为2:1的丁黄药和丁胺黑药混合药剂，捕收剂的添加量为550g/t，搅拌时间2min。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83.35%，含银量为0.092%，Pb、Cu、Sb、Bi金属总品位1.62%。
[0061]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。
[0062]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30% (质量百分比浓度)，其与尾矿的液固比为5: lg/L，在反应温度为82°C下搅拌2.5h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。
[0063]实施例3
[0064]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:
[0065]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58%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。
[0066]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。
[0067]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4.82%，银的品位为
28.14%，回收率为82.18%，Pb、Cu、Sb、Bi金属总品位为60.22%，回收率为24.48%。
[0068]4)对所述重选中矿进行球磨，得到细度为-0.048mm占82%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28%稀硫酸作为调整剂调整pH，使第二矿浆保持pH = 7 ;所述捕收剂为Z-200#，捕收剂的添加量为580g/t，搅拌时间3min ;所述起泡剂采用松醇油，添加量为240g/t，搅拌时间为4.5min。
[0069]接着，经搅拌后的第二矿浆自流进入粗选作业，浮选5min之后得到粗选精矿和粗选中矿。
[0070]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11.82%，银的品位2.31%，回收率16.05%,Pb,Cu、Sb、Bi金属总品位64.56%，回收率63.35%。
[0071]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。
[0072]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1.5:1的Z-200#和丁胺黑药混合药剂，捕收剂的添加量为330g/t，搅拌时间5min ;所述起泡剂采用TP油，添加量为240g/t，搅拌时间为3.5min。经搅拌后的粗选中矿自流进入一段扫选作用，浮选4min之后得到一段扫选精矿和一段扫选中矿。
[0073]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1.2:1的丁黄药和Z-200#混合药剂，捕收剂的添加量为600g/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83.22%，含银量为0.091%，Pb、Cu、Sb、Bi金属总品位1.63%。
[0074]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。
[0075]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33% (质量百分比浓度)，其与尾矿的液固比为4.5: lg/L，在反应温度为85°C下搅拌2.5h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。
[0076]实施例4
[0077]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:
[0078]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80%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。
[0079]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。
[0080]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4.85%，银的品位为27.85%,?收率为 82.86%，Pb、Cu、Sb、Bi 金属总品位为 60.37%,?收率为 24.92%。
[0081]4)对所述重选中矿进行球磨，得到细度为-0.048mm占93%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30%稀硫酸作为调整剂调整pH，使第二矿浆保持pH = 4.5 ;所述捕收剂为质量比为1:1.2的丁黄药和丁胺黑药混合药剂，捕收剂的添加量为540g/t，搅拌时间5min ；所述起泡剂采用松醇油，添加量为270g/t，搅拌时间为5min。
[0082]接着，经搅拌后的第二矿浆自流进入粗选作业，浮选6min之后得到粗选精矿和粗选中矿。
[0083]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11.66%，银的品位2.28%，回收率16.35%,Pb,Cu、Sb、Bi金属总品位63.87%，回收率63.47%。
[0084]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。
[0085]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，所述捕收剂为丁胺黑药，捕收剂的添加量为390g/t，搅拌时间3min ;所述起泡剂采用2#油，添加量为300g/t，搅拌时间为5min。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。
[0086]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