CN105268541A - 从炉衬废砖中回收金属的方法 - Google Patents

Abstract

本发明公开了一种从炉衬废砖中回收金属的方法，包括以炉衬废砖为原料，将其破碎，得到破碎物料，再继续将所述破碎物料球磨，得到细度为-0.075mm占50～80％的第一矿浆，将所述第一矿浆进行筛分，得到粗矿浆和细矿浆；对所述细矿浆进行重选，得到重选精矿和重选中矿；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对所述粗选精矿进行两次精选，得到浮选精矿；对所述粗选中矿进行两次扫选，得到尾矿；将所述重选精矿、浮选精矿分别进行过滤，得到最终重选精矿、最终浮选精矿。本发明可使金银的总回收率均在98％以上，Pb、Cu、Sb、Bi的总回收率达到88％以上，实现对有价金属的高效回收。

Description

从炉衬废砖中回收金属的方法

技术领域

本发明涉及有色冶金综合回收技术领域，特别是涉及一种采用重—浮选联合的方式从铅锌冶炼炉衬废砖中高效回收有价金属的方法。

背景技术

矿产资源属于不可再生资源，是人类赖以生存和发展的基础。随着有色金属工业不断的发展，有色金属行业产生的固体废弃物也在迅速增加，这些未处理的废弃物数量大、极难处理，大部分企业采取堆存的方式处理不仅破坏生态环境，而且废弃物中含有有价金属，造成资源浪费。因此高效回收铅锌冶炼渣及炉衬废砖等固体废弃物中有价金属同时减小环境污染显得尤为紧迫。

镁铬砖是以氧化镁和三氧化铬为主要成分的一种耐火材料，这类材料耐火度高，高温强度大，抗碱性渣侵蚀性强，热稳定性优良，对酸性渣也有一定的适应性。广泛的应用于冶金、化工、玻璃、水泥等行业。在铅锌冶炼行业中，富氧底吹炉、侧吹还原炉、鼓风炉、反射炉、银转炉、电热前床等渣线以下均采用镁铬系类的耐火材料。镁铬砖耐火材料在冶金炉炉体内衬使用过程中，直接与铅锌精矿、粗铅熔体直接接触，液态金属会不断地深入炉体及其接缝处，金银大多数以合金的形式，大小不一、形态各异的颗粒状嵌布于镁铬砖中。当冶金炉定期检修时，会产生大量的废镁铬砖，拆下的炉衬废砖含有较高的金、银等有价金属，潜在经济效益十分可观。对于炉衬废砖中有价金属的回收，由于炉衬废砖中富含Ag、Au、Pb、Cu、Bi、Sb等多种有价金属，而这些有价金属的密度与废砖成分的密度有一定差距。通过对废砖性质的研究，有些企业采用重选或浮选的方法进行回收。但单一采用重选或浮选工艺虽然能得到较高品位的精矿，但金银回收率不高。有些企业采取直接火法处理炉衬废砖，大量金银再次进入粗炼系统，这既不符合冶炼的精料方针，又使金银生产周期延长。且其中含有大量的氧化镁、三氧化二铬等高熔点氧化物，直接加入熔炼体系中会极大破坏熔炼过程的稳定，这样会造成回收成本高，处理量小，金属回收率低，且现行工艺无法实现贵金属及其他有价金属的高效回收。

如中国发明专利申请号为“200610344098.5”的专利申请，公开了“一种金银冶炼炉衬废砖回收有价金属的方法”，硫酸浸出脱镁、碱浸脱除硫酸铅，然后硝酸浸银、王水浸金工艺步骤。采用湿法浸出处理，因MgO和SiO₂在酸性介质浸出易形成硫酸盐硅胶状物质，阻碍过滤，且提取金属后废液需环保处理达标后才能排放。

发明内容

有鉴于此，本发明的目的在于提出一种从炉衬废砖中回收金属的方法，以克服现有技术存在的问题。

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：

以炉衬废砖为原料，将其破碎，得到破碎物料，再继续将所述破碎物料球磨，得到细度为-0.075mm占50～80％的第一矿浆，将所述第一矿浆进行筛分，得到粗矿浆和细矿浆；

