1 前语
受云南黄金矿业有限责任公司托付，某黄金研讨院对云南镇沅分公司含金矿石进行选矿实验研讨。意图是经过对该金矿石的工艺矿藏学研讨和选矿流程实验，断定原矿选矿技能条件和工艺参数，为选矿工艺流程的挑选和规划供给科学牢靠的根据。
本研讨报告的内容首要是原矿工艺矿藏学研讨、原矿浮选流程实验研讨。
对镇沅含金矿石的工艺矿藏学研讨标明：该矿石工艺类型为贫硫化物碳质微细粒浸染型难处理金矿石。矿石中有价元素为金，档次为5.38g/t。该矿石中金矿藏粒度微细，镜下可见最大金粒为8.5微米，93.84%的金矿藏小于5微米，其间大都呈次显微金。该矿石中金矿藏与金属硫化物联系十分亲近，硫化物中金占86.26%，脉石中金占7.58%，游离金仅占6.16%，硫化物粒度也较细，有73.1%的硫化物粒度小于0.037mm，晦气于金的露出与解离，在原矿磨至-0.074mm占95%时，仍有10.5%的硫化物与脉石连生，5.1%的硫化物被脉石包裹。矿石中有机碳含量为0.70%，有机碳有很强的劫金才能，惯例化，磨矿粒度为-0.074mm占90%时，金浸出率仅为0.74%。
浮选实验研讨成果标明：原矿选用阶段磨浮流程，一段磨矿粒度为-0.074mm占60%，二段磨矿粒度为-0.074mm占90%，金浮选回收率为90.52%，精矿金档次为47.87g/t，浮选尾矿档次为0.57g/t，浮选闭路实验成果见表1。
表1 浮选闭路实验成果
产品
称号
产率
（%）
档次（%）
回收率（%）
Au(g/t)
As
S
Au
As
S
金精矿
10.21
47.87
0.75
18.74
90.52
89.50
90.26
尾 矿
89.79
0.57
0.01
0.23
9.48
10.50
9.74
原 矿
100.00
5.40
0.086
2.12
100.00
100.00
100.00
2 试样的采纳与制备
2.1 试样的采纳
本次实验样品的采纳及代表性由托付方担任。矿样于2005年3月7日抵达我院。
托付方供给的各点矿样状况如表2。
表2 托付方供给的各矿点档次及分量
矿点
取样档次（g/t）
分析档次（g/t）
矿样分量(kg)
101E-1
13.05
3.04
500
102W-1
4.43
2.99
512
102NM-1
0.00
0.70
1200
103E-1
17.10
11.07
290
104E-1
4.50
5.09
1023
104E-2
8.80
11.08
330
1753上盘
-
0.90
243
1713-18线
-
2.34
500
老王寨
-
3.68
700
2.2 试样的制备
将矿样分点按图1流程破碎后，将各点矿样充沛混匀、缩分，取样进行化学分析，按托付方要求，原矿档次要求在5.0—5.5g/t范围内，各点矿样分析档次及配矿成果见表3。
表3 各点矿样分析档次及配矿成果
矿点
配矿份额（%）
分析档次（g/t）
配矿分量(kg)
102W-1
20
2.99
500
103E-1
10
11.07
250
104E-1
40
5.09
1000
104E-2
10
11.08
250
1753上盘
10
0.90
250
老王寨
10
3.68
250
算计
100
—
2500
核算档次（g/t）
5.31
化验档次(g/t)
5.38
图1 试样制备流程
3 矿石工艺矿藏学研讨
3.1 原矿多元素分析
表4 多元素分析成果
元素
Au(g/t)
Ag(g/t)
Cu
Pb
Zn
Fe
S
含量（%）
5.38
2.55
0.02
0.01
0.01
3.85
2.03
元素
C
As
Sb
CaO
MgO
Al2O3
SiO2
含量（%）
4.14
0.08
0.19
6.52
3.96
9.85
68.05
3.2 原矿碳物相分析
表5 原矿碳物相分析成果
相别
C/碳酸盐
C/有机碳
C/石墨碳
全碳
含量（%）
2.88
0.70
0.56
4.14
相对含量（%）
69.56
16.91
13.53
100.00
3.3 原矿硫物相分析
表6 原矿硫物相分析成果
硫物相
S/硫酸盐
S/硫化物
S/元素硫
全硫
含量（%）
0.19
1.78
0.06
2.03
相对含量（%）
9.36
87.68
2.96
100.00
3.4 原矿筛分分析
表7 原矿（-0.074mm占94.11%）筛分分析成果
产品粒级
（mm）
产率（%）
金档次（g/t）
金散布率（%）
+0.15
2.92
6.83
3.83
-0.15+0.074
2.97
3.67
2.09
-0.074+0.045
17.79
2.66
9.09
-0.045
76.32
5.80
84.99
算计
100.00
5.21
100.00
从原矿筛分分析成果看，大大都金矿藏散布在-0.045mm粒级以下，占金总含量的84.99%,阐明金载体矿藏及金矿藏颗粒比较细微。
3.5矿石矿藏组成及含量
镜下所见金属矿藏较少，占3.84%，首要为黄铁矿、白铁矿，少数的辉锑矿、毒砂、褐铁矿，偶见有黄铜矿、闪锌矿、方铅矿、赤铁矿、磁铁矿等。非金属矿藏有石英、绢云母、方解石、白云石等，少数的长石、泥质、石墨碳质、粘土矿藏、绿泥石等，其相对含量检测成果见表8。
表8 矿石矿藏相对含量丈量成果
金属矿藏
相对含量
（%）
非金属矿藏
相对含量
（%）
黄铁矿、白铁矿
3.35
石英、绢云母、长石等
72.26
辉锑矿
0.19
泥质、石墨碳质、粘土矿藏
3.80
毒 砂
0.09
方解石、白云石
20.1
黄铜矿、方铅矿、闪锌矿
0.09
褐铁矿
0.12
合 计
3.84
合 计
96.16
总 计
100.00
3.6 首要金属矿藏嵌布粒度
该矿石中的金属矿藏首要为黄铁矿（含白铁矿），少数的辉锑矿、褐铁矿，很少的毒砂，金属硫化物与金联系亲近，因而对硫化物粒度进行检测，金属硫化物粒度丈量成果见表9。
表9 硫化物粒度检测成果
粒径区间（mm）
>0.074
0.074—0.053
0.053—0.037
0.037—0.01
<0.01
算计
相对含量（%）
12.3
4.2
10.4
49.3
23.8
100.0
经过表9能够看到金属硫化物粒度细微，粒度小于0.037mm占73.1%，镜下所见到辉锑矿粒度相对较粗，多在0.037—0.074mm区间，而毒砂粒度细微，一般多在0.01mm左右，晦气于硫化物在磨矿过程中的单体解离。
3.7 首要矿藏的嵌布特征
黄铁矿（含白铁矿）：是该矿石中最首要的金属硫化物，占矿石含量的3.35%，首要呈它形粒状与胶状集合体，黄铁矿周边集合微粒毒砂，呈草莓状，黄铁矿粒度较细，多在0.01—0.053mm区间，呈浸染状，星散散布在脉石粒间，结晶程度低，多为胶状黄铁矿（因而光片磨光度欠好），还有的黄铁矿具有再生增大特征，与其它金属矿藏连晶不亲近，该矿石中的黄铁矿在镜下检测过程中没有发现金矿藏，对原矿选用挑选性溶金实验标明，硫化物含金占86.26%，阐明金矿藏与硫化物联系十分亲近，硫化物中金是镜下难以分辩的微粒金和次显微金。
辉锑矿：在该矿石中含量少，仅占矿石含量的0.19%，首要呈它形粒状、长条状、放射状集合体，嵌布在脉石粒间，与其它矿藏联系不亲近，粒度相对较粗，多在0.037—0.074mm区间，镜下没有发现金与辉锑矿有联系。
毒砂：在矿石中含量很少，仅占矿石含量的0.09%，所见毒砂多呈自形—半自形粒状、毒砂粒度微细，大大都在0.01mm左右，星散嵌布在脉石粒间或微裂隙中，少数在黄铁矿周边构成连晶呈草莓状。
褐铁矿：在矿石中含量很少，占矿石含量的0.12%，是在上盘样品中见到，有的光片中呈氧化铁染色，可见部分黄铁矿已被子褐铁矿告知，呈告知残留结构。褐铁矿粒度多在0.037mm左右。
石墨：在该矿石中含量很少，仅占矿石含量的0.56%，绝大大都是在上盘样品中见到，首要散布在结构发育部位，有的光片呈乌煤色，石墨为片状、长条状，嵌布在矿藏粒间，其粒度多在0.01—0.037mm区间。
3.8 矿石的结构结构
3.8.1 矿石结构
自形—半自形—它形粒状结构：毒砂呈自形—半自形，其它金属矿藏基本上为它形粒状结构。
胶状结构：有部分黄铁矿呈细的浑圆的胶状结构，有的集合成集合体。
告知结构：首要在上盘光片中见有褐铁矿告知黄铁矿。
包括结构：微细粒硫化物、金矿藏在脉石中呈包括结构。
3.8.2 矿石结构
浸染状结构：首要金属矿藏在矿石中呈此结构。
脉状结构：有的石英或方解石呈脉状产出。
角砾状结构：矿石呈碎裂或角砾而被硅质或碳质胶结。
3.9 金矿藏工艺特征
3.9.1 金矿藏品种
经过镜下对光片及团矿片的检测，该矿石中的金矿藏首要为天然金，少数为银金矿。
3.9.2 金矿藏形状
金矿藏因为其粒度细微，形状简略，多呈角粒状、浑圆状、麦粒状等。其成果见表10。
表10 金矿藏形状特征丈量成果
形状特征
角粒状
浑圆状
麦粒状
长角粒状
算计
相对含量（%）
39.8
32.1
19.5
8.6
100.0
3.9.3 金矿藏粒度特征
该矿石中金的粒度微细，在光片及团矿片中镜下所见最大金粒为8.5微米，其它多在2—5微米，在很多的镜检过程中没有发现硫化物中金，而挑选性溶金分析硫化物含金占金总量的86.26%，因而这部分金为惯例镜下难以分辩的金，为微粒金和次显微金。具体成果见表11。
表11 金矿藏粒度丈量分析成果
粒径区间
（mm）
>0.01
0.01—0.005
<0.005
算计
相对含量
（%）
微
