[0032]对所述细矿浆进行重选，得到重选精矿和重选中矿；
[0033]对所述重选中矿进行球磨，得到细度为-0.048mm占70?95%的第二矿浆，对所述第二矿浆进行粗选，得到粗选精矿和粗选中矿
[0034]对所述粗选精矿进行两次精选，得到浮选精矿；
[0035]对所述粗选中矿进行两次扫选，得到尾矿，尾矿经酸浸、冷却结晶后得到无水硫酸儀广品；
[0036]将所述重选精矿、浮选精矿分别进行过滤，得到富含金属的精矿。
[0037]实施例1
[0038]具体地，参见图1，其为本发明实施例的工艺流程框图，结合图1，本发明提供的从炉衬废砖中回收金属的方法包括以下步骤:
[0039]1)取从金银冶炼炉上拆下的炉衬废砖，对该炉衬废砖进行破碎，得到破碎物料，再对该破碎物料进行球磨，得到细度为-0.075mm占65%的第一矿浆。所述第一矿浆经试样多元素分析，结果如下:Ag 1.65%, Au 160g/t，Pb 3.94%, Bi 2.98%, Sb 2.44%, Cu0.51%, MgO 58.7%, Cr203 1.2%。所述第一矿浆的pH为10.5?11.0。接着，再将所述第一矿浆进行筛分分级，得到粗矿浆和细矿浆，备用。需要说明的是，在本发明中，“细度为-0.075mm”是指细度小于0.075mm。
[0040]2)所述粗矿浆再返回破碎物料中，与所述破碎物料混合后继续进行球磨。
[0041]3)所述细矿浆进入摇床进行重选，得到重选精矿和重选中矿；重选精矿经过压滤机压滤得到最终重选精矿，其中，所述最终重选精矿的产率为4.89%，银的品位为
27.99%,?收率为 82.95%，Pb、Cu、Sb、Bi 金属总品位为 60.43%,?收率为 24.96%。
[0042]4)对所述重选中矿进行球磨，得到细度为-0.048mm占85%的第二矿浆，将所述第二矿浆排入搅拌槽中进行粗选前的搅拌作业，并向第二矿浆加入调整剂、捕收剂、起泡剂等。具体地，以20%稀硫酸作为调整剂调整pH，使第二矿浆保持pH = 5 ;所述捕收剂为质量比为1:1的丁黄药和丁胺黑药混合药剂，捕收剂的添加量为350g/t，搅拌时间4min ;所述起泡剂采用松醇油，添加量为200g/t，搅拌时间为3min。需要说明的是，在本发明中，“细度为-0.048mm”是指细度小于0.048mm。
[0043]接着，经搅拌后的第二矿浆自流进入粗选作业，浮选4min之后得到粗选精矿和粗选中矿。
[0044]5)所述粗选精矿经过一段精选得到一段精选精矿和一段精选中矿；再对所述一段精选精矿进行二段精选，得到浮选精矿和二段精选尾矿；浮选精矿经过压滤机压滤得到最终浮选精矿。其中，最终浮选精矿产率为11.75%，银的品位2.33%，回收率16.58%,Pb,Cu、Sb、Bi 金属总品位 63.99%, 0收率 63.5%。
[0045]同时，所述一段精选中矿返回第二矿浆中，与所第二矿浆混合后继续进行粗选；所述二段精选尾矿返回粗选精矿中，与所述粗选精矿混合后继续进行一段精选，从而形成闭路流程。
[0046]6)将所述粗选中矿排入搅拌槽中进行搅拌，并向粗选中矿中加入捕收剂、起泡剂等。具体地，所述捕收剂为质量比为1:1的丁黄药和丁胺黑药混合药剂，捕收剂的添加量为380g/t，搅拌时间4min ;所述起泡剂采用松醇油，添加量为200g/t，搅拌时间为3min。经搅拌后的粗选中矿自流进入一段扫选作用，浮选3min之后得到一段扫选精矿和一段扫选中矿。
