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世界有色金属 2021年 4月上60找矿技术P rospecting technology湖南省通道县黄垢矿区金成矿地质条件与找矿潜力分析张 哲（湖南省核工业地质局三〇一大队，湖南 长沙 ４１００１１）摘 要：黄垢矿区位于雪峰弧形金多金属成矿带的西南段。
矿区构造活动较频繁，区域性寨牙断裂于矿区东部贯穿全区，为矿区成矿作用提供了物质来源及动力基础，其两侧的次级硅化破碎带是金矿的主要赋存部位。
矿区Ａｕ、Ａｓ、Ｓｂ等地球化学异常发育，异常强度较高，各元素吻合性较好，异常形态与构造展布基本相似。
矿区已发现７条矿脉，以石英脉型为主，Ａｕ品位一般０．１×１０－６－１５．０×１０－６，最高２６．９×１０－６。
矿区找矿潜力较大。
关键词：黄垢矿区；金矿；成矿条件；潜力分析；通道县；湖南省中图分类号：Ｐ６１８．４２ 文献标识码：Ａ 文章编号：１００２－５０６５（２０２１）０７－００６０－２Analysis of gold metallogenic geological conditions and prospecting potentialin Huanggou deposit area Tongdao County Hunan ProvinceZHANG Zhe（Ｈｕｎａｎ Ｎｕｃｌｅａｒ Ｇｅｏｌｏｇｙ ３０１ Ｂｒｉｇａｄｅ，Ｃｈａｎｇｓｈａ ４１００１１，Ｃｈｉｎａ）Abstract: Ｔｈｅ ｈｕａｎｇｇｏｕ ｄｅｐｏｓｉｔ ｉｓ ｌｏｃａｔｅｄ ｉｎ ｔｈｅ ｓｏｕｔｈｗｅｓｔ ｏｆ ｘｕｅｆｅｎｇ ａｒｃｕａｔｅ ｓｔｕｃｔｕｒｅ ｂｅｌｔ－Ｇｏｌｄ ｐｏｌｙｍｅｔａｌｌｉｃ ｍｅｔａｌｌｏｇｅｎｉｃ ｂｅｌｔ．Ｔｈｅ ｒｅｇｉｏｎａｌ Ｚｈａｉｙａ ｆａｕｌｔ ｒｕｎｓ ｔｈｒｏｕｇｈ ｔｈｅ ｗｈｏｌｅ ａｒｅａ ｉｎ ｔｈｅ ｅａｓｔ ｏｆ ｔｈｅ ｍｉｎｉｎｇ ａｒｅａ，ｗｈｉｃｈ ｐｒｏｖｉｄｅｓ ｔｈｅ ｍａｔｅｒｉａｌ ｓｏｕｒｃｅ ａｎｄ ｄｙｎａｍｉｃ ｂａｓｉｓ ｆｏｒ ｔｈｅ ｍｉｎｅｒａｌｉｚａｔｉｏｎ ｏｆ ｔｈｅ ｍｉｎｉｎｇ ａｒｅａ．Ｔｈｅ Ａｕ，Ａｓ ａｎｄ Ｓｂ ｇｅｏｃｈｅｍｉｓｔｒｙ ｉｎ ｔｈｅ ｍｉｎｉｎｇ ａｒｅａ ａｒｅ ｗｅｌｌ ｄｅｖｅｌｏｐｅｄ ｗｉｔｈ ｈｉｇｈ ａｎｏｍａｌｙ ｉｎｔｅｎｓｉｔｙ， ｇｏｏｄ ａｇｒｅｅｍｅｎｔ ａｍｏｎｇ ｔｈｅ ｅｌｅｍｅｎｔｓ ａｎｄ ｓｉｍｉｌａｒ ｉｎ ｓｈａｐｅ ａｎｄ ｄｉｓｔｒｉｂｕｔｉｏｎ ｏｆ ｓｔｒｕｃｔｕｒｅｓ． Ｓｅｖｅｎ ｖｅｉｎｓ ｈａｖｅ ｂｅｅｎ ｆｏｕｎｄ ｉｎ ｔｈｅ ｍｉｎｉｎｇ ａｒｅａ， ｍａｉｎｌｙ ｏｆ ｑｕａｒｔｚ ｖｅｉｎ ｔｙｐｅ．Ｔｈｅ Ａｕ ｇｒａｄｅ ｉｓ ｇｅｎｅｒａｌｌｙ ０．１×１０－６－１５．０×１０－６，ａｎｄ ｔｈｅ ｈｉｇｈｅｓｔ ｉｓ ２６．９×１０－６．Ｔｈｅ ｐｒｏｓｐｅｃｔｉｎｇ ｐｏｔｅｎｔｉａｌ ｉｎ ｔｈｅ ｍｉｎｉｎｇ ａｒｅａ ｉｓ ｇｒｅａｔ．Keywords: ＨｕａｎｇｇｏｕＤｅｐｏｓｉｔ；ＧｏｌｄＤｅｐｏｓｉｔ；ｍｅｔａｌｌｏｇｅｎｉｃｃｏｎｄｉｔｉｏｎ；ｐｏｔｅｎｔｉａｌ ａｎａｌｙｓｉｓ；Ｔｏｎｇｄａｏ Ｃｏｕｎｔｙ；Ｈｕｎａｎ Ｐｒｏｖｉｎｃｅ1 地质背景矿区大地构造位于羌塘—扬子—华南板块(Ⅳ)扬子陆块(Ⅳ-4)雪峰构造带(Ⅳ-4-9)雪峰冲断带(Ⅳ-4-9-3)上的靖州—会同古台拗、安化—黎平断裂带南东侧的华南褶皱带，区内华夏系和新华夏系构造发育，构造线总体走向北东30°左右，断裂和褶皱构造多依此方向展布。
