本发明属于选矿领域，具体涉及一种金、铜浮选混合精矿的分离方法。
背景技术：
选矿是利用物理或化学方法将矿物原料中的有用矿物和无用矿物或有害矿物分开，或将多种有用矿物分离开的工艺过程，又称为“矿物加工”，产品中有用成分富集的称精矿，无用成分富集的称尾矿，选矿提供的精矿主要作为冶炼行业提取金属的原料。磁选是根据矿物磁性不同，从矿物中分离有用矿物的方法，高梯度磁选机对于处理细粒的顺磁性矿物，特别是分选弱磁选铁矿石效果明显，随着科学技术的发展，在有色金属硫化矿或氧化矿的回收和分离方面，采用高梯度磁选机存在潜在可能性。对于金、铜混合精矿的分离，目前选矿方面已应用的方法有重选法、混汞提金法、氰化提金法、浮选分离。在金选厂中，重选法主要从矿石中选别粗粒和细粒单体金，除了金粒大小外，金粒几何形状和结构对重选效果有影响一般经磨矿后金粒呈片状的较多，细小片状单体金粒表面疏水好且轻，会漂浮在水表面而损失于轻产品黄铜矿中，使金的回收率偏低；采用混汞提金法，粒度细小而又小于0.03mm以下的微细金粒易于随矿浆流失，而不宜在汞板上的汞形成汞齐使回收率下降，同时在处理汞膏时，汞蒸气挥发而宜中毒之弊；采用氰化提金法分离，铜矿中铜、硫、铁等有害元素使回收率急剧下降，氰化钠用量也急剧升高，且氰化钠有剧毒，对环境造成重大影响；采用浮选法分离时，自然金与黄铜矿可浮相近，捕收剂、抑制剂对他们的选择性相似，其分离是个难题，目前并没有的实例。因此，对于金、铜浮选混合精矿来说，寻求科学的及效果显著的处理方法是解决现存问题的关键。
技术实现要素：
为了克服已有金、铜浮混合精矿分离方法中，存在的铜、金回收率低、生产成本高、药剂毒性大、污染环境的问题，提供一种能有效提高金、铜回收率、降低生产成本、降低环境污染的分离处理方法。
一种金、铜浮选混合精矿的分离方法，（1）金、铜浮选混合精矿疏水性絮团的破解：浮选获得的矿物颗粒是疏水的，在颗粒接触时，因表面的疏水力，会使颗粒絮凝，这种情况发生在不同的矿物颗粒之间，相互之间分离就难以开展，因此在分离时，必须消除这种情况，本案采用硫化钠解吸金、铜矿物表面吸附的疏水性药剂，但硫化钠只能解吸矿物表面65%左右的药剂，同时硫化钠是强碱性物质，用量过多，ph值高影响活性炭吸附和催化性能，使用时要严格控制。通过研究在此基础上，添加乙醇或丁醇可将金粒、铜颗粒表面吸附药剂彻底解吸到溶液中。乙醇或丁醇是异极性分子，它既有亲油特性又有亲水性，因此与疏水有机物之间吸引力，与水分子之间也有吸引力，可使疏水性有机物溶解于水溶液中，与硫化钠协作，将金粒、铜矿物表面吸附的药剂彻底解吸，消除不同矿物颗粒生成的絮团。将浮选所得的金、铜混合精矿和一定量的清水输送至1#搅拌桶，同时添加硫化钠和乙醇混合物搅拌。调浆质量浓度为50%，硫化钠用量为1.5~2.6kg/t，乙醇（纯度95%以上）用量为1.3~2.4kg/t,将金粒和黄铜矿絮团分离开，保持分散状；
（2）消除溶液中的有机物，使水溶液的保持清洁（不含疏水性有机物质）：