6.16
93.84
（其间绝大大都为次显微金）
100.0
从表11中能够看到金绝大大都都小于5微米，特别是硫化物中大都为次显微金，用机械磨矿很难使金矿藏单体解离。
3.9.4 金矿藏赋存状况
该矿石中在镜下所见金多赋存在脉石粒间，少数在脉石中，所见最大金粒为8.5微米，金矿藏粒度多在2—5微米，所见金粒数量少，因而难以供给金赋存状况数据。对-0.074mm占90%粒度原矿选用挑选性溶金办法，来检测该矿石中金的赋存状况，其成果见表12。
表12 金的赋存状况
赋存状况
单体露出金
硫化物中金
碳酸盐中金
硅酸盐中金
算计
相对含量
（%）
6.16
86.26
1.36
6.22
100.0
3.10 矿石工艺类型
该矿石硫化物含量为3.72%，含锑0.19%，含有机碳0.70%、石墨碳0.56%。金矿藏粒度多为微细粒与不行见金，矿石工艺类型属贫硫化物碳质微细粒浸染型难处理金矿石。
3.11 矿石可磨度测定
将-2mm原矿筛去-0.15mm粒级后，每份500克，用标准球磨机进行磨矿，时刻别离为5′、10′、15′、20′，磨矿后筛分成果见表13。
表13 可磨度测定成果
可磨度测定曲线见图2。
可磨度系数K=T0/T=354/330=1.07
式中：T0——标准矿石磨至-0.074mm占65%所需时刻（秒）；
T——镇沅金矿石磨至-0.074mm占65%所需时刻（秒）。
K=1.07，镇沅金矿石磨至-0.074mm占65%时，比标准矿石易磨。
可磨度系数K′=T0′/T′=810/762=1.06
式中：T0′——标准矿石磨至-0.074mm占90%所需时刻（秒）；
T′——镇沅金矿石磨至-0.074mm占90%所需时刻（秒）。
K′=1.06，镇沅金矿石磨至-0.074mm占90%时，比标准矿石易磨。
图2 可磨度曲线
3.12 矿石工艺矿藏学研讨小结
（1）该矿石中金属硫化物含量为3.72%，金的粒度为微细粒及次显微金，含有0.70%的有机碳，矿石的工艺类型为贫硫化物碳质微细粒浸染型难处理金矿石。
（2）该矿石中金粒微细，镜下可见最大金粒为8.5微米，占93.84%的金小于5微米，其间大都呈次显微金。
（3）该矿石中金与金属硫化物联系十分亲近，硫化物中金占86.26%，脉石中金占7.58%，游离金仅占6.16%，硫化物粒度也比较细微，小于0.037mm的硫化物占73.1%，晦气于硫化物在磨矿过程中的单体解离。
（4）矿石中有机碳含量为0.70%，含量较高，具有极强的劫金才能，对湿法就地产金工艺会发生晦气影响。
4 浮选实验
4.1 流程探究实验
4.1.1 一段磨浮流程实验
4.1.1.1 –0.074mm占85%粒度的一段磨浮流程实验
实验流程及条件如图3，实验成果见表14。
图3 一段磨浮实验流程（1）
表14 一段磨浮实验（1）成果
-0.074mm含量（%）
产品称号
产率（%）
金档次（g/t）
金回收率（%）
85
金精矿
17.25
18.77
63.87
中 矿
17.05
4.19
14.10
尾 矿
65.70
1.7
22.03
原 矿
100.00
5.07
100.00
4.1.1.2 –0.074mm占90%粒度的一段磨浮流程实验
实验流程及条件如图4，实验成果见表15。
图4 一段磨浮实验流程（2）
表15 一段磨浮实验（2）成果
-0.074mm含量（%）
产品称号
产率（%）
金档次（g/t）
金回收率（%）
90
金精矿
10.77
32.57
69.58
中 矿1
23.95
4.06
19.29
中 矿2
9.08
1.23
2.21
尾 矿
56.20
0.80
8.92
原 矿
100.00
5.04
100.00
4.1.2 泥砂分选流程实验
实验流程及条件如图5，实验成果见表16。
图5 泥砂分选流程
表16 泥砂分选实验成果
-0.074mm含量（%）
产品称号
产率（%）
金档次（g/t）
金回收率（%）
一段65%
二段95%
精矿1
8.42
43.92
71.58
精矿2
0.88
52.13
8.88
中矿
10.48
3.16
6.42
泥
23.74
1.5
6.89
尾矿
56.48
0.57
6.23
原矿
100.00
5.17
100.00
4.1.3 阶段磨浮流程Ⅰ实验
实验流程及条件如图6，实验成果见表17。
图6 阶段磨浮流程Ⅰ
表17 阶段磨浮Ⅰ实验成果
-0.074mm含量（%）
产品称号
产率（%）
金档次（g/t）
金回收率（%）
一段65%
二段90%
精矿
17.70
20.51
73.11
中矿1
18.81
2.73
10.34
中矿2
10.78
4.69
10.18
尾矿
52.71
0.60
6.37
原矿
100.00
4.97
100.00
4.1.4 阶段磨浮流程Ⅱ实验
实验流程及条件如图7，实验成果见表18。
图7 阶段磨浮流程Ⅱ
表18 阶段磨浮Ⅱ实验成果
-0.074mm含量（%）
产品称号
产率（%）
金档次（g/t）
金回收率（%）
一段65%
二段95%
精矿1
7.74
46.43
67.00
精矿2
7.0
13.0
16.97
精尾
13.74
2.0
5.12
中矿
16.96
2.06
6.51
尾矿
54.86
0.43
4.40
原矿
100.00
5.36
100.00
由以上探究流程实验成果得知，阶段磨浮流程的回收率优于一段磨浮流程。一起探究了泥砂分选流程，因为矿泥含金档次为1.5g/t 且仍占有6.89%的回收率，不能直接抛尾，所以终究断定选用阶段磨矿浮选流程。
4.2 磨矿粒度实验
4.2.1 一段磨矿粒度实验
实验流程及条件如图8，实验成果见表19。
图8 一段磨矿粒度实验流程
表19 一段磨矿粒度实验成果
-0.074mm含量（%）
产品称号
产率（%）
金档次（g/t）
金回收率（%）
60
精矿
17.07
23.29
75.81
尾 矿
82.93
1.53
24.19
原 矿
100.00
5.24
100.00
65
精矿
16.19
23.17
72.47
尾 矿
83.81
1.70
27.53
原 矿
100.00
5.18
100.00
70
精矿
17.05
23.89
76.24
尾 矿
82.95
1.53
23.76
原 矿
100.00
5.34
100.00
一段磨矿粒度为-0.074mm占60%时，目标比较抱负。
4.2.2 二段磨矿粒度实验
实验流程及条件如图9，实验成果见表20。
图9 二段磨矿粒度实验流程
表20 二段磨矿粒度实验成果
-0.074mm含量（%）
产品称号
产率（%）
金档次（g/t）
金回收率（%）
85
精矿1
22.55
18.56
80.49
精矿2
7.96
8.64
13.22
尾 矿
69.49
0.47
6.29
原 矿
100.00
5.20
100.00
90
精矿1
22.89
18.49
79.11
精矿2
8.81
9.82
16.17
尾 矿
68.30
0.37
4.72
原 矿
100.00
5.35
100.00
95
精矿1
22.34
18.74
79.44
精矿2
9.86
8.72
16.31
尾 矿
67.80
0.33
4.25
原 矿
100.00
5.21
100.00
二段磨矿粒度为-0.074mm占90%时，目标比较抱负。
4.3 调整剂品种实验
实验流程及条件如图10，实验成果见表21。
图10 调整剂品种实验流程
表21 调整剂品种实验成果
调整剂
品种
调整剂
用量（g/t）
产品称号
产率（%）
金档次（g/t）
金回收率（%）
Na2CO3
800
精矿
1.95
101.0
36.29
精尾
6.07
17.69
19.79
中矿
20.82
9.16
35.14
尾 矿
71.16
0.67
8.78
原 矿
100.00
5.43
100.00
Na2SiO3
800
精矿
2.25
85.80
35.82
精尾
3.48
14.41
9.30
中矿
19.54
7.38
26.76
尾 矿
74.73
2.03
28.12
原 矿
100.00
5.39
100.00
CaO
500
精矿
3.51
51.6
34.04
精尾
7.26
16.46
22.46
中矿
19.17
9.51
34.27
尾 矿
70.06
0.70
9.23
原 矿
100.00
5.32
100.00
CuSO4
200
精矿
3.18
72.32
42.43
精尾
4.54
15.06
12.61
中矿
23.49
8.03
34.80
尾 矿
68.79
0.80
10.16
原 矿
100.00
5.42
100.00
由实验成果可知，选用Na2CO3作为介质PH调整剂其目标较好。别的，选用CuSO4作为活化剂，浮选回收率未改进。
4.4 调整剂用量实验
实验流程及条件如图11，实验成果见表22。
图11 调整剂用量实验流程
表22 调整剂用量实验成果
Na2CO3
用量（g/t）
产品称号
产率（%）
金档次（g/t）
金回收率（%）
400
精矿
8.46
36.10
55.58
中矿
19.64
9.50
40.27
尾 矿
71.90
0.80
10.47
原 矿
100.00
5.49
100.00
600
精矿
10.62
33.80
65.54
中矿
17.64
8.26
26.60
尾 矿
71.74
0.60