选矿实验报告HEN system office room 【HEN16H-HENS2AHENS8Q8-HENH1688】选矿试验报告的内容选矿试验报告是选矿试验成果的总结和记录。
试验报告应该数据齐全可靠、问题分析周密、结论符合实际、文字和图表清晰明确、内容能满足设计的要求。
试验室试验报告的内容应比较详细。
半工业试验及工业试验一般都是在试验室试验或前一种试验的基础上进行的，其试验报告的内容应结合前面所做的基础试验编写，但着重反映本次试验的情况。
选矿工艺流程试验报告的主要内容通常有：（1）前言。
包括试验任务的来源、目的和要求、试验确定的工艺和达到的结果。
（2）矿样的采集制备与代表性的评价。
（3）原矿石的工艺矿物学研究。
包括矿石中的主要金属矿物与脉石矿物的成分和百分含量；研究矿石的结构与构造，根据结构、构造确定矿石的自然类型及工艺类型；矿物粒度统计分析、有用矿物解离度分析；研究各矿物嵌布状态、颗粒形态与其它矿物的嵌连关系等。
（4）选矿试验。
包括探索试验、工艺方案的选择对比、药剂种类与用量条件试验、矿浆调整条件试验、开路与闭路流程试验。
（5）精矿产品（包括某些中间产品）的分析检查结果。
（6）尾矿产品的分析结果。
（7）技术经济分析。
（8）结论：试验结果的评述、推荐意见、存在问题和建议。
（9）有关附件。
篇二：选矿试验报告选矿试验报告** 研究院2 0** 年 *月一前言受**公司委托对某铜铅锌硫化矿进行选矿试验研究，以确定处理该矿较合理的选矿工艺流程和药剂制度，为原有铅锌选矿厂增建回收铜系列提供技改参考依据。
1.1试验内容要求进行较系统的工艺流程和药剂制度试验，包括药剂种类及药剂用量条件试验。
并进行“优先浮铜”和“铜铅混浮再分离”两大工艺流程的对比试验，确定处理该矿较合理的工艺流程和选矿指标。
1.2试验研究结果该矿原矿品位：铜**%，铅**%，锌**％。
选矿试验采用优先浮选工艺流程，在磨矿细度占**%的条件下，使用**捕收剂优先浮铜，低碱（ph=*）以下用**浮铅、**浮锌，试验获得的指标：铜精矿产率**%、铜品位**%、铜回收率**%；铅精矿产率**%、铅品位**%、铅回收率**%；锌精矿产率**%、锌品位**%、锌回收率**%,试验指标理想。
【关键字】报告金矿浮选流程考察报告篇一：金矿石浮选试验报告(精华版)浮选试验报告一、试样的采取和制备7月22号收到矿石样，将所送矿样全部细磨后，用于本次试验。
样品的各主要元素含量见表1.1。
表1.1样品各主要元素分析结果由分析结果可以看出，该矿石的有价元素是金和铜，硫含量较低，属氧化类矿石。
二、选矿试验1、试验流程试验流程如下图2.1所示，由于是矿石浮选的探索性试验，所以只进行粗扫选，考察该矿石的回收率情况，对精矿没有进行精选。
2、浮选过程及结果2.1药剂条件试验固定条件：浮选浓度30%，磨矿细度-200目50%，粗选黄药100g/t，黑药80g/t，2号油25 g/t，Z200 25 g/t；扫一黄药80g/t，黑药50g/t，2号油25 g/t，Z200 25 g/t；扫二黄药50g/t，黑药50g/t，2号油25 g/t，Z200 25 g/t。
并通过添加NaS和Na2SiO3考察加不同调整剂的影响，并进行了细度为-200目50%2和80%的对比试验，试验结果见表2.1。
