰铜熔体密度比炉渣熔体大，沉于熔炼炉的熔池下部，因此所述钴冰铜熔体可从熔炼炉的低处排出口通过溜槽定期排放，所述炉渣熔体可从熔炼炉的高处排出口通过溜槽定期排放，所述烟气由熔炼炉的顶部烟道排出，这可使钴的回收率大于95％，镍回收率大于92％，铜的回收率大于95％。在实际应用中，所述的熔炼炉最好采用埋弧密闭电炉，并且配套有变压器、整流器、电极、电极提升装置、炉体结构及保温材料、炉顶盖板、粉尘集气罩、炉体冷却***、排钴冰铜口及溜槽、排渣口及溜槽、烟气排出口等设施。

步骤三、所述的步骤二中排出的钴冰铜通过溜槽放入带保温的铜包中，控制1～5℃/min的降温速率缓慢冷却至表层温度700～1000℃，之后将铜包内上层未冷凝的冰铜熔体用行车倒入炼铜吹炼炉内吹炼，得到的吹炼渣再用渣包倒入熔炼炉内，形成钴、镍的循环回收，铜吹炼成粗铜。铜包内冷凝的钴冰铜固体自然或强制冷却至100～200℃左右，采用行车将钴冰铜固体倒出。

步骤四、所述步骤三中产出的钴冰铜固体采用破碎机破碎和球磨机磨矿至粒度-0.074mm占60～95％，矿浆采用磁选机磁选分离。磁选过程中选上部分为含钴较高钴精矿，含Co 5～20％、Ni 1～10％、Cu 8～25％、Fe 40～70％、S<10％、Si<1.5％，粒度-0.074mm占比>80％。磁选过程中选下部分为低钴高铜的铜精矿，含Co 0.1～1.0％、Cu 45～50％。

本发明的科学原理：

在火法炼铜吹炼炉渣中Fe主要以Fe₃O₄和2FeO·SiO₂形态存在；Co、Ni主要以氧化态，类质同相的形式存在于铁氧化物晶相中；Cu主要以金属铜、硫化铜形式存在。

还原硫化熔炼是采用还原剂将Co、Ni还原为金属态，同时将部分Fe还原成金属态并捕集钴、镍、铜形成Fe-Co-Ni-Cu合金；同时，铜精矿在熔炼过程中捕集吹炼炉渣中铜形成冰铜；冰铜熔点低，流动性好，与渣中还原形成的Fe-Co-Ni-Cu合金形成熔点较低的金属化钴冰铜互溶熔体与渣分离，排出。钴冰铜互溶体排出后在缓慢冷却过程中实现合金析出并长大，形成具有磁性的Fe-Co-Ni-Cu合金颗粒。冷却后通过破碎、磨矿将合金与冰铜解离，采用磁选的方法富集Fe-Co-Ni-Cu合金，实现钴、镍、铜的分离。主要化学反应如下：

CoO+C＝Co+CO

NiO+C＝Ni+CO

Fe₃O₄+C＝3FeO+CO

FeO+C＝Fe+CO

Fe+CoO＝Co+FeO

Fe+NiO＝Ni+FeO

Fe+Fe₃O₄＝4FeO

Fe_(L)+Co_(L)+Ni_(L)+Cu_(L)＝Fe-Co-Ni-Cu_(L合金)

CuFeS₂+2Fe₃O₄+3SiO₂＝CuFeS_(冰铜)+3(2FeO·SiO₂)+SO₂

CuFeS_(冰铜)+Fe-Co-Ni-Cu_(L合金)＝CuFeS-(Fe-Co-Ni-Cu)_(L互溶体)

CuFeS-(Fe-Co-Ni-Cu)_(互溶体)＝CuFeS_(S)+Fe-Co-Ni-Cu_(S合金)

与现有技术相比，本发明所提供的从铜冶炼热态吹炼炉渣中回收有价金属的方法至少具有以下技术效果：

(1)本发明采用熔炼炉直接处理铜冶炼热态吹炼炉渣，充分利用热态吹炼炉渣的热能，熔炼能耗较低，能耗比传统熔炼降低100～200kwh/t_渣。

(2)本发明采用低温还原硫化处理炼铜吹炼炉渣，既适合目前炼铜吹炼炉渣型，造渣剂消耗量低，又降低了熔炼温度。

(3)本发明将钴冰铜熔体放入铜包内缓慢冷却，部分冷凝部分返回吹炼炉吹炼，形成的吹炼炉吹炼和电炉熔炼循环***，将铜吹炼成粗铜，钴、镍进吹炼炉渣返回还原电炉，既回收了铜又实现了钴、镍的循环回收，提高了钴、镍的回收率。