7.86
原 矿
100.00
5.48
100.00
800
精矿
8.02
37.95
56.06
中矿
20.82
9.16
35.15
尾 矿
71.16
0.67
8.79
原 矿
100.00
5.43
100.00
1000
精矿
9.59
32.07
59.46
中矿
17.94
8.86
30.73
尾 矿
72.47
0.70
9.81
原 矿
100.00
5.17
100.00
由以上成果断定Na2CO3用量为600 g/t。
4.5 捕收剂品种实验
实验流程及条件如图12，实验成果见表23。
图12 捕收剂品种实验流程
表23 捕收剂品种实验成果
捕收剂品种及
用量（g/t）
产品称号
产率（%）
金档次（g/t）
金回收率（%）
丁铵黑药
100
精 矿
15.90
7.75
23.18
中 矿
25.02
14.43
67.92
尾 矿
59.08
0.80
8.90
原 矿
100.00
5.32
100.00
丁铵黑药50
丁黄药
100
精 矿
10.62
33.80
65.54
中 矿
17.64
8.26
26.60
尾 矿
71.74
0.60
7.86
原 矿
100.00
5.39
100.00
BK301
100
精 矿
11.13
6.65
13.79
中 矿
25.66
15.91
76.08
尾 矿
63.21
0.86
10.13
原 矿
100.00
5.37
100.00
烷-1
60
丁铵黑药
50
丁黄药
100
P-1
60
精 矿
9.25
38.94
68.60
中 矿
20.72
6.03
23.80
尾 矿
70.03
0.57
7.60
原 矿
100.00
5.25
100.00
选用新式药剂烷-1及P-1实验成果与选用丁铵黑药与丁黄药组合没有太大差异，因而仍选用丁铵黑药与丁黄药组合作为捕收剂。
4.6 捕收剂用量实验
实验流程及条件如图13，实验成果见表24。
图13 捕收剂用量实验流程
表24 捕收剂用量实验成果
粗选捕收剂
用量（g/t）
产品称号
产率（%）
金档次（g/t）
金回收率（%）
丁铵黑药40
丁黄药80
精矿
5.95
38.50
43.45
中矿
21.13
12.40
48.25
尾 矿
72.92
0.60
8.30
原 矿
100.00
5.27
100.00
丁铵黑药50
丁黄药100
精矿
10.62
33.80
65.54
中矿
17.64
8.26
26.60
尾 矿
71.74
0.60
7.86
原 矿
100.00
5.39
100.00
丁铵黑药70
丁黄药140
精矿
12.72
30.62
71.01
中矿
19.07
6.55
22.77
尾 矿
68.21
0.50
6.22
原 矿
100.00
5.49
100.00
丁铵黑药80
丁黄药160
精矿
14.92
26.36
73.03
中矿
19.90
5.76
21.28
尾 矿
65.18
0.47
5.69
原 矿
100.00
5.39
100.00
丁铵黑药总量为180g/t，丁黄药总量为360g/t时浮选目标较好。粗选作业用量为丁铵黑药70g/t及丁黄药140g/t，各次扫选作业折半。
4.7 浮选时刻实验
实验流程及条件如图14，实验成果见表25。
图14 浮选时刻实验流程
表25 浮选时刻实验成果
时刻（分）
产品称号
产率（%）
金档次（g/t）
金回收率（%）
单个
累计
单个
正累计
负累计
单个
正累计
负累计
单个
正累计
4
4
精矿1
6.15
6.15
100.00
36.30
36.30
5.25
42.50
42.50
2
6
精矿2
1.74
7.89
93.85
26.50
34.14
3.22
8.78
51.28
2
8
精矿3
1.17
9.06
92.11
23.20
32.73
2.78
5.17
56.45
2
10
精矿4
0.97
10.03
90.94
20.40
31.53
2.52
3.77
60.22
2
12
精矿5
0.92
10.95
89.97
21.40
30.68
2.32
3.75
63.97
2
14
中矿1
3.59
14.54
89.05
16.10
27.08
2.13
11.00
74.97
2
16
中矿2
2.0
16.54
85.46
10.30
25.05
1.54
3.92
78.89
2
18
中矿3
1.49
18.03
83.46
8.10
23.65
1.33
2.30
81.19
2
20
中矿4
2.75
20.78
81.97
5.92
21.31
1.21
3.10
84.29
2
22
中矿5
2.05
22.83
79.22
4.92
19.83
1.04
1.92
86.21
2
24
中矿6
1.54
24.37
77.17
4.49
18.86
0.94
1.32
87.53
2
26
中矿7
1.66
26.03
75.63
4.20
17.93
0.87
1.33
88.86
2
28
中矿8
1.66
27.69
73.97
3.24
17.05
0.79
1.02
89.88
2
30
中矿9
1.38
29.07
72.31
2.87
16.38
0.73
0.75
90.63
2
32
中矿10
1.23
30.30
70.93
2.79
15.82
0.69
0.65
91.28
2
34
中矿11
1.13
31.43
69.70
2.54
15.35
0.66
0.55
91.83
2
36
中矿12
1.03
32.46
68.57
2.34
14.93
0.65
0.46
92.29
尾矿
67.54
100.0
67.54
0.60
5.25
0.60
7.71
100.0
原矿
100.0
5.25
100.0
从浮选时刻实验成果可知，该矿石浮游速度缓慢，前12分钟浮选回收率仅为63.97%，从负累计档次可看出，浮选尾矿下降速度较缓慢，浮选30分钟后回收率上升也很缓慢，故断定浮选时刻为30分钟即可。
4.8 归纳条件实验
归纳条件实验选用条件实验所断定的最佳参数，进行了一段磨浮与阶段磨浮流程的实验。
4.8.1 阶段磨浮流程归纳条件实验
实验流程及条件如图15，实验成果见表26。
图15 阶段磨浮归纳条件实验流程
表26 阶段磨浮归纳条件实验成果
产品称号
产率（%）
金档次（g/t）
金回收率（%）
单个
累计
单个
累计
单个
累计
精矿1
0.78
—
114.57
—
17.05
—
1精尾4
0.65
1.43
81.03
99.32
10.05
27.10
1精尾3
0.92
2.35
57.03
82.77
10.01
37.11
1精尾2
1.56
3.91
32.43
62.68
9.65
46.76
1精尾1
4.07
7.98
9.90
35.76
7.69
54.45
精矿2
0.45
—
116.70
—
10.02
64.47
2精尾4
0.30
0.75
66.49
96.62
3.81
68.28
2精尾3
0.47
1.22
30.10
70.99
2.70
70.98
2精尾3
1.50
2.72
7.04
35.72
2.02
73.00
2精尾1
4.38
7.10
2.25
15.07
1.88
74.88
中矿1
7.08
—
12.10
—
16.35
91.23
中矿2
4.89
—
2.35
—
2.19
93.42
中矿3
4.80
—
1.50
—
1.37
94.79
尾矿
68.15
—
0.40
—
5.21
100.00
原矿
100.00
5.24
100.00
从实验成果可知，一段浮选二次精选、二段浮选二次精选即可。
4.8.2 一段磨浮流程归纳条件实验
实验流程及条件如图16，实验成果见表27。
图16 一段磨浮归纳条件实验流程
表27 一段磨浮归纳条件实验成果
产品称号
产率（%）
金档次（g/t）
金回收率（%）
精矿
2.97
96.08
54.35
精尾Ⅰ
7.28
3.33
4.62
精尾Ⅱ
1.95
4.17
1.55
精尾Ⅲ
1.21
11.84
2.73
精尾Ⅳ
1.79
37.08
12.64
中矿1
8.62
6.19
10.16
中矿2
4.72
3.99
3.59
中矿3
3.69
2.63
1.85
尾矿
67.77
0.66
8.51
原矿
100.00
5.25
100.00
从实验成果能够看出阶段磨浮流程的目标略好于一段磨浮流程。为了进一步比照两种流程，又别离进行了阶段磨浮及一段磨浮的闭路实验。
4.9 一段磨浮流程闭路实验
4.9.1 两次精选作业的一段磨浮流程闭路实验
实验流程及条件如图17，数质量流程如图18，实验成果见表28。
图17 两次精选的一段磨浮闭路流程
图18 两次精选的一段磨浮数质量流程
表28 闭路实验成果
产品称号
产率（%）
金档次（g/t）
金回收率（%）
精矿
9.78
47.56
87.15
尾矿
90.22
0.76
12.85
原矿
100.00
5.34
100.00
4.9.2 四次精选作业的一段磨浮流程闭路实验
实验流程及条件如图19，数质量流程如图20，实验成果见表29。
图19 四次精选的一段磨浮闭路流程
图20 四次精选的一段磨浮数质量流程
表29 闭路实验成果
产品称号
产率（%）
金档次（g/t）
金回收率（%）