表2.1条件试验结果通过1与2试验对比发现，加入Na2S有利于提高金浮选回收率。
通过2与3试验对比发现添加Na2SiO3，在一定程度上有提高金浮选回收率的作用，在提高铜浮选回收率方面效果不太明显。
通过1与4试验对比发现，磨矿细度由-200目50%提高到80%，金、铜的回收率都获得很大的提高，可见细度是影响该矿物回收率的主要因素，因而我们安排进一步提高磨矿细度的浮选试验。
2.1.2细度条件试验通过对调浆后检测PH可见，该矿物略显酸性，所以采用Na2CO3 做调整剂。
固定条件：加Na2CO3调PH=8-9，搅4min；加Na2S XXg/t搅30min，浮选浓度30%，粗选黄药100g/t，2号油25 g/t，Z200 25 g/t；扫一黄药80g/t，2号油25 g/t，Z200 25 g/t；扫二黄药50g/t，2号油25 g/t，Z200 25 g/t。
选矿试验报告** 研究院2 0** 年*月一前言受**公司委托对某铜铅锌硫化矿进行选矿试验研究，以确定处理该矿较合理的选矿工艺流程和药剂制度，为原有铅锌选矿厂增建回收铜系列提供技改参考依据。
1.1试验内容要求进行较系统的工艺流程和药剂制度试验，包括药剂种类及药剂用量条件试验。
并进行“优先浮铜”和“铜铅混浮再分离”两大工艺流程的对比试验，确定处理该矿较合理的工艺流程和选矿指标。
1.2试验研究结果该矿原矿品位：铜**%，铅**%，锌**％。
选矿试验采用优先浮选工艺流程，在磨矿细度-0.074mm占**%的条件下，使用**捕收剂优先浮铜，低碱（PH=*）以下用**浮铅、**浮锌，试验获得的指标：铜精矿产率**%、铜品位**%、铜回收率**%；铅精矿产率**%、铅品位**%、铅回收率**%；锌精矿产率**%、锌品位**%、锌回收率**%,试验指标理想。
选矿废水经检测，全面达到国标GB8979—1996二类企业排放标准。
该铜铅锌矿的浮选采用本试验推荐的药剂制度，不会发生废水超标的问题。
二试样的采集和加工试样由委托方采集并送至我院，试样重约**Kg。
为制备试验矿样，对送来的矿样进行了加工。
加工流程如图2.1所示。
图2.1 试样加工流程图三试样性质研究3.1试样化学分析试样多元素化学分析结果见表3.1。
表3.1 试样多元素化学分析结果成分Cu Pb Zn S As Fe Ag 含量(%)注：Ag单位为g/t。
从表3.1结果看：原矿铜品位**%、铅品位**%、锌品位**%、银品位**g/t，具有回收价值，原矿含砷**％较低。
3.2试样铅物相分析试样铅物相分析结果见表3.2。
表3.2 试样铅物相分析结果从表3.2结果看：原矿硫化铅占有率**%，氧化铅占有率**%，铅氧化率较高，将严重影响铅回收率的提高。
四选矿试验研究4.1 磨矿细度曲线磨矿细度试验在实验室型***锥形球磨机中进行，每次磨样**g，磨矿浓度为**%。
矿产勘测寻找金矿报告背景本报告旨在根据矿产勘测数据分析，为矿区寻找金矿提供参考意见。
通过系统的地质调查和采样分析，我们希望能够确定金矿的潜在位置和储量。
方法ology1. 地质调查：对矿区进行详细的地质结构和地貌特征分析。
通过观察岩石类型、断裂带、构造破碎带等特征，确定金矿可能的分布范围。
2. 采样分析：在矿区内选取代表性样品进行采集，并进行化学分析和矿石成分鉴定。
通过分析样品中金元素的含量和分布情况，确定可能的金矿富集区。