对所述细矿浆进行重选，得到重选精矿和重选中矿；

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

对所述粗选精矿进行两次精选，得到浮选精矿；

对所述粗选中矿进行两次扫选，得到尾矿；

将所述重选精矿、浮选精矿分别进行过滤，得到最终重选精矿、最终浮选精矿。

在本发明的一些实施例中，对所述粗选精矿进行两次精选，得到浮选精矿的步骤包括：

对所述粗选精矿进行一段精选，得到一段精选精矿和一段精选中矿；

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。

在本发明的一些实施例中，所述一段精选中矿返回第二矿浆中，与所第二矿浆混合后进行粗选；所述二段精选尾矿返回粗选精矿中，与所述粗选精矿混合后进行一段精选。

在本发明的一些实施例中，对所述粗选中矿进行两次扫选，得到尾矿的步骤包括：

对所述粗选中矿进行一段扫选，得到一段扫选精矿和一段扫选中矿；

对所述一段扫选中矿进行二段扫选，得到二段扫选精矿和尾矿。

在本发明的一些实施例中，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。

在本发明的一些实施例中，在粗选过程中，向所述第二矿浆添加调整剂、捕收剂和起泡剂，其中，所述调整剂为稀硫酸，用于调节第二矿浆的pH＝4～8，所述捕收剂包括丁黄药、丁胺黑药、Z-200#中的至少一种，加入量为300～600g/t，所述起泡剂包括TP油、2^#油、松醇油中的至少一种，加入量为200～300g/t。

在本发明的一些实施例中，在一段扫选过程中，向所述粗选中矿添加捕收剂和起泡剂，其中，所述捕收剂包括丁黄药、丁胺黑药、Z-200#中的至少一种，加入量为300～600g/t，所述起泡剂包括TP油、2^#油、松醇油中的至少一种，加入量为200～300g/t；

在二段扫选过程中，向所述一次扫选中矿添加起泡剂，其中，所述捕收剂包括丁黄药、丁胺黑药、Z-200#中的至少一种，加入量为300～600g/t。

在本发明的一些实施例中，所述最终重选精矿、最终浮选精矿直接进入金银冶炼炉提取金属。

在本发明的一些实施例中，还包括：采用稀硫酸对尾矿进行酸浸提镁，所述稀硫酸质量浓度为25～35％，其与尾矿的液固比为4～6:1g/L，反应温度为80～85℃，搅拌时间为1.5～3h。

在本发明的一些实施例中，所述粗矿浆返回破碎物料中，与所述破碎物料混合后进行球磨。

从上面的所述可以看出，本发明提供的从炉衬废砖中回收金属的方法采用一次重选、一次粗选、两次扫选和两次精选的闭路流程，得到重选精矿、浮选精矿和尾矿，重选精矿和浮选精矿经过滤得到富含金银等有价金属的精矿，尾矿经酸浸、冷却结晶后得到无水硫酸镁产品。因此，本发明提供的方法利用重—浮选联合工艺对Ag、Au、Pb、Cu、Sb、Bi等金属回收效果明显，使金银的总回收率均在98％以上，Pb、Cu、Sb、Bi的总回收率达到88％以上，实现对有价金属的高效回收。生产实践表明，重—浮选联合处理铅锌冶炼炉衬废砖是一种有效而简单的工艺，投资少，见效快，易于实施，具有良好的经济效益。本发明既可实现有价金属的高效回收利用，同时达到降低重金属离子对环境的污染，对于资源相对匮乏及日益严重的污染环境的我国有色金属行业具有重要的借鉴意义。

附图说明

图1为本发明实施例的工艺流程框图。

具体实施方式

为使本发明的目的、技术方案和优点更加清楚明白，以下结合具体实施例，对本发明进一步详细说明。

本发明提供的从炉衬废砖中回收金属的方法采用一次重选、一次粗选、两次扫选和两次精选的闭路流程，得到重选精矿、浮选精矿和尾矿，重选精矿和浮选精矿经过滤得到富含金银等有价金属的精矿，尾矿经酸浸、冷却结晶后得到无水硫酸镁产品。具体地，该方法包括以下步骤：