精矿
7.33
62.48
86.18
尾矿
92.67
0.79
13.82
原矿
100.00
5.31
100.00
4.10阶段磨浮流程闭路实验
4.10.1 两次精选作业的阶段磨浮流程闭路实验
实验流程及条件如图21，数质量流程如图22，实验成果见表30。
图21 两次精选的阶段磨浮闭路流程
图22 两次精选的阶段磨浮数质量流程
表30 浮选闭路实验成果
产品
称号
产率
（%）
档次（%）
回收率（%）
Au(g/t)
As
S
Au
As
S
金精矿
10.21
47.87
0.75
18.74
90.52
89.50
90.26
尾 矿
89.79
0.57
0.01
0.23
9.48
10.50
9.74
原 矿
100.00
5.40
0.086
2.12
100.00
100.00
100.00
4.10.2 四次精选作业的阶段磨浮流程闭路实验
实验流程及条件如图23，数质量流程如图24，实验成果见表31。
图23 四次精选的阶段磨浮闭路流程
图24 四次精选的阶段磨浮数质量流程
表31 闭路实验成果
产品称号
产率（%）
金档次（g/t）
金回收率（%）
精矿
7.52
63.59
89.60
尾矿
92.48
0.60
10.40
原矿
100.00
5.34
100.00
5 浮选实验产品考察
5.1 原矿-0.074mm占85%、90%、95%硫化物单体解离度考察
对该产品首要是经过磨制团矿片，镜下进行金属硫化物单体解离度考察，在镜下检测过程中，因为富连体在浮选过程中简单进入精矿样品，在检测计算过程中视为单体硫化物，丈量成果见表32。
表32 原矿硫化物单体解离度考察成果
连生联系
单体
（富连体）
硫化物与
脉石
脉石包裹
算计
相对含量
（%）
-0.074mm占85%
79.6
14.0
6.4
100.0
-0.074mm占90%
82.8
11.7
5.5
100.0
-0.074mm占95%
84.4
10.5
5.1
100.0
经过表32中硫化物单体解离度考察成果能够看到，大大都硫化物呈单体和富连体，而纯脉石包裹硫化物别离占6.4%、5.5%、5.1%，硫化物解离特征无显着差异。
5.2 –0.074mm占90%粒度原矿金的赋存状况考察
对该粒度的样品进行消除有机碳和挑选性溶金办法进行考察，其成果见表33。
表33 金的赋存状况分析成果
赋存状况
单体可浸金
硫化物中金
脉石中金
算计
相对含量
（%）
6.16
86.26
7.58
100.0
5.3 浮选尾矿硫化物丢失状况及金矿藏丢失状况考察
对金档次为0.57g/t的闭路浮选尾矿进行考察，经过磨制团矿片经镜下检测，样品基本上见不到硫化物颗粒，偶然只见到小于3微米以下的硫化物包裹体，选别作用较好。丢失于尾矿中的硫化物绝大大都为脉石包裹硫化物，丢失于尾矿中的金矿藏绝大大都为脉石包裹金。其硫化物赋存状况检测成果见表34，金的赋存状况见表35。
表34 浮选尾矿硫化物丢失状况考察
连生联系
硫化物单体
与脉石连生
脉石包裹
算计
相对含量
（%）
2.6
4.1
93.3
100.0
表35 浮选尾矿金的赋存状况考察
赋存状况
单体露出金
硫化物中金
脉石中金
,
算计
相对含量
（%）
1.12
1.43
97.45
100.0
5.4 金精矿多元素分析
表36 多元素分析成果
元素
Au(g/t)
Ag(g/t)
S
Fe
CaO
MgO
Al2O3
含量（%）
47.87
10.50
18.74
23.65
4.01
3.42
10.49
元素
SiO2
As
C
Cu
Pb
Zn
Sb
含量（%）
21.81
0.75
5.21
0.051
0.025
0.074
1.40
注：金精矿为阶段磨浮二次精选作业闭路实验精矿。
5.5 精矿碳物相分析
表37 精矿碳物相分析
相别
C/碳酸盐
C/有机碳
C/石墨
C总
含量（%）
1.29
1.76
2.16
5.21
相对含量（%）
24.76
33.78
41.46
100.00
5.6 精矿硫物相分析
表38 精矿硫物相分析
相别
S/硫酸盐
S/硫化物
S/天然硫
S总
含量（%）
0.21
18.28
0.25
18.74
相对含量（%）
1.12
97.55
1.33
100.00
5.7浮选精矿产品考察
对浮选精矿进行磨制团矿片，经镜下进行硫化物单体解离度考察，其成果见表39，金的赋存状况见表40。
表39 精矿硫化物单体解离度考察
连生联系
单体
与脉石连生
脉石包裹
算计
相对含量
（%）
92.1
6.5
1.4
100.0
表40 精矿金的赋存状况考察
赋存状况
单体露出金
硫化物中金
脉石中金
算计
相对含量（%）
12.15
84.74
3.11
100.0
5.8 沉降实验
（1）原矿-0.074mm占90%沉降速度测定。
对原矿进行浓度为15%、20%沉降实验，成果见表41，沉降曲线见图25。
表41 原矿-0.074mm占90%沉降速度实验成果
沉降时刻
弄清区高度（mm）
小时
分
浓度：15%
浓度：20%
5
15
8
10
30
15
20
58
28
30
86
41
40
112
54
50
136
67
1
156
79
1
20
190
103
1
40
217
125
2
239
148
2
30
268
178
3
280
209
3
30
283
225
4
286
229
4
30
288
232
5
290
235
6
294
240
8
297
243
9
300
246
24
312
266
沉降总高度（mm）
392
362
图25 原矿沉降速度曲线
（2）原矿-0.074mm占60%沉降速度测定。
对原矿进行浓度为25%、30%沉降实验，成果见表42，沉降曲线见图26。
表42 原矿-0.074mm占60%沉降速度实验成果
20
沉降时刻
弄清区高度（mm）
小时
分
浓度：25%
浓度：30%
5
14
11
10
25
16
20
46
25
30
65
33
40
84
41
50
102
50
1
119
63
1
155
76
1
40
175
87
2
196
104
2
30
202
129
3
206
134
3
30
208
138
4
211
142
4
30
213
145
5
215
148
6
219
152
8
225
159
9
226
162
24
231
179
沉降总高度（mm）
392
362
图26 原矿沉降速度曲线
（3）浮选精矿沉降速度测定。
选用图十九浮选闭路实验精矿，矿浆浓度10%、15%，沉降实验成果见表43，沉降曲线见图27。
表43 浮选精矿沉降速度实验成果
沉降时刻
弄清区高度（mm）
小时
分
浓度：10%
浓度：15%
5
121
111
10
193
159
15
288
215
20
291
245
30
293
265
1
294
273
1
30
294
274
2
294
275
3
294
276
5
294
276
24
294
276
沉降总高度（mm）
325
325
图27 精矿沉降速度曲线
（4）浮选尾矿沉降速度测定。
选用图二十三浮选闭路实验尾矿，矿浆浓度15%、20%，沉降实验成果见表44，沉降曲线见图28。
表44 浮选尾矿沉降速度实验成果
沉降时刻
弄清区高度（mm）
小时
分
浓度：15%
浓度：20%
5
8
5
10
15
10
20
29
19
30
41
27
40
53
35
50
65
44
1
76
52
1
20
98
68
1
40
119
84
2
140
99
2
30
171
123
3
203
149
3
30
218
172
4
222
177
5
228
184
6
232
187
7
235
190
8
239
194
9
243
198
10
261
222
24
262
222
沉降总高度（mm）
341
321
图28 尾矿沉降速度曲线
6 引荐准则工艺流程及技能条件
工艺参数及流程结构：
一段磨矿：-0.074mm占60%
一段浮选：一次粗选、一次扫选、二次精选
二段磨矿：-0.074mm占90%
一段浮选：一次粗选、二次扫选、二次精选
技能条件：
药剂条件
作业
Na2CO3
(g/t)
丁铵黑药
（g/t）
丁基黄药
（g/t）
2#油
（g/t）
浮选时刻
（min）
一段磨矿
粗选
600
50
100
40
5
扫选
35
70
20
5
二段磨矿
粗选
300
40
80
40
8
扫选Ⅰ
20
40
20
6
扫选Ⅱ
20
40
20
6
算计
900
165
330
140
30
图29 引荐浮选工艺流程
7 结语
（1）云南镇沅矿石中金矿藏及其载体矿藏粒度微细，晦气于金矿藏的露出与解离，需要在较细的磨矿粒度条件下进行浮选。
（2）浮选实验研讨标明，该矿石选用阶段磨浮流程成果好于一段磨浮流程，在原矿粒度为90%-0.074mm时，一段磨浮尾矿档次为0.76g/t，浮选回收率为87.15%，阶段磨浮尾矿档次为0.57g/t，浮选回收率为90.52%。因而断定选用阶段磨浮流程进行浮选。
（3）因为矿石中含有一定量的含泥碳质矿藏，影响矿石矿化速度，因而矿石浮游速度缓慢，需要在较高药剂浓度下长时刻浮选。
（4）闭路实验浮选尾矿档次0.57g/t，经产品考察，丢失于尾矿中的硫化物93.3%为脉石包裹，丢失于尾矿中的金97.45%为脉石中金。