溶液中的有机物质会影响水的回收利用，及还会使金、铜颗粒再次絮凝，影响后续处理作业，因此必须彻底消除掉。活性炭是多孔性物质，内部孔洞比较发达、比表面积较大，其表面对有机物质吸附性极强，同时在溶液中可富集氧化剂，具有催化氧化表面吸附的物质特性，因而可使溶液保持清洁（不含疏水性有机物）。将完成上述步骤（1）的矿浆输送至2#搅拌桶，添加活性炭搅拌。活性炭用量为3.2~3.6kg/t，快速吸附和催化氧化溶液中有机浮选药剂，保持溶液清洁；
（3）金、铜浮选混合精矿的初步预分离：
将完成上述步骤（2）的矿浆添加清水，调节好的矿浆后输送至尼尔森选金机富集自然金粒，进行金、铜初步分离，获得金粗精矿和铜精矿ⅰ。尼尔森选金机控制参数为：-200目含量占65%，给矿浓度40%，扩大重力倍数60为倍；
（4）部分金、铜连生体的研磨解离：
将完成上述步骤（3）的金粗精矿输送至立式搅拌磨进行研磨。磨矿介质为陶瓷球和不锈钢球按一定的配比（4:1）混合，磨机衬板为橡胶衬板，防止金粒表面被磁化，立式搅拌磨给矿质量浓度为50%。
（5）将完成上述步骤（4）的矿浆输送至水力旋流器进行分级，获得合格粒度-0.043mm的颗粒占80%（溢流），粗颗粒（沉砂）返回球磨机进行再磨。旋流器给矿质量浓度为50%，给矿压力为0.12mpa，所得溢流质量浓度为25%。
（6）金粗精矿的提纯及部分黄铜矿的回收：
将完成上述步骤（5）浓度为25%的矿浆输送至高梯度强磁场磁选机系统富集黄铜矿，获得铜精矿ⅱ、铜精矿ⅲ和金精矿（自然金粒）。其过程分两段，包括一次粗选和一次扫选，调控参数为：粗选背景场强为1.2t，扫选背景场强为1.4t，脉冲次数300r/min,流速3cm/s,负荷比0.25。
（7）将完成上述步骤（6）的金精矿（自然金粒）浆输送至沉淀池进行沉淀，及将完成上述步骤（3）获得的铜精矿ⅰ和步骤（6）获得的铜精矿ⅱ和铜精矿ⅲ输送至浓密机和过滤机组成的脱水系统进行脱水。最终获得的金精矿（自然金粒）可直接提纯精炼，合格铜精矿作为冶炼提铜原料，铜精矿中所含的少部分金再可回收。
其制备系统为：包括1#搅拌桶，2#搅拌桶，尼尔森选金机，1#泵池，立式搅拌磨，水力漩流器，1#矿泵，2#泵池，2#矿浆泵，1#高梯度强磁场磁选机，2#高梯度强磁场磁选机，沉淀池，浓密机，陶瓷过滤机，所述1#搅拌桶出料口通过管道与2#搅拌桶进料口连接，2#搅拌桶出料口与尼尔森选金机进料口连接，尼尔森选金机精矿出料口出料为金粗精矿，尼尔森选金机尾矿出料口出料为铜精矿i；
尼尔森选金机精矿出料口进入1#泵池，1#泵池通过1#矿泵与水力漩流器上端进料口连接，水力漩流器下端的底流口通过管道与立式搅拌磨进料口连接，立式搅拌磨出料口与1#泵池连接，水力漩流器上端溢流口与2#泵池连接，2#泵池通过2#矿浆泵与1#高梯度强磁场磁选机进料口连接，1#高梯度强磁场磁选机精矿出料口与2#高梯度强磁场磁选机进料口连接，2#高梯度强磁场磁选机精矿出料口与沉淀池连接，沉淀池底端沉淀的物质为金精矿；1#高梯度强磁场磁选机尾矿出料口和2#高梯度强磁场磁选机尾矿出料口以及尼尔森选金机尾矿出料口与浓密机连接，浓密机的出料口经过陶瓷过滤机后滤渣为铜精矿；