[0047]接着，所述一段扫选中矿排入搅拌槽中进行搅拌，并向粗选中矿中加入捕收剂。具体地，所述捕收剂为质量比为1:1的丁黄药和丁胺黑药混合药剂，捕收剂的添加量为300g/t，搅拌时间4min。经搅拌后的矿浆自流进入二段扫选作用，得到二段扫选精矿和尾矿。其中尾矿的产率为83.36%，含银量为0.093%，Pb、Cu、Sb、Bi金属总品位1.64%。
[0048]同时，所述一段扫选精矿返回第二矿浆中，与所第二矿浆混合后进行粗选；所述二段扫选精矿返回粗选中矿中，与所述粗选中矿混合后进行一段扫选，从而形成闭路流程。
[0049]进一步地，尾矿送入反应槽中进行硫酸浸出，加入稀硫酸的浓度为25% (质量百分比浓度)，其与尾矿的液固比为4: lg/L，在反应温度为80°C下搅拌1.5h之后澄清过滤得到硫酸镁溶液(滤液)和终渣，硫酸镁溶液经过冷却结晶后得到无水硫酸镁成品。
[0050]实施例2
[0051]具体地，参见图1，其为本发明实施例的工艺流程框图，结合图1，本发明提供的从炉衬废砖中回收金属的方法包括以下步骤:
[0052]1)取从金银冶炼炉上拆下的炉衬废砖，对该炉衬废砖进行破碎，得到破碎物料，再对该破碎物料进行球磨，得到细度为-0.075mm占70%的第一矿浆。所述第一矿浆经试样多元素分析，结果如下:Ag 1.65%, Au 160g/t，Pb 3.94%, Bi 2.98%, Sb 2.44%, Cu0.51%,MgO 58.7%,Cr203 1.2%0所述第一矿浆的pH为10.5?11.0。接着，再将所述第一矿浆进行筛分分级，得到粗矿浆和细矿浆，备用。
[0053]2)所述粗矿浆再返回破碎物料中，与所述破碎物料混合后继续进行球磨。
[0054]3)所述细矿浆进入摇床进行重选，得到重选精矿和重选中矿；重选精矿经过压滤机压滤得到最终重选精矿，其中，所述最终重选精矿的产率为4.86%，银的品位为28.23%，回收率为83.14%，Pb、Cu、Sb、Bi金属总品位为58.76%，回收率为24.12%。
[0055]4)对所述重选中矿进行球磨，得到细度为-0.048mm占78%的第二矿浆，将所述第二矿浆排入搅拌槽中进行粗选前的搅拌作业，并向第二矿浆加入调整剂、捕收剂、起泡剂等。具体地，以18%稀硫酸作为调整剂调整pH，使第二矿浆保持pH = 6 ;所述捕收剂为质量比为1:2的丁黄药和丁胺黑药混合药剂，捕收剂的添加量为450g/t，搅拌时间5min ;所述起泡剂采用松醇油，添加量为250g/t，搅拌时间为4min。
[0056]接着，经搅拌后的第二矿浆自流进入粗选作业，浮选3min之后得到粗选精矿和粗选中矿。
[0057]5)所述粗选精矿经过一段精选得到一段精选精矿和一段精选中矿；再对所述一段精选精矿进行二段精选，得到浮选精矿和二段精选尾矿；浮选精矿经过压滤机压滤得到最终浮选精矿。其中，最终浮选精矿产率为11.79%，银的品位2.29%，回收率16.39%,Pb,Cu、Sb、Bi 金属总品位 64.75%, 0收率 64.48%。
[0058]同时，所述一段精选中矿返回第二矿浆中，与所第二矿浆混合后继续进行粗选；所述二段精选尾矿返回粗选精矿中，与所述粗选精矿混合后继续进行一段精选，从而形成闭路流程。
[0059]6)将所述粗选中矿排入搅拌槽中进行搅拌，并向粗选中矿中加入捕收剂、起泡剂等。具体地，所述捕收剂为质量比为1:1.5的丁黄药和丁胺黑药混合药剂，捕收剂的添加量为420g/t，搅拌时间4min ;所述起泡剂采用松醇油，添加量为200g/t，搅拌时间为3min。经搅拌后的粗选中矿自流进入一段扫选作用，浮选3min之后得到一段扫选精矿和一段扫选中矿。
[0060]接着，所述一段扫选中矿排入搅拌槽中进行搅拌，并向粗选中矿中加入捕收剂。具体地，所述捕收剂为质量比