受云南黄金矿业有限责任公司托付，某黄金研讨院对云南镇沅分公司含金矿石进行选矿实验研讨。意图是经过对该金矿石的工艺矿藏学研讨和选矿流程实验，断定原矿选矿技能条件和工艺参数，为选矿工艺流程的挑选和规划供给科学牢靠的根据。
本研讨报告的内容首要是原矿工艺矿藏学研讨、原矿浮选流程实验研讨。
对镇沅含金矿石的工艺矿藏学研讨标明：该矿石工艺类型为贫硫化物碳质微细粒浸染型难处理金矿石。矿石中有价元素为金，档次为5.38g/t。该矿石中金矿藏粒度微细，镜下可见最大金粒为8.5微米，93.84%的金矿藏小于5微米，其间大都呈次显微金。该矿石中金矿藏与金属硫化物联系十分亲近，硫化物中金占86.26%，脉石中金占7.58%，游离金仅占6.16%，硫化物粒度也较细，有73.1%的硫化物粒度小于0.037mm，晦气于金的露出与解离，在原矿磨至-0.074mm占95%时，仍有10.5%的硫化物与脉石连生，5.1%的硫化物被脉石包裹。矿石中有机碳含量为0.70%，有机碳有很强的劫金才能，惯例化，磨矿粒度为-0.074mm占90%时，金浸出率仅为0.74%。
浮选实验研讨成果标明：原矿选用阶段磨浮流程，一段磨矿粒度为-0.074mm占60%，二段磨矿粒度为-0.074mm占90%，金浮选回收率为90.52%，精矿金档次为47.87g/t，浮选尾矿档次为0.57g/t，浮选闭路实验成果见表1。
表1 浮选闭路实验成果
产品
称号
产率
（%）
档次（%）
回收率（%）
Au(g/t)
As
S
Au
As
S
金精矿
10.21
47.87
0.75
18.74
90.52
89.50
90.26
尾 矿
89.79
0.57
0.01
0.23
9.48
10.50
9.74
原 矿
100.00
5.40
0.086
2.12
100.00
100.00
100.00
2 试样的采纳与制备
2.1 试样的采纳
本次实验样品的采纳及代表性由托付方担任。矿样于2005年3月7日抵达我院。
托付方供给的各点矿样状况如表2。
表2 托付方供给的各矿点档次及分量
矿点
取样档次（g/t）
分析档次（g/t）
矿样分量(kg)
101E-1
13.05
3.04
500
102W-1
4.43
2.99
512
102NM-1
0.00
0.70
1200
103E-1
17.10
11.07
290
104E-1
4.50
5.09
1023
104E-2
8.80
11.08
330
1753上盘
-
0.90
243
1713-18线
-
2.34
500
老王寨
-
3.68
700
2.2 试样的制备
将矿样分点按图1流程破碎后，将各点矿样充沛混匀、缩分，取样进行化学分析，按托付方要求，原矿档次要求在5.0—5.5g/t范围内，各点矿样分析档次及配矿成果见表3。
表3 各点矿样分析档次及配矿成果
矿点
配矿份额（%）
分析档次（g/t）
配矿分量(kg)
102W-1
20
2.99
500
103E-1
10
11.07
250
104E-1
40
5.09
1000
104E-2
10
11.08
250
1753上盘
10
0.90
250
老王寨
10
3.68
250
算计
100
—
2500
核算档次（g/t）
5.31
化验档次(g/t)
5.38
图1 试样制备流程
3 矿石工艺矿藏学研讨
3.1 原矿多元素分析
表4 多元素分析成果
元素
Au(g/t)
Ag(g/t)
Cu
Pb
Zn
Fe
S
含量（%）
5.38
2.55
0.02
0.01
0.01
3.85
2.03
元素
C
As
Sb
CaO
MgO
Al2O3
SiO2
含量（%）
4.14
0.08
0.19
6.52
3.96
9.85
68.05
3.2 原矿碳物相分析
表5 原矿碳物相分析成果
相别
C/碳酸盐
C/有机碳
C/石墨碳
全碳
含量（%）
2.88
0.70
0.56
4.14
相对含量（%）
69.56
16.91
13.53
100.00
3.3 原矿硫物相分析
表6 原矿硫物相分析成果
硫物相
S/硫酸盐
S/硫化物
S/元素硫
全硫
含量（%）
0.19
1.78
0.06
2.03
相对含量（%）
9.36
87.68
2.96
100.00
3.4 原矿筛分分析
表7 原矿（-0.074mm占94.11%）筛分分析成果
产品粒级
（mm）
产率（%）
金档次（g/t）
金散布率（%）
+0.15
2.92
6.83
3.83
-0.15+0.074
2.97
3.67
2.09
-0.074+0.045
17.79
2.66
9.09
-0.045
76.32
5.80
84.99
算计
100.00
5.21
100.00
从原矿筛分分析成果看，大大都金矿藏散布在-0.045mm粒级以下，占金总含量的84.99%,阐明金载体矿藏及金矿藏颗粒比较细微。
3.5矿石矿藏组成及含量
镜下所见金属矿藏较少，占3.84%，首要为黄铁矿、白铁矿，少数的辉锑矿、毒砂、褐铁矿，偶见有黄铜矿、闪锌矿、方铅矿、赤铁矿、磁铁矿等。非金属矿藏有石英、绢云母、方解石、白云石等，少数的长石、泥质、石墨碳质、粘土矿藏、绿泥石等，其相对含量检测成果见表8。
表8 矿石矿藏相对含量丈量成果
金属矿藏
相对含量
（%）
非金属矿藏
相对含量
（%）
黄铁矿、白铁矿
3.35
石英、绢云母、长石等
72.26
辉锑矿
0.19
泥质、石墨碳质、粘土矿藏
3.80
毒 砂
0.09
方解石、白云石
20.1
黄铜矿、方铅矿、闪锌矿
0.09
褐铁矿
0.12
合 计
3.84
合 计
96.16
总 计
100.00
3.6 首要金属矿藏嵌布粒度
该矿石中的金属矿藏首要为黄铁矿（含白铁矿），少数的辉锑矿、褐铁矿，很少的毒砂，金属硫化物与金联系亲近，因而对硫化物粒度进行检测，金属硫化物粒度丈量成果见表9。
表9 硫化物粒度检测成果
粒径区间（mm）
>0.074
0.074—0.053
0.053—0.037
0.037—0.01
<0.01
算计
相对含量（%）
12.3
4.2
10.4
49.3
23.8
100.0
经过表9能够看到金属硫化物粒度细微，粒度小于0.037mm占73.1%，镜下所见到辉锑矿粒度相对较粗，多在0.037—0.074mm区间，而毒砂粒度细微，一般多在0.01mm左右，晦气于硫化物在磨矿过程中的单体解离。
3.7 首要矿藏的嵌布特征
黄铁矿（含白铁矿）：是该矿石中最首要的金属硫化物，占矿石含量的3.35%，首要呈它形粒状与胶状集合体，黄铁矿周边集合微粒毒砂，呈草莓状，黄铁矿粒度较细，多在0.01—0.053mm区间，呈浸染状，星散散布在脉石粒间，结晶程度低，多为胶状黄铁矿（因而光片磨光度欠好），还有的黄铁矿具有再生增大特征，与其它金属矿藏连晶不亲近，该矿石中的黄铁矿在镜下检测过程中没有发现金矿藏，对原矿选用挑选性溶金实验标明，硫化物含金占86.26%，阐明金矿藏与硫化物联系十分亲近，硫化物中金是镜下难以分辩的微粒金和次显微金。
辉锑矿：在该矿石中含量少，仅占矿石含量的0.19%，首要呈它形粒状、长条状、放射状集合体，嵌布在脉石粒间，与其它矿藏联系不亲近，粒度相对较粗，多在0.037—0.074mm区间，镜下没有发现金与辉锑矿有联系。
毒砂：在矿石中含量很少，仅占矿石含量的0.09%，所见毒砂多呈自形—半自形粒状、毒砂粒度微细，大大都在0.01mm左右，星散嵌布在脉石粒间或微裂隙中，少数在黄铁矿周边构成连晶呈草莓状。
褐铁矿：在矿石中含量很少，占矿石含量的0.12%，是在上盘样品中见到，有的光片中呈氧化铁染色，可见部分黄铁矿已被子褐铁矿告知，呈告知残留结构。褐铁矿粒度多在0.037mm左右。
石墨：在该矿石中含量很少，仅占矿石含量的0.56%，绝大大都是在上盘样品中见到，首要散布在结构发育部位，有的光片呈乌煤色，石墨为片状、长条状，嵌布在矿藏粒间，其粒度多在0.01—0.037mm区间。
3.8 矿石的结构结构
3.8.1 矿石结构
自形—半自形—它形粒状结构：毒砂呈自形—半自形，其它金属矿藏基本上为它形粒状结构。
胶状结构：有部分黄铁矿呈细的浑圆的胶状结构，有的集合成集合体。
告知结构：首要在上盘光片中见有褐铁矿告知黄铁矿。
包括结构：微细粒硫化物、金矿藏在脉石中呈包括结构。
3.8.2 矿石结构
浸染状结构：首要金属矿藏在矿石中呈此结构。
脉状结构：有的石英或方解石呈脉状产出。
角砾状结构：矿石呈碎裂或角砾而被硅质或碳质胶结。
3.9 金矿藏工艺特征
3.9.1 金矿藏品种
经过镜下对光片及团矿片的检测，该矿石中的金矿藏首要为天然金，少数为银金矿。
3.9.2 金矿藏形状
金矿藏因为其粒度细微，形状简略，多呈角粒状、浑圆状、麦粒状等。其成果见表10。
表10 金矿藏形状特征丈量成果
形状特征
角粒状
浑圆状
麦粒状
长角粒状
算计
相对含量（%）
39.8
32.1
19.5
8.6
100.0
3.9.3 金矿藏粒度特征
该矿石中金的粒度微细，在光片及团矿片中镜下所见最大金粒为8.5微米，其它多在2—5微米，在很多的镜检过程中没有发现硫化物中金，而挑选性溶金分析硫化物含金占金总量的86.26%，因而这部分金为惯例镜下难以分辩的金，为微粒金和次显微金。具体成果见表11。
表11 金矿藏粒度丈量分析成果
粒径区间
（mm）
>0.01
0.01—0.005
<0.005
算计
相对含量
（%）
微
6.16