所述1#搅拌桶添加硫化钠和乙醇混合物；所述2#搅拌桶添加活性炭；
所述立式搅拌磨中磨矿介质为陶瓷球和不锈钢球混合，磨机衬板为橡胶衬板；
所述1#高梯度强磁场磁选机场强为1.2t；所述2#高梯度强磁场磁选机场强为1.4t。
其具体工艺为：
对现有技术的缺点来说，本发明解决的技术问题有：
1）采用重选法分离时，由于细小片状单体金粒表面疏水好且轻，会漂浮在水表面而损失于轻产品黄铜矿中，使金的回收率偏低；
2）采用混汞提金法分离时，粒度细小而又小于0.03mm以下的微细金粒易于随矿浆流失，而不易在汞板上的汞形成汞齐使回收率下降，同时在处理汞膏时，汞蒸气挥发而易中毒之弊；
3）采用氰化提金法分离时，黄铜矿中铜、硫、铁等有害元素使回收率急剧下降，氰化钠用量也急剧升高，且氰化钠有剧毒，对环境造成重大影响；
4）采用浮选法分离时，金与黄铜矿可浮相近，捕收剂、抑制剂对他们的选择性相似，难以通过浮选金抑制铜或浮选铜抑制金的方案将金与黄铜矿分离。
通过本发明能够对于金、铜混合精矿进行分离，获得指标稳定、可靠金、铜精矿；解决自然金与黄铜矿可浮相近，捕收剂、抑制剂对他们的选择性相似，难以捕收的问题。
附图说明
图1一种金、铜浮选混合精矿的分离方法工艺流程
图2一种金、铜浮选混合精矿的分离方法的设备联系图
其中，1—1#搅拌桶（硫化钠+乙醇）2—2#搅拌桶（活性炭）；3—尼尔森选金机；4—1#泵池；5—立式搅拌磨；6—水力漩流器；7:1#矿泵；8—2#泵池；9—2#矿浆泵；10—1#高梯度强磁场磁选机；11—2#高梯度强磁场磁选机；12沉淀池；13—浓密机；14—陶瓷过滤机。
具体实施方式
如图1所示的一种金、铜浮选混合精矿的分离方法，包括以下步骤：
（1）金、铜浮选混合精矿疏水性絮团的破解：
将浮选所得的金、铜混合精矿和一定量的清水输送至1#搅拌桶，同时添加硫化钠和乙醇混合物搅拌，调浆质量浓度为50%，硫化钠用量为1.5~2.6kg/t，乙醇用量为1.3~2.4kg/t，将金粒和黄铜矿絮团分离开，保持分散状；
（2）消除溶液中的有机物，使水溶液的保持清洁：
将完成上述步骤（1）的矿浆输送至2#搅拌桶，添加活性炭搅拌调浆15分钟；活性炭用量为3.2~3.6kg/t；
（3）金、铜浮选混合精矿的初步预分离：
将完成上述步骤（2）的矿浆添加清水，调节好的矿浆后输送至尼尔森选金机富集自然金粒，进行金、铜初步分离，获得金粗精矿和铜精矿ⅰ；
（4）部分金、铜连生体的研磨解离：
将完成上述步骤（3）的金粗精矿输送至立式搅拌磨进行研磨，磨矿介质为陶瓷球和不锈钢球按4:1配比混合，磨机衬板为橡胶衬板，立式搅拌磨给矿质量浓度为50%；
（5）将完成上述步骤（4）的矿浆输送至水力旋流器进行分级，获得合格粒度-0.043mm的颗粒占80%，粗颗粒返回球磨机进行再磨，旋流器给矿质量浓度为50%，给矿压力为0.12mpa，所得溢流质量浓度为25%；
（6）金粗精矿的提纯及部分黄铜矿的回收：
将完成上述步骤（5）浓度为25%的矿浆输送至新型高梯度强磁场磁选机系统富集黄铜矿，获得铜精矿ⅱ、铜精矿ⅲ和金精矿，其过程分两段，包括一次粗选和一次扫选，调控参数为：粗选背景场强为1.2t，扫选背景场强为1.4t，脉冲次数300r/min,流速3cm/s,负荷比0.25；