(4)本发明熔炼还原度低，在熔炼炉内形成的合金颗粒小，不容易在炉内出现合金与冰铜的分层。

(5)本发明熔炼得到的钴冰铜结构为铁钴合金颗粒嵌布于冰铜里，合金颗粒较细一般为-0.074mm左右，该结构易于破碎和磨矿，更有利于后续钴和镍的精炼提纯。

(6)本发明低温熔炼后得到的钴冰铜采用铜包缓冷，合金颗粒进一步长大，更有利于后续磁选过程中铜、钴、镍的解离分选。

(7)本发明采用破碎、磨矿、磁选实现熔炼得到的钴冰铜中钴、镍和铜的分离，得到的钴精矿含钴高达5～20％，而且Si含量低于1.5％，铜含量为8～25％，粒度-0.074mm占比>80％，非常有利于后续钴的精炼提纯。

(8)本发明不但可以综合回收炼铜吹炼炉渣中钴、镍、铜，钴回收率≥95％、镍回收率≥92％、铜回收率≥95％，而且同时可以熔炼处理铜精矿。

为了更加清晰地展现出本发明所提供的技术方案及所产生的技术效果，下面以具体实施例对本发明所提供的从铜冶炼吹炼炉渣中回收有价金属的方法进行详细描述。

实施例1

一种从铜冶炼吹炼炉渣中回收有价金属的方法，采用赞比亚某铜冶炼厂的吹炼炉渣为原料，该吹炼炉渣的主要元素成分如下表1所示：

表1：

元素	Co	Ni	Cu	SiO<sub>2</sub>	Fe
						含量/％	2.20	0.44	10.56	20.16	52.99

该方法包括：取5kg该炼铜吹炼炉渣，先用埋弧电炉熔化，之后取0.2kg无烟煤、1.25kg含Cu和S分别为15％和25％的铜精矿、0.25kg石英砂混合均匀后添加入电炉内，继续熔炼，并控制熔炼温度1350℃，保温90min，之后以3℃/min的降温速率缓慢冷却至800℃后自然冷却至常温，从而得到完成分离的钴冰铜和炉渣。取钴冰铜破碎、球磨至粒度-0.074mm占80％，球磨浆料采用湿式磁选机磁选。

分别取熔炼渣及磁选得到的钴精矿进行元素检测，其中熔炼渣中Co、Ni、Cu含量分别为0.11％，0.06％和0.48％，渣计回收率分别为Co 97.25％、Ni 92.5％和Cu 97.5％；磁选得到的钴精矿组成为Co 13.5％、Ni 2.5％、Cu 15.4％、Si 0.5％。

实施例2

一种从铜冶炼吹炼炉渣中回收有价金属的方法，采用刚果金某铜冶炼厂的吹炼炉渣为原料，该吹炼炉渣的主要元素成分如下表1所示：

表2：

元素	Co	Ni	Cu	SiO<sub>2</sub>	Fe
						含量/％	1.32	0.38	5.48	24.10	48.85

该方法包括：取5kg该炼铜吹炼炉渣，先用埋弧电炉熔化，之后取0.15kg焦炭、1.5kg含Cu和S分别为25％和15％的铜精矿混合均匀后加入电炉内，继续熔炼，并控制熔炼温度1300℃，保温120min，之后以2℃/min的降温速率缓慢冷却至700℃后自然冷却至常温，从而得到完成分离的钴冰铜和炉渣。取钴冰铜破碎、球磨至粒度-0.074mm占85％，球磨浆料采用湿式磁选机磁选。

分别取熔炼渣及磁选得到的钴精矿进行元素检测，其中熔炼渣中Co、Ni、Cu含量分别为0.12％，0.05％和0.41％，渣计回收率分别为Co 95.00％、Ni 92.76％和Cu 95.89％；磁选得到的钴精矿组成为Co 10.5％、Ni 2.5％、Cu 13.6％、Si 0.4％。

实施例3

一种从铜冶炼吹炼炉渣中回收有价金属的方法，采用云南某铜冶炼厂的吹炼炉渣为原料，该吹炼炉渣的主要元素成分如下表1所示：

表3：

元素	Co	Ni	Cu	SiO<sub>2</sub>	Fe
						含量/％	0.92	0.21	3.52	23.46	47.62

该方法包括：取5kg该炼铜吹炼炉渣，先用埋弧电炉熔化，之后取0.125kg木炭、1.75kg含Cu和S分别为20％和21％的铜精矿混合均匀后加入电炉内，继续熔炼，并控制熔炼温度1250℃，保温180min，之后以2℃/min的降温速率缓慢冷却至850℃后自然冷却至常温，从而得到完成分离的钴冰铜和炉渣。取钴冰铜破碎、球磨至粒度-0.074mm占90％，球磨浆料采用湿式磁选机磁选。

分别取熔炼渣及磁选得到的钴精矿进行元素检测，其中熔炼渣中Co、Ni、Cu含量分别为0.08％，0.03％和0.32％，渣计回收率分别为Co 95.22％、Ni 92.14％和Cu 95.00％；磁选得到的钴精矿组成为Co 9.8％、Ni 1.8％、Cu 16.9％、Si 0.3％。