以炉衬废砖为原料，将其破碎，得到破碎物料，再继续将所述破碎物料球磨，得到细度为-0.075mm占50～80％的第一矿浆，将所述第一矿浆进行筛分，得到粗矿浆和细矿浆；

对所述细矿浆进行重选，得到重选精矿和重选中矿；

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

对所述粗选精矿进行两次精选，得到浮选精矿；

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镁产品；

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。

实施例1

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：

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：Ag1.65％，Au160g/t，Pb3.94％，Bi2.98％，Sb2.44％，Cu0.51％，MgO58.7％，Cr₂O₃1.2％。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。

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。

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％，回收率为82.95％，Pb、Cu、Sb、Bi金属总品位为60.43％，回收率为24.96％。

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。

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。

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％，回收率63.5％。

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。

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。

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％。

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。

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4:1g/L，在反应温度为80℃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。

实施例2

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：

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：Ag1.65％，Au160g/t，Pb3.94％，Bi2.98％，Sb2.44％，Cu0.51％，MgO58.7％，Cr₂O₃1.2％。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。

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。

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％。

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。

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。

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％，回收率64.48％。

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。

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。

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％。

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。

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5:1g/L，在反应温度为82℃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。

实施例3

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：

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：Ag1.65％，Au160g/t，Pb3.94％，Bi2.98％，Sb2.44％，Cu0.51％，MgO58.7％，Cr₂O₃1.2％。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。

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。

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％。

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。

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。

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％。

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。

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。

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％。

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。

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4.5:1g/L，在反应温度为85℃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。

实施例4

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：

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：Ag1.65％，Au160g/t，Pb3.94％，Bi2.98％，Sb2.44％，Cu0.51％，MgO58.7％，Cr₂O₃1.2％。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。

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。

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％，回收率为82.86％，Pb、Cu、Sb、Bi金属总品位为60.37％，回收率为24.92％。

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。

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。

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％。

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。

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。

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1.5:1的Z-200^#和丁胺黑药混合药剂，捕收剂的添加量为440g/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83.08％，含银量为0.093％，Pb、Cu、Sb、Bi金属总品位1.62％。

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。

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28％(质量百分比浓度)，其与尾矿的液固比为6:1g/L，在反应温度为80℃下搅拌2.8h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。

由此可见，本发明提供的从炉衬废砖中回收金属的方法采用一次重选、一次粗选、两次扫选和两次精选的闭路流程，得到重选精矿、浮选精矿和尾矿，重选精矿和浮选精矿经过滤得到富含金银等有价金属的精矿，尾矿经酸浸、冷却结晶后得到无水硫酸镁产品。本发明与现有技术相比具有以下优点：

1)重选的优势在于粗磨条件下可以回收80％的金银和30％的铅、铜、锌等有价金属，并且品位都很高；而对于中矿和尾矿中还有一定量的有价金属，则利用浮选可以处理细粒及微细粒物料的优势，从而进一步提高金属的回收率，采用重—浮联合工艺充分利用了重选、浮选对粗、细粒回收的互补性，产生得到的重选精矿和浮选精矿直接进入金银冶炼炉提取金银等有价金属。

2)本发明选用硫酸作为调整剂，它对金银浮选有一定的活化作用，对氧化镁脉石又具有良好的抑制作用；使用混合捕收剂比单一某种药剂效果更好，强化了捕收作用。

3)本发明还对尾矿进行硫酸除镁，除镁后的终渣可用于生产建筑材料，对硫酸镁溶液冷却结晶得到无水硫酸镁产品，有效的利用资源。

因此，本发明提供的方法利用重—浮选联合工艺对Ag、Au、Pb、Cu、Sb、Bi等金属回收效果明显，使金银的总回收率均在98％以上，Pb、Cu、Sb、Bi的总回收率达到88％以上，实现对有价金属的高效回收。生产实践表明，重—浮选联合处理铅锌冶炼炉衬废砖是一种有效而简单的工艺，投资少，见效快，易于实施，具有良好的经济效益。本发明既可实现有价金属的高效回收利用，同时达到降低重金属离子对环境的污染，对于资源相对匮乏及日益严重的污染环境的我国有色金属行业具有重要的借鉴意义。