（7）将完成上述步骤（6）的金精矿浆输送至沉淀池进行沉淀，及将完成上述步骤（3）获得的铜精矿ⅰ和步骤（6）获得的铜精矿ⅱ和铜精矿ⅲ输送至浓密机和过滤机组成的脱水系统进行脱水，最终获得的金精矿（自然金粒）可直接提纯精炼，合格铜精矿作为冶炼提铜原料，铜精矿中所含的少部分金再可回收。
实施例1：
一种金、铜浮选混合精矿主要有黄铜矿，以及少量斑铜矿、黄铁矿、毒砂、自然金、银金矿、辉银矿等；含有的非金属矿物主要为石英和白云石，其次为方解石、高岭石。其中铜矿物绝大部分为黄铜矿，另有少量斑铜矿，黄铜矿主要以单体形式存在，其次与脉石连生，偶尔可见与金、黄铁矿连生。金以游离单体自然金存在的占总金的80.25%，以金的连生体分散于铜矿物、和黄铁矿中的金分别占总金的13.50%、和4.20%；金在脉石中占总金的2.05%。其多元素分析见表1
采用本发明对该金、铜浮选混合精矿进行实施，具体步骤如下：
（1）金、铜浮选混合精矿疏水性絮团的破解
浮选获得的矿物颗粒是疏水的，在颗粒接触时，因表面的疏水力，会使颗粒絮凝，这种情况发生在不同的矿物颗粒之间，相互之间分离就难以开展，因此在分离时，必须消除这种情况，本案采用硫化钠解吸金、铜矿物表面吸附的疏水性药剂，但硫化钠只能解吸矿物表面65%左右的药剂，同时硫化钠是强碱性物质，用量过多，ph值高影响活性炭吸附和催化性能，使用时要严格控制。通过研究在此基础上，添加乙醇或丁醇可将金粒、铜颗粒表面吸附药剂彻底解吸到溶液中。乙醇或丁醇是异极性分子，它既有亲油特性又有亲水性，因此与疏水有机物之间吸引力，与水分子之间也有吸引力，可使疏水性有机物溶解于水溶液中，与硫化钠协作，将金粒、铜矿物表面吸附的药剂彻底解吸，消除不同矿物颗粒生成的絮团。将浮选所得的金、铜混合精矿和一定量的清水输送至1#搅拌桶，同时添加硫化钠和乙醇混合物搅拌。调浆质量浓度为50%，硫化钠用量为1.5kg/t，乙醇用量为1.3kg/t,将金粒和黄铜矿絮团分离开，保持分散状；
（2）消除溶液中的有机物，使水溶液的保持清洁（不含疏水性有机物质）
溶液中的有机物质会影响水的回收利用，及还会使金、铜颗粒再次絮凝，影响后续处理作业，因此必须彻底消除掉。活性炭是多孔性物质，内部孔洞比较发达、比表面积较大，其表面对有机物质吸附性极强，同时在溶液中可富集氧化剂，具有催化氧化表面吸附的物质特性，因而可使溶液保持清洁（不含疏水性有机物）。将完成上述步骤（1）的矿浆输送至2#搅拌桶，添加活性炭搅拌。活性炭用量为3.2kg/t，快速吸附和催化氧化溶液中有机浮选药剂，保持溶液清洁；
（3）金、铜浮选混合精矿的初步预分离
将完成上述步骤（2）的矿浆添加清水，调节好的矿浆后输送至尼尔森选金机富集自然金粒，进行金、铜初步分离，获得金粗精矿和铜精矿ⅰ。尼尔森选金机控制参数为：-200目含量占65%，给矿浓度40%，扩大重力倍数60为倍；
（4）部分金、铜连生体的研磨解离