93.84
（其间绝大大都为次显微金）
100.0
从表11中能够看到金绝大大都都小于5微米，特别是硫化物中大都为次显微金，用机械磨矿很难使金矿藏单体解离。
3.9.4 金矿藏赋存状况
该矿石中在镜下所见金多赋存在脉石粒间，少数在脉石中，所见最大金粒为8.5微米，金矿藏粒度多在2—5微米，所见金粒数量少，因而难以供给金赋存状况数据。对-0.074mm占90%粒度原矿选用挑选性溶金办法，来检测该矿石中金的赋存状况，其成果见表12。
表12 金的赋存状况
赋存状况
单体露出金
硫化物中金
碳酸盐中金
硅酸盐中金
算计
相对含量
（%）
6.16
86.26
1.36
6.22
100.0
3.10 矿石工艺类型
该矿石硫化物含量为3.72%，含锑0.19%，含有机碳0.70%、石墨碳0.56%。金矿藏粒度多为微细粒与不行见金，矿石工艺类型属贫硫化物碳质微细粒浸染型难处理金矿石。
3.11 矿石可磨度测定
将-2mm原矿筛去-0.15mm粒级后，每份500克，用标准球磨机进行磨矿，时刻别离为5′、10′、15′、20′，磨矿后筛分成果见表13。
表13 可磨度测定成果
可磨度测定曲线见图2。
可磨度系数K=T0/T=354/330=1.07
式中：T0——标准矿石磨至-0.074mm占65%所需时刻（秒）；
T——镇沅金矿石磨至-0.074mm占65%所需时刻（秒）。
K=1.07，镇沅金矿石磨至-0.074mm占65%时，比标准矿石易磨。
可磨度系数K′=T0′/T′=810/762=1.06
式中：T0′——标准矿石磨至-0.074mm占90%所需时刻（秒）；
T′——镇沅金矿石磨至-0.074mm占90%所需时刻（秒）。
K′=1.06，镇沅金矿石磨至-0.074mm占90%时，比标准矿石易磨。
图2 可磨度曲线
3.12 矿石工艺矿藏学研讨小结
（1）该矿石中金属硫化物含量为3.72%，金的粒度为微细粒及次显微金，含有0.70%的有机碳，矿石的工艺类型为贫硫化物碳质微细粒浸染型难处理金矿石。
（2）该矿石中金粒微细，镜下可见最大金粒为8.5微米，占93.84%的金小于5微米，其间大都呈次显微金。
（3）该矿石中金与金属硫化物联系十分亲近，硫化物中金占86.26%，脉石中金占7.58%，游离金仅占6.16%，硫化物粒度也比较细微，小于0.037mm的硫化物占73.1%，晦气于硫化物在磨矿过程中的单体解离。
（4）矿石中有机碳含量为0.70%，含量较高，具有极强的劫金才能，对湿法就地产金工艺会发生晦气影响。
4 浮选实验
4.1 流程探究实验
4.1.1 一段磨浮流程实验
4.1.1.1 –0.074mm占85%粒度的一段磨浮流程实验
实验流程及条件如图3，实验成果见表14。
图3 一段磨浮实验流程（1）
表14 一段磨浮实验（1）成果
-0.074mm含量（%）
产品称号
产率（%）
金档次（g/t）
金回收率（%）
85
金精矿
17.25
18.77
63.87
中 矿
17.05
4.19
14.10
尾 矿
65.70
1.7
22.03
原 矿
100.00
5.07
100.00
4.1.1.2 –0.074mm占90%粒度的一段磨浮流程实验
实验流程及条件如图4，实验成果见表15。
图4 一段磨浮实验流程（2）
表15 一段磨浮实验（2）成果
-0.074mm含量（%）
产品称号
产率（%）
金档次（g/t）
金回收率（%）
90
金精矿
10.77
32.57
69.58
中 矿1
23.95
4.06
19.29
中 矿2
9.08
1.23
2.21
尾 矿
56.20
0.80
8.92
原 矿
100.00
5.04
100.00
4.1.2 泥砂分选流程实验
实验流程及条件如图5，实验成果见表16。
图5 泥砂分选流程
表16 泥砂分选实验成果
-0.074mm含量（%）
产品称号
产率（%）
金档次（g/t）
金回收率（%）
一段65%
二段95%
精矿1
8.42
43.92
71.58
精矿2
0.88
52.13
8.88
中矿
10.48
3.16
6.42
泥
23.74
1.5
6.89
尾矿
56.48
0.57
6.23
原矿
100.00
5.17
100.00
4.1.3 阶段磨浮流程Ⅰ实验
实验流程及条件如图6，实验成果见表17。
图6 阶段磨浮流程Ⅰ
表17 阶段磨浮Ⅰ实验成果
-0.074mm含量（%）
产品称号
产率（%）
金档次（g/t）
金回收率（%）
一段65%
二段90%
精矿
17.70
20.51
73.11
中矿1
18.81
2.73
10.34
中矿2
10.78
4.69
10.18
尾矿
52.71
0.60
6.37
原矿
100.00
4.97
100.00
4.1.4 阶段磨浮流程Ⅱ实验
实验流程及条件如图7，实验成果见表18。
图7 阶段磨浮流程Ⅱ
表18 阶段磨浮Ⅱ实验成果
-0.074mm含量（%）
产品称号
产率（%）
金档次（g/t）
金回收率（%）
一段65%
二段95%
精矿1
7.74
46.43
67.00
精矿2
7.0
13.0
16.97
精尾
13.74
2.0
5.12
中矿
16.96
2.06
6.51
尾矿
54.86
0.43
4.40
原矿
100.00
5.36
100.00
由以上探究流程实验成果得知，阶段磨浮流程的回收率优于一段磨浮流程。一起探究了泥砂分选流程，因为矿泥含金档次为1.5g/t 且仍占有6.89%的回收率，不能直接抛尾，所以终究断定选用阶段磨矿浮选流程。
4.2 磨矿粒度实验
4.2.1 一段磨矿粒度实验
实验流程及条件如图8，实验成果见表19。
图8 一段磨矿粒度实验流程
表19 一段磨矿粒度实验成果
-0.074mm含量（%）
产品称号
产率（%）
金档次（g/t）
金回收率（%）
60
精矿
17.07
23.29
75.81
尾 矿
82.93
1.53
24.19
原 矿
100.00
5.24
100.00
65
精矿
16.19
23.17
72.47
尾 矿
83.81
1.70
27.53
原 矿
100.00
5.18
100.00
70
精矿
17.05
23.89
76.24
尾 矿
82.95
1.53
23.76
原 矿
100.00
5.34
100.00
一段磨矿粒度为-0.074mm占60%时，目标比较抱负。
4.2.2 二段磨矿粒度实验
实验流程及条件如图9，实验成果见表20。
图9 二段磨矿粒度实验流程
表20 二段磨矿粒度实验成果
-0.074mm含量（%）
产品称号
产率（%）
金档次（g/t）
金回收率（%）
85
精矿1
22.55
18.56
80.49
精矿2
7.96
8.64
13.22
尾 矿
69.49
0.47
6.29
原 矿
100.00
5.20
100.00
90
精矿1
22.89
18.49
79.11
精矿2
8.81
9.82
16.17
尾 矿
68.30
0.37
4.72
原 矿
100.00
5.35
100.00
95
精矿1
22.34
18.74
79.44
精矿2
9.86
8.72
16.31
尾 矿
67.80
0.33
4.25
原 矿
100.00
5.21
100.00
二段磨矿粒度为-0.074mm占90%时，目标比较抱负。
4.3 调整剂品种实验
实验流程及条件如图10，实验成果见表21。
图10 调整剂品种实验流程
表21 调整剂品种实验成果
调整剂
品种
调整剂
用量（g/t）
产品称号
产率（%）
金档次（g/t）
金回收率（%）
Na2CO3
800
精矿
1.95
101.0
36.29
精尾
6.07
17.69
19.79
中矿
20.82
9.16
35.14
尾 矿
71.16
0.67
8.78
原 矿
100.00
5.43
100.00
Na2SiO3
800
精矿
2.25
85.80
35.82
精尾
3.48
14.41
9.30
中矿
19.54
7.38
26.76
尾 矿
74.73
2.03
28.12
原 矿
100.00
5.39
100.00
CaO
500
精矿
3.51
51.6
34.04
精尾
7.26
16.46
22.46
中矿
19.17
9.51
34.27
尾 矿
70.06
0.70
9.23
原 矿
100.00
5.32
100.00
CuSO4
200
精矿
3.18
72.32
42.43
精尾
4.54
15.06
12.61
中矿
23.49
8.03
34.80
尾 矿
68.79
0.80
10.16
原 矿
100.00
5.42
100.00
由实验成果可知，选用Na2CO3作为介质PH调整剂其目标较好。别的，选用CuSO4作为活化剂，浮选回收率未改进。
4.4 调整剂用量实验
实验流程及条件如图11，实验成果见表22。
图11 调整剂用量实验流程
表22 调整剂用量实验成果
Na2CO3
用量（g/t）
产品称号
产率（%）
金档次（g/t）
金回收率（%）
400
精矿
8.46
36.10
55.58
中矿
19.64
9.50
40.27
尾 矿
71.90
0.80
10.47
原 矿
100.00
5.49
100.00
600
精矿
10.62
33.80
65.54
中矿
17.64
8.26
26.60
尾 矿
71.74
0.60
7.86