所属领域的普通技术人员应当理解：以上任何实施例的讨论仅为示例性的，并非旨在暗示本公开的范围(包括权利要求)被限于这些例子；在本发明的思路下，以上实施例或者不同实施例中的技术特征之间也可以进行组合，步骤可以以任意顺序实现，并存在如上所述的本发明的不同方面的许多其它变化，为了简明它们没有在细节中提供。因此，凡在本发明的精神和原则之内，所做的任何省略、修改、等同替换、改进等，均应包含在本发明的保护范围之内。

Claims (10)

1.一种从炉衬废砖中回收金属的方法，其特征在于，包括以下步骤：

以炉衬废砖为原料，将其破碎，得到破碎物料，再继续将所述破碎物料球磨，得到细度为-0.075mm占50～80％的第一矿浆，将所述第一矿浆进行筛分，得到粗矿浆和细矿浆；

对所述细矿浆进行重选，得到重选精矿和重选中矿；

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

对所述粗选精矿进行两次精选，得到浮选精矿；

对所述粗选中矿进行两次扫选，得到尾矿；

将所述重选精矿、浮选精矿分别进行过滤，得到最终重选精矿、最终浮选精矿。

2.根据权利要求1所述的从炉衬废砖中回收金属的方法，其特征在于，对所述粗选精矿进行两次精选，得到浮选精矿的步骤包括：

对所述粗选精矿进行一段精选，得到一段精选精矿和一段精选中矿；

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。

3.根据权利要求2所述的从炉衬废砖中回收金属的方法，其特征在于，所述一段精选中矿返回第二矿浆中，与所第二矿浆混合后进行粗选；所述二段精选尾矿返回粗选精矿中，与所述粗选精矿混合后进行一段精选。

4.根据权利要求1所述的从炉衬废砖中回收金属的方法，其特征在于，对所述粗选中矿进行两次扫选，得到尾矿的步骤包括：

对所述粗选中矿进行一段扫选，得到一段扫选精矿和一段扫选中矿；

对所述一段扫选中矿进行二段扫选，得到二段扫选精矿和尾矿。

5.根据权利要求4所述的从炉衬废砖中回收金属的方法，其特征在于，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。

6.根据权利要求1所述的从炉衬废砖中回收金属的方法，其特征在于，在粗选过程中，向所述第二矿浆添加调整剂、捕收剂和起泡剂，其中，所述调整剂为稀硫酸，用于调节第二矿浆的pH＝4～8，所述捕收剂包括丁黄药、丁胺黑药、Z-200#中的至少一种，加入量为300～600g/t，所述起泡剂包括TP油、2^#油、松醇油中的至少一种，加入量为200～300g/t。

7.根据权利要求1所述的从炉衬废砖中回收金属的方法，其特征在于，在一段扫选过程中，向所述粗选中矿添加捕收剂和起泡剂，其中，所述捕收剂包括丁黄药、丁胺黑药、Z-200#中的至少一种，加入量为300～600g/t，所述起泡剂包括TP油、2^#油、松醇油中的至少一种，加入量为200～300g/t；

在二段扫选过程中，向所述一次扫选中矿添加起泡剂，其中，所述捕收剂包括丁黄药、丁胺黑药、Z-200#中的至少一种，加入量为300～600g/t。

8.根据权利要求1所述的从炉衬废砖中回收金属的方法，其特征在于，所述最终重选精矿、最终浮选精矿直接进入金银冶炼炉提取金属。

9.根据权利要求1所述的从炉衬废砖中回收金属的方法，其特征在于，还包括：采用稀硫酸对尾矿进行酸浸提镁，所述稀硫酸质量浓度为25～35％，其与尾矿的液固比为4～6:1g/L，反应温度为80～85℃，搅拌时间为1.5～3h。

10.根据权利要求1所述的从炉衬废砖中回收金属的方法，其特征在于，所述粗矿浆返回破碎物料中，与所述破碎物料混合后进行球磨。