将完成上述步骤（3）的金粗精矿输送至立式搅拌磨进行研磨。磨矿介质为陶瓷球和不锈钢球按一定的配比（4:1）混合，磨机衬板为橡胶衬板，防止金粒表面被磁化，立式搅拌磨给矿质量浓度为50%。
（5）将完成上述步骤（4）的矿浆输送至水力旋流器进行分级，获得合格粒度-0.043mm的颗粒占80%（溢流），粗颗粒（沉砂）返回球磨机进行再磨。旋流器给矿质量浓度为50%，给矿压力为0.12mpa，所得溢流质量浓度为25%。
（6）金粗精矿的提纯及部分黄铜矿的回收
将完成上述步骤（5）浓度为25%的矿浆输送至新型高梯度强磁场磁选机系统富集黄铜矿，获得铜精矿ⅱ、铜精矿ⅲ和金精矿（自然金粒）。其过程分两段，包括一次粗选和一次扫选，调控参数为：粗选背景场强为1.2t，扫选背景场强为1.4t，脉冲次数300r/min,流速3cm/s,负荷比0.25。
（7）将完成上述步骤（6）的金精矿（自然金粒）浆输送至沉淀池进行沉淀，及将完成上述步骤（3）获得的铜精矿ⅰ和步骤（6）获得的铜精矿ⅱ和铜精矿ⅲ输送至浓密机和过滤机组成的脱水系统进行脱水。最终获得的金精矿（自然金粒）可直接提纯精炼，合格铜精矿作为冶炼提铜原料，铜精矿中所含的少部分金再可回收。本案最终试验指标为：金精矿金品位为21.77%、金回收率为89.13%；铜精矿铜品位为23.97%、铜回收率为99.98%。
实施例2：
一种金、铜浮选混合精矿主要有黄铜矿，以及少量斑铜矿、黄铁矿、毒砂、自然金、银金矿、辉银矿等；含有的非金属矿物主要为石英和白云石，其次为方解石、高岭石。其中铜矿物绝大部分为黄铜矿，另有少量斑铜矿，黄铜矿主要以单体形式存在，其次与脉石连生，偶尔可见与金、黄铁矿连生。金以游离单体自然金存在的占总金的80.25%，以金的连生体分散于铜矿物、和黄铁矿中的金分别占总金的13.50%、和4.20%；金在脉石中占总金的2.05%。其多元素分析见表1
采用本发明对该金、铜浮选混合精矿进行实施，具体步骤如下：
（1）金、铜浮选混合精矿疏水性絮团的破解
浮选获得的矿物颗粒是疏水的，在颗粒接触时，因表面的疏水力，会使颗粒絮凝，这种情况发生在不同的矿物颗粒之间，相互之间分离就难以开展，因此在分离时，必须消除这种情况，本案采用硫化钠解吸金、铜矿物表面吸附的疏水性药剂，但硫化钠只能解吸矿物表面65%左右的药剂，同时硫化钠是强碱性物质，用量过多，ph值高影响活性炭吸附和催化性能，使用时要严格控制。通过研究在此基础上，添加乙醇或丁醇可将金粒、铜颗粒表面吸附药剂彻底解吸到溶液中。乙醇或丁醇是异极性分子，它既有亲油特性又有亲水性，因此与疏水有机物之间吸引力，与水分子之间也有吸引力，可使疏水性有机物溶解于水溶液中，与硫化钠协作，将金粒、铜矿物表面吸附的药剂彻底解吸，消除不同矿物颗粒生成的絮团。将浮选所得的金、铜混合精矿和一定量的清水输送至1#搅拌桶，同时添加硫化钠和乙醇混合物搅拌。调浆质量浓度为50%，硫化钠用量为2.6kg/t，乙醇用量为2.4kg/t,将金粒和黄铜矿絮团分离开，保持分散状；
（2）消除溶液中的有机物，使水溶液的保持清洁（不含疏水性有机物质）