原 矿
100.00
5.48
100.00
800
精矿
8.02
37.95
56.06
中矿
20.82
9.16
35.15
尾 矿
71.16
0.67
8.79
原 矿
100.00
5.43
100.00
1000
精矿
9.59
32.07
59.46
中矿
17.94
8.86
30.73
尾 矿
72.47
0.70
9.81
原 矿
100.00
5.17
100.00
由以上成果断定Na2CO3用量为600 g/t。
4.5 捕收剂品种实验
实验流程及条件如图12，实验成果见表23。
图12 捕收剂品种实验流程
表23 捕收剂品种实验成果
捕收剂品种及
用量（g/t）
产品称号
产率（%）
金档次（g/t）
金回收率（%）
丁铵黑药
100
精 矿
15.90
7.75
23.18
中 矿
25.02
14.43
67.92
尾 矿
59.08
0.80
8.90
原 矿
100.00
5.32
100.00
丁铵黑药50
丁黄药
100
精 矿
10.62
33.80
65.54
中 矿
17.64
8.26
26.60
尾 矿
71.74
0.60
7.86
原 矿
100.00
5.39
100.00
BK301
100
精 矿
11.13
6.65
13.79
中 矿
25.66
15.91
76.08
尾 矿
63.21
0.86
10.13
原 矿
100.00
5.37
100.00
烷-1
60
丁铵黑药
50
丁黄药
100
P-1
60
精 矿
9.25
38.94
68.60
中 矿
20.72
6.03
23.80
尾 矿
70.03
0.57
7.60
原 矿
100.00
5.25
100.00
选用新式药剂烷-1及P-1实验成果与选用丁铵黑药与丁黄药组合没有太大差异，因而仍选用丁铵黑药与丁黄药组合作为捕收剂。
4.6 捕收剂用量实验
实验流程及条件如图13，实验成果见表24。
图13 捕收剂用量实验流程
表24 捕收剂用量实验成果
粗选捕收剂
用量（g/t）
产品称号
产率（%）
金档次（g/t）
金回收率（%）
丁铵黑药40
丁黄药80
精矿
5.95
38.50
43.45
中矿
21.13
12.40
48.25
尾 矿
72.92
0.60
8.30
原 矿
100.00
5.27
100.00
丁铵黑药50
丁黄药100
精矿
10.62
33.80
65.54
中矿
17.64
8.26
26.60
尾 矿
71.74
0.60
7.86
原 矿
100.00
5.39
100.00
丁铵黑药70
丁黄药140
精矿
12.72
30.62
71.01
中矿
19.07
6.55
22.77
尾 矿
68.21
0.50
6.22
原 矿
100.00
5.49
100.00
丁铵黑药80
丁黄药160
精矿
14.92
26.36
73.03
中矿
19.90
5.76
21.28
尾 矿
65.18
0.47
5.69
原 矿
100.00
5.39
100.00
丁铵黑药总量为180g/t，丁黄药总量为360g/t时浮选目标较好。粗选作业用量为丁铵黑药70g/t及丁黄药140g/t，各次扫选作业折半。
4.7 浮选时刻实验
实验流程及条件如图14，实验成果见表25。
图14 浮选时刻实验流程
表25 浮选时刻实验成果
时刻（分）
产品称号
产率（%）
金档次（g/t）
金回收率（%）
单个
累计
单个
正累计
负累计
单个
正累计
负累计
单个
正累计
4
4
精矿1
6.15
6.15
100.00
36.30
36.30
5.25
42.50
42.50
2
6
精矿2
1.74
7.89
93.85
26.50
34.14
3.22
8.78
51.28
2
8
精矿3
1.17
9.06
92.11
23.20
32.73
2.78
5.17
56.45
2
10
精矿4
0.97
10.03
90.94
20.40
31.53
2.52
3.77
60.22
2
12
精矿5
0.92
10.95
89.97
21.40
30.68
2.32
3.75
63.97
2
14
中矿1
3.59
14.54
89.05
16.10
27.08
2.13
11.00
74.97
2
16
中矿2
2.0
16.54
85.46
10.30
25.05
1.54
3.92
78.89
2
18
中矿3
1.49
18.03
83.46
8.10
23.65
1.33
2.30
81.19
2
20
中矿4
2.75
20.78
81.97
5.92
21.31
1.21
3.10
84.29
2
22
中矿5
2.05
22.83
79.22
4.92
19.83
1.04
1.92
86.21
2
24
中矿6
1.54
24.37
77.17
4.49
18.86
0.94
1.32
87.53
2
26
中矿7
1.66
26.03
75.63
4.20
17.93
0.87
1.33
88.86
2
28
中矿8
1.66
27.69
73.97
3.24
17.05
0.79
1.02
89.88
2
30
中矿9
1.38
29.07
72.31
2.87
16.38
0.73
0.75
90.63
2
32
中矿10
1.23
30.30
70.93
2.79
15.82
0.69
0.65
91.28
2
34
中矿11
1.13
31.43
69.70
2.54
15.35
0.66
0.55
91.83
2
36
中矿12
1.03
32.46
68.57
2.34
14.93
0.65
0.46
92.29
尾矿
67.54
100.0
67.54
0.60
5.25
0.60
7.71
100.0
原矿
100.0
5.25
100.0
从浮选时刻实验成果可知，该矿石浮游速度缓慢，前12分钟浮选回收率仅为63.97%，从负累计档次可看出，浮选尾矿下降速度较缓慢，浮选30分钟后回收率上升也很缓慢，故断定浮选时刻为30分钟即可。
4.8 归纳条件实验
归纳条件实验选用条件实验所断定的最佳参数，进行了一段磨浮与阶段磨浮流程的实验。
4.8.1 阶段磨浮流程归纳条件实验
实验流程及条件如图15，实验成果见表26。
图15 阶段磨浮归纳条件实验流程
表26 阶段磨浮归纳条件实验成果
产品称号
产率（%）
金档次（g/t）
金回收率（%）
单个
累计
单个
累计
单个
累计
精矿1
0.78
—
114.57
—
17.05
—
1精尾4
0.65
1.43
81.03
99.32
10.05
27.10
1精尾3
0.92
2.35
57.03
82.77
10.01
37.11
1精尾2
1.56
3.91
32.43
62.68
9.65
46.76
1精尾1
4.07
7.98
9.90
35.76
7.69
54.45
精矿2
0.45
—
116.70
—
10.02
64.47
2精尾4
0.30
0.75
66.49
96.62
3.81
68.28
2精尾3
0.47
1.22
30.10
70.99
2.70
70.98
2精尾3
1.50
2.72
7.04
35.72
2.02
73.00
2精尾1
4.38
7.10
2.25
15.07
1.88
74.88
中矿1
7.08
—
12.10
—
16.35
91.23
中矿2
4.89
—
2.35
—
2.19
93.42
中矿3
4.80
—
1.50
—
1.37
94.79
尾矿
68.15
—
0.40
—
5.21
100.00
原矿
100.00
5.24
100.00
从实验成果可知，一段浮选二次精选、二段浮选二次精选即可。
4.8.2 一段磨浮流程归纳条件实验
实验流程及条件如图16，实验成果见表27。
图16 一段磨浮归纳条件实验流程
表27 一段磨浮归纳条件实验成果
产品称号
产率（%）
金档次（g/t）
金回收率（%）
精矿
2.97
96.08
54.35
精尾Ⅰ
7.28
3.33
4.62
精尾Ⅱ
1.95
4.17
1.55
精尾Ⅲ
1.21
11.84
2.73
精尾Ⅳ
1.79
37.08
12.64
中矿1
8.62
6.19
10.16
中矿2
4.72
3.99
3.59
中矿3
3.69
2.63
1.85
尾矿
67.77
0.66
8.51
原矿
100.00
5.25
100.00
从实验成果能够看出阶段磨浮流程的目标略好于一段磨浮流程。为了进一步比照两种流程，又别离进行了阶段磨浮及一段磨浮的闭路实验。
4.9 一段磨浮流程闭路实验
4.9.1 两次精选作业的一段磨浮流程闭路实验
实验流程及条件如图17，数质量流程如图18，实验成果见表28。
图17 两次精选的一段磨浮闭路流程
图18 两次精选的一段磨浮数质量流程
表28 闭路实验成果
产品称号
产率（%）
金档次（g/t）
金回收率（%）
精矿
9.78
47.56
87.15
尾矿
90.22
0.76
12.85
原矿
100.00
5.34
100.00
4.9.2 四次精选作业的一段磨浮流程闭路实验
实验流程及条件如图19，数质量流程如图20，实验成果见表29。
图19 四次精选的一段磨浮闭路流程
图20 四次精选的一段磨浮数质量流程
表29 闭路实验成果
产品称号
产率（%）
金档次（g/t）
金回收率（%）