综上可见，本发明实施例不仅熔炼温度低，造渣剂添加量低，钴、镍、铜的综合回收率高，得到的钴精矿钴、镍含量高，同时可熔炼处理铜精矿。

以上所述，仅为本发明较佳的具体实施方式，但本发明的保护范围并不局限于此，任何熟悉本技术领域的技术人员在本发明披露的技术范围内，可轻易想到的变化或替换，都应涵盖在本发明的保护范围之内。因此，本发明的保护范围应该以权利要求书的保护范围为准。

Claims

1.一种从铜冶炼吹炼炉渣中回收有价金属的方法，其特征在于，包括：

步骤二、熔炼温度为1200～1350℃，熔炼时间为15～300分钟，从而得到钴冰铜熔体、炉渣熔体和烟气；

步骤三、所述的步骤二中排出的钴冰铜通过溜槽放入带保温的铜包中，控制1～5℃/min的降温速率缓慢冷却至表层温度700～1000℃，之后将铜包内上层未冷凝的冰铜熔体用行车倒入炼铜吹炼炉内吹炼，得到的吹炼渣再用渣包倒入熔炼炉内，形成钴、镍的循环回收，铜吹炼成粗铜，铜包内冷凝的钴冰铜固体自然或强制冷却至100～200℃左右，采用行车将钴冰铜固体倒出；

步骤四、所述步骤三中产出的钴冰铜固体采用破碎机破碎和球磨机磨矿至粒度-0.074mm占60～95％，矿浆采用磁选机磁选分离，磁选过程中选上部分为含钴较高钴精矿，含Co 5～20％、Ni 1～10％、Cu 8～25％、Fe 40～70％、S<10％、Si<1.5％，粒度-0.074mm占比>80％，磁选过程中选下部分为低钴高铜的铜精矿，含Co 0.1～1.0％、Cu 45～50％；

2.根据权利要求1所述的从铜冶炼吹炼炉渣中回收有价金属的方法，其特征在于，所述还原剂为粒状焦炭、木炭或无烟煤中的至少一种；所述铜精矿为含硫15～30％的铜精矿或铜钴精矿；所述造渣剂为生石灰、石灰石、白云石或石英砂中的至少一种。

3.根据权利要求1所述的从铜冶炼吹炼炉渣中回收有价金属的方法，其特征在于，所述还原剂的用量为吹炼炉渣总质量的1～10％，铜精矿的用量为吹炼炉渣总质量的10～45％，造渣剂的用量为吹炼炉渣总质量的0.1～20％。

4.根据权利要求3所述的从铜冶炼吹炼炉渣中回收有价金属的方法，其特征在于，所述还原剂的用量为吹炼炉渣总质量的2～4％，铜精矿的用量为吹炼炉渣总质量的20～35％。

5.根据权利要求1所述的从铜冶炼吹炼炉渣中回收有价金属的方法，其特征在于，所述熔炼炉包括密闭埋弧电炉和/或转体炉，所述吹炼炉渣通过渣包或溜槽倒入熔炼炉内，辅料还原剂、铜精矿和造渣剂分别通过输送机、料仓、给料计量秤，从熔炼炉顶均匀投入，并且在熔炼炉内熔体上层形成0.5～1.2m厚辅料层。

6.根据权利要求1所述的从铜冶炼吹炼炉渣中回收有价金属的方法，其特征在于，所述熔炼炉排出的钴冰铜排入带保温的铜包内或将铜包放入中频炉内缓慢冷却至表层温度700～1000℃，取出铜包，将未冷凝冰铜倒入吹炼炉内吹炼。

7.根据权利要求1所述的从铜冶炼吹炼炉渣中回收有价金属的方法，其特征在于，所述步骤二中，熔炼时间为30～120分钟，产出钴冰铜熔体，直接采用浇铸机浇铸冷却，形成钴冰铜固体，投入步骤四中，生产含钴较高钴精矿和含钴较低的铜精矿。

8.根据权利要求1所述的从铜冶炼吹炼炉渣中回收有价金属的方法，其特征在于，所述步骤三中产出的钴冰铜固体为Fe-Co-Ni-Cu合金颗粒嵌布于冰铜中的一种集合体。

9.根据权利要求1所述的从铜冶炼吹炼炉渣中回收有价金属的方法，其特征在于，所述步骤三中产出的钴冰铜固体破碎包括破碎-筛分组成的破碎***，控制破碎出料粒度5～15mm；所述磨矿包括球磨机-分级机-磁选机组合形成的磨矿***，控制磨矿出粒度-0.074mm占60～95％；

所述湿式磁选机包括多台磁选机组成的磁选***。

10.根据权利要求1所述的从铜冶炼吹炼炉渣中回收有价金属的方法，其特征在于，所述步骤四中产出的铜精矿通过造球机造球后直接加入炼铜厂的吹炼炉内吹炼生产粗铜，钴、镍富集于吹炼炉渣内。