溶液中的有机物质会影响水的回收利用，及还会使金、铜颗粒再次絮凝，影响后续处理作业，因此必须彻底消除掉。活性炭是多孔性物质，内部孔洞比较发达、比表面积较大，其表面对有机物质吸附性极强，同时在溶液中可富集氧化剂，具有催化氧化表面吸附的物质特性，因而可使溶液保持清洁（不含疏水性有机物）。将完成上述步骤（1）的矿浆输送至2#搅拌桶，添加活性炭搅拌。活性炭用量为3.6kg/t，快速吸附和催化氧化溶液中有机浮选药剂，保持溶液清洁；
（3）金、铜浮选混合精矿的初步预分离
将完成上述步骤（2）的矿浆添加清水，调节好的矿浆后输送至尼尔森选金机富集自然金粒，进行金、铜初步分离，获得金粗精矿和铜精矿ⅰ。尼尔森选金机控制参数为：-200目含量占65%，给矿浓度40%，扩大重力倍数60为倍；
（4）部分金、铜连生体的研磨解离
将完成上述步骤（3）的金粗精矿输送至立式搅拌磨进行研磨。磨矿介质为陶瓷球和不锈钢球按一定的配比（4:1）混合，磨机衬板为橡胶衬板，防止金粒表面被磁化，立式搅拌磨给矿质量浓度为50%。
（5）将完成上述步骤（4）的矿浆输送至水力旋流器进行分级，获得合格粒度-0.043mm的颗粒占80%（溢流），粗颗粒（沉砂）返回球磨机进行再磨。旋流器给矿质量浓度为50%，给矿压力为0.12mpa，所得溢流质量浓度为25%。
（6）金粗精矿的提纯及部分黄铜矿的回收
将完成上述步骤（5）浓度为25%的矿浆输送至新型高梯度强磁场磁选机系统富集黄铜矿，获得铜精矿ⅱ、铜精矿ⅲ和金精矿（自然金粒）。其过程分两段，包括一次粗选和一次扫选，调控参数为：粗选背景场强为1.2t，扫选背景场强为1.4t，脉冲次数300r/min,流速3cm/s,负荷比0.25。
（7）将完成上述步骤（6）的金精矿（自然金粒）浆输送至沉淀池进行沉淀，及将完成上述步骤（3）获得的铜精矿ⅰ和步骤（6）获得的铜精矿ⅱ和铜精矿ⅲ输送至浓密机和过滤机组成的脱水系统进行脱水。最终获得的金精矿（自然金粒）可直接提纯精炼，合格铜精矿作为冶炼提铜原料，铜精矿中所含的少部分金再可回收。本案最终试验指标为：金精矿金品位为21.03%、金回收率为91.42%；铜精矿铜品位为24.71%、铜回收率为99.98%。
实施例3：
一种金、铜浮选混合精矿主要有黄铜矿，以及少量斑铜矿、黄铁矿、毒砂、自然金、银金矿、辉银矿等；含有的非金属矿物主要为石英和白云石，其次为方解石、高岭石。其中铜矿物绝大部分为黄铜矿，另有少量斑铜矿，黄铜矿主要以单体形式存在，其次与脉石连生，偶尔可见与金、黄铁矿连生。金以游离单体自然金存在的占总金的80.25%，以金的连生体分散于铜矿物、和黄铁矿中的金分别占总金的13.50%、和4.20%；金在脉石中占总金的2.05%。其多元素分析见表1
采用本发明对该金、铜浮选混合精矿进行实施，具体步骤如下：
（1）金、铜浮选混合精矿疏水性絮团的破解