精矿
7.33
62.48
86.18
尾矿
92.67
0.79
13.82
原矿
100.00
5.31
100.00
4.10阶段磨浮流程闭路实验
4.10.1 两次精选作业的阶段磨浮流程闭路实验
实验流程及条件如图21，数质量流程如图22，实验成果见表30。
图21 两次精选的阶段磨浮闭路流程
图22 两次精选的阶段磨浮数质量流程
表30 浮选闭路实验成果
产品
称号
产率
（%）
档次（%）
回收率（%）
Au(g/t)
As
S
Au
As
S
金精矿
10.21
47.87
0.75
18.74
90.52
89.50
90.26
尾 矿
89.79
0.57
0.01
0.23
9.48
10.50
9.74
原 矿
100.00
5.40
0.086
2.12
100.00
100.00
100.00
4.10.2 四次精选作业的阶段磨浮流程闭路实验
实验流程及条件如图23，数质量流程如图24，实验成果见表31。
图23 四次精选的阶段磨浮闭路流程
图24 四次精选的阶段磨浮数质量流程
表31 闭路实验成果
产品称号
产率（%）
金档次（g/t）
金回收率（%）
精矿
7.52
63.59
89.60
尾矿
92.48
0.60
10.40
原矿
100.00
5.34
100.00
5 浮选实验产品考察
5.1 原矿-0.074mm占85%、90%、95%硫化物单体解离度考察
对该产品首要是经过磨制团矿片，镜下进行金属硫化物单体解离度考察，在镜下检测过程中，因为富连体在浮选过程中简单进入精矿样品，在检测计算过程中视为单体硫化物，丈量成果见表32。
表32 原矿硫化物单体解离度考察成果
连生联系
单体
（富连体）
硫化物与
脉石
脉石包裹
算计
相对含量
（%）
-0.074mm占85%
79.6
14.0
6.4
100.0
-0.074mm占90%
82.8
11.7
5.5
100.0
-0.074mm占95%
84.4
10.5
5.1
100.0
经过表32中硫化物单体解离度考察成果能够看到，大大都硫化物呈单体和富连体，而纯脉石包裹硫化物别离占6.4%、5.5%、5.1%，硫化物解离特征无显着差异。
5.2 –0.074mm占90%粒度原矿金的赋存状况考察
对该粒度的样品进行消除有机碳和挑选性溶金办法进行考察，其成果见表33。
表33 金的赋存状况分析成果
赋存状况
单体可浸金
硫化物中金
脉石中金
算计
相对含量
（%）
6.16
86.26
7.58
100.0
5.3 浮选尾矿硫化物丢失状况及金矿藏丢失状况考察
对金档次为0.57g/t的闭路浮选尾矿进行考察，经过磨制团矿片经镜下检测，样品基本上见不到硫化物颗粒，偶然只见到小于3微米以下的硫化物包裹体，选别作用较好。丢失于尾矿中的硫化物绝大大都为脉石包裹硫化物，丢失于尾矿中的金矿藏绝大大都为脉石包裹金。其硫化物赋存状况检测成果见表34，金的赋存状况见表35。
表34 浮选尾矿硫化物丢失状况考察
连生联系
硫化物单体
与脉石连生
脉石包裹
算计
相对含量
（%）
2.6
4.1
93.3
100.0
表35 浮选尾矿金的赋存状况考察
赋存状况
单体露出金
硫化物中金
脉石中金
,
算计
相对含量
（%）
1.12
1.43
97.45
100.0
5.4 金精矿多元素分析
表36 多元素分析成果
元素
Au(g/t)
Ag(g/t)
S
Fe
CaO
MgO
Al2O3
含量（%）
47.87
10.50
18.74
23.65
4.01
3.42
10.49
元素
SiO2
As
C
Cu
Pb
Zn
Sb
含量（%）
21.81
0.75
5.21
0.051
0.025
0.074
1.40
注：金精矿为阶段磨浮二次精选作业闭路实验精矿。
5.5 精矿碳物相分析
表37 精矿碳物相分析
相别
C/碳酸盐
C/有机碳
C/石墨
C总
含量（%）
1.29
1.76
2.16
5.21
相对含量（%）
24.76
33.78
41.46
100.00
5.6 精矿硫物相分析
表38 精矿硫物相分析
相别
S/硫酸盐
S/硫化物
S/天然硫
S总
含量（%）
0.21
18.28
0.25
18.74
相对含量（%）
1.12
97.55
1.33
100.00
5.7浮选精矿产品考察
对浮选精矿进行磨制团矿片，经镜下进行硫化物单体解离度考察，其成果见表39，金的赋存状况见表40。
表39 精矿硫化物单体解离度考察
连生联系
单体
与脉石连生
脉石包裹
算计
相对含量
（%）
92.1
6.5
1.4
100.0
表40 精矿金的赋存状况考察
赋存状况
单体露出金
硫化物中金
脉石中金
算计
相对含量（%）
12.15
84.74
3.11
100.0
5.8 沉降实验
（1）原矿-0.074mm占90%沉降速度测定。
对原矿进行浓度为15%、20%沉降实验，成果见表41，沉降曲线见图25。
表41 原矿-0.074mm占90%沉降速度实验成果
沉降时刻
弄清区高度（mm）
小时
分
浓度：15%
浓度：20%
5
15
8
10
30
15
20
58
28
30
86
41
40
112
54
50
136
67
1
156
79
1
20
190
103
1
40
217
125
2
239
148
2
30
268
178
3
280
209
3
30
283
225
4
286
229
4
30
288
232
5
290
235
6
294
240
8
297
243
9
300
246
24
312
266
沉降总高度（mm）
392
362
图25 原矿沉降速度曲线
（2）原矿-0.074mm占60%沉降速度测定。
对原矿进行浓度为25%、30%沉降实验，成果见表42，沉降曲线见图26。
表42 原矿-0.074mm占60%沉降速度实验成果
20
沉降时刻
弄清区高度（mm）
小时
分
浓度：25%
浓度：30%
5
14
11
10
25
16
20
46
25
30
65
33
40
84
41
50
102
50
1
119
63
1
155
76
1
40
175
87
2
196
104
2
30
202
129
3
206
134
3
30
208
138
4
211
142
4
30
213
145
5
215
148
6
219
152
8
225
159
9
226
162
24
231
179
沉降总高度（mm）
392
362
图26 原矿沉降速度曲线
（3）浮选精矿沉降速度测定。
选用图十九浮选闭路实验精矿，矿浆浓度10%、15%，沉降实验成果见表43，沉降曲线见图27。
表43 浮选精矿沉降速度实验成果
沉降时刻
弄清区高度（mm）
小时
分
浓度：10%
浓度：15%
5
121
111
10
193
159
15
288
215
20
291
245
30
293
265
1
294
273
1
30
294
274
2
294
275
3
294
276
5
294
276
24
294
276
沉降总高度（mm）
325
325
图27 精矿沉降速度曲线
（4）浮选尾矿沉降速度测定。
选用图二十三浮选闭路实验尾矿，矿浆浓度15%、20%，沉降实验成果见表44，沉降曲线见图28。
表44 浮选尾矿沉降速度实验成果
沉降时刻
弄清区高度（mm）
小时
分
浓度：15%
浓度：20%
5
8
5
10
15
10
20
29
19
30
41
27
40
53
35
50
65
44
1
76
52
1
20
98
68
1
40
119
84
2
140
99
2
30
171
123
3
203
149
3
30
218
172
4
222
177
5
228
184
6
232
187
7
235
190
8
239
194
9
243
198
10
261
222
24
262
222
沉降总高度（mm）
341
321
图28 尾矿沉降速度曲线
6 引荐准则工艺流程及技能条件
工艺参数及流程结构：
一段磨矿：-0.074mm占60%
一段浮选：一次粗选、一次扫选、二次精选
二段磨矿：-0.074mm占90%
一段浮选：一次粗选、二次扫选、二次精选
技能条件：
药剂条件
作业
Na2CO3
(g/t)
丁铵黑药
（g/t）
丁基黄药
（g/t）
2#油
（g/t）
浮选时刻
（min）
一段磨矿
粗选
600
50
100
40
5
扫选
35
70
20
5
二段磨矿
粗选
300
40
80
40
8
扫选Ⅰ
20
40
20
6
扫选Ⅱ
20
40
20
6
算计
900
165
330
140
30
图29 引荐浮选工艺流程
7 结语
（1）云南镇沅矿石中金矿藏及其载体矿藏粒度微细，晦气于金矿藏的露出与解离，需要在较细的磨矿粒度条件下进行浮选。
（2）浮选实验研讨标明，该矿石选用阶段磨浮流程成果好于一段磨浮流程，在原矿粒度为90%-0.074mm时，一段磨浮尾矿档次为0.76g/t，浮选回收率为87.15%，阶段磨浮尾矿档次为0.57g/t，浮选回收率为90.52%。因而断定选用阶段磨浮流程进行浮选。
（3）因为矿石中含有一定量的含泥碳质矿藏，影响矿石矿化速度，因而矿石浮游速度缓慢，需要在较高药剂浓度下长时刻浮选。
（4）闭路实验浮选尾矿档次0.57g/t，经产品考察，丢失于尾矿中的硫化物93.3%为脉石包裹，丢失于尾矿中的金97.45%为脉石中金。