浮选获得的矿物颗粒是疏水的，在颗粒接触时，因表面的疏水力，会使颗粒絮凝，这种情况发生在不同的矿物颗粒之间，相互之间分离就难以开展，因此在分离时，必须消除这种情况，本案采用硫化钠解吸金、铜矿物表面吸附的疏水性药剂，但硫化钠只能解吸矿物表面65%左右的药剂，同时硫化钠是强碱性物质，用量过多，ph值高影响活性炭吸附和催化性能，使用时要严格控制。通过研究在此基础上，添加乙醇或丁醇可将金粒、铜颗粒表面吸附药剂彻底解吸到溶液中。乙醇或丁醇是异极性分子，它既有亲油特性又有亲水性，因此与疏水有机物之间吸引力，与水分子之间也有吸引力，可使疏水性有机物溶解于水溶液中，与硫化钠协作，将金粒、铜矿物表面吸附的药剂彻底解吸，消除不同矿物颗粒生成的絮团。将浮选所得的金、铜混合精矿和一定量的清水输送至1#搅拌桶，同时添加硫化钠和乙醇混合物搅拌。调浆质量浓度为50%，硫化钠用量为2.0kg/t，乙醇用量为2.0kg/t,将金粒和黄铜矿絮团分离开，保持分散状；
（2）消除溶液中的有机物，使水溶液的保持清洁（不含疏水性有机物质）
溶液中的有机物质会影响水的回收利用，及还会使金、铜颗粒再次絮凝，影响后续处理作业，因此必须彻底消除掉。活性炭是多孔性物质，内部孔洞比较发达、比表面积较大，其表面对有机物质吸附性极强，同时在溶液中可富集氧化剂，具有催化氧化表面吸附的物质特性，因而可使溶液保持清洁（不含疏水性有机物）。将完成上述步骤（1）的矿浆输送至2#搅拌桶，添加活性炭搅拌。活性炭用量为3.5kg/t，快速吸附和催化氧化溶液中有机浮选药剂，保持溶液清洁；
（3）金、铜浮选混合精矿的初步预分离
将完成上述步骤（2）的矿浆添加清水，调节好的矿浆后输送至尼尔森选金机富集自然金粒，进行金、铜初步分离，获得金粗精矿和铜精矿ⅰ。尼尔森选金机控制参数为：-200目含量占65%，给矿浓度40%，扩大重力倍数60为倍；
（4）部分金、铜连生体的研磨解离
将完成上述步骤（3）的金粗精矿输送至立式搅拌磨进行研磨。磨矿介质为陶瓷球和不锈钢球按一定的配比（4:1）混合，磨机衬板为橡胶衬板，防止金粒表面被磁化，立式搅拌磨给矿质量浓度为50%。
（5）将完成上述步骤（4）的矿浆输送至水力旋流器进行分级，获得合格粒度-0.043mm的颗粒占80%（溢流），粗颗粒（沉砂）返回球磨机进行再磨。旋流器给矿质量浓度为50%，给矿压力为0.12mpa，所得溢流质量浓度为25%。
（6）金粗精矿的提纯及部分黄铜矿的回收
将完成上述步骤（5）浓度为25%的矿浆输送至新型高梯度强磁场磁选机系统富集黄铜矿，获得铜精矿ⅱ、铜精矿ⅲ和金精矿（自然金粒）。其过程分两段，包括一次粗选和一次扫选，调控参数为：粗选背景场强为1.2t，扫选背景场强为1.4t，脉冲次数300r/min,流速3cm/s,负荷比0.25。
（7）将完成上述步骤（6）的金精矿（自然金粒）浆输送至沉淀池进行沉淀，及将完成上述步骤（3）获得的铜精矿ⅰ和步骤（6）获得的铜精矿ⅱ和铜精矿ⅲ输送至浓密机和过滤机组成的脱水系统进行脱水。最终获得的金精矿（自然金粒）可直接提纯精炼，合格铜精矿作为冶炼提铜原料，铜精矿中所含的少部分金再可回收。本案最终试验指标为：金精矿金品位为20.45%、金回收率为90.26%；铜精矿铜品位为24.36%、铜回收率为99.99%。
通过上述案例充分说明：采用该发明，获得的金、铜指标稳定、可靠，对不同浮选金、铜浮选混合精矿具有较好的适应性。