3. 地球物理探测：利用地球物理勘测技术，如地震勘探、电磁勘探等，探测地下金矿的存在和分布情况。
结合地质学和物理学的知识，进一步确定金矿的潜在位置。
结果根据我们的研究和分析，我们得出以下初步结论：1. 矿区地质结构复杂，存在多条断裂带和构造破碎带，这可能为金矿的富集提供了有利条件。
2. 采样分析结果显示，矿区内存在多个金元素富集区。
这些区域显示出较高的金含量，可能是金矿的潜在位置。
3. 地球物理探测结果提示，矿区地下存在异常现象，可能与金矿有关。
进一步的勘测工作有望进一步确定金矿的具体位置和储量。
建议基于我们的分析和初步结论，我们提出以下建议：1. 进一步加强地质调查工作，通过深入研究岩石结构和构造特征，进一步缩小金矿可能的分布范围。
2. 继续进行采样分析，选取更多样品进行化学鉴定，以进一步确定金矿富集区的具体位置。
3. 考虑使用更高级的地球物理探测技术，如重力勘测、磁力勘测等，以提高金矿富集区的精确度和定位。
4. 对潜在富集区进行更深入的勘探和钻探，以确定金矿的储量和经济价值。
5. 需要进一步进行环境评估和风险评估，确保金矿开采对周围环境的影响最小，并采取必要的保护措施。
结论通过地质调查、采样分析和地球物理探测等手段，我们初步确定了矿区内金矿的潜在位置和富集区。
然而，进一步的勘测工作还需要进行，以进一步确认金矿的具体位置和储量。
希望本报告对矿区寻找金矿提供了一定的参考和指导，并能为后续的勘测工作提供有价值的信息。
道县矿山开采情况汇报材料
近年来，道县矿山开采工作取得了长足的进展，为当地经济发展做出了积极贡献。
以下是对道县矿山开采情况的汇报材料：
一、矿山资源概况。
道县地处湖南省东南部，境内矿产资源丰富，主要有铅、锌、铜、金、银等金
属矿产和煤炭、石灰石等非金属矿产。
其中，铅锌矿是当地的主要矿种，储量丰富，开采潜力大。
二、矿山开采情况。
1. 铅锌矿开采，道县铅锌矿主要分布在南部山区，目前已建成多座矿山，开采
规模不断扩大。
矿石品位较高，开采效益显著。
2. 煤炭开采，道县煤炭资源较为丰富，煤矿开采已成为当地重要的支柱产业。
近年来，通过技术改造和设备更新，煤矿开采效率大幅提升。
3. 矿山安全生产，道县矿山开采注重安全生产，加强矿山安全管理，严格执行
相关法规，确保人员和设备安全。
三、矿山环保措施。
1. 绿色开采，道县矿山开采注重生态环保，采取绿色开采技术，减少对周边环
境的影响，保护生态平衡。
2. 治理矿山废弃物，加强对矿山废弃物的治理和综合利用，减少对土地资源的
占用和污染。
3. 环境监测，建立完善的矿山环境监测系统，对矿山开采过程中产生的废水、
废气等进行监测和治理，确保环境质量符合相关标准。
四、矿山开采发展规划。
未来，道县将继续加大对矿山开采的支持力度，推动矿山开采技术创新和设备更新，提高开采效率和资源利用率。
同时，加强矿山环保治理，促进绿色开采，实现经济效益和环境效益的双赢。
以上是对道县矿山开采情况的汇报材料，希望相关部门能够给予关注和支持，共同推动道县矿山开采事业持续健康发展。
选矿试验可行性分析报告1. 引言选矿试验是矿山开发过程中的重要环节，通过对矿石样品进行深入分析和试验，以确定矿石的可选性和选矿工艺的可行性。
本报告旨在对选矿试验的可行性进行分析，为进一步的选矿工作提供依据。
2. 选矿试验目的选矿试验目的是为了评估矿石的可选性和选矿工艺的可行性，通过对矿石样品进行物理、化学、矿石学等多方面分析和试验，获取关键数据和信息，从而确定最佳的选矿方案。
3. 选矿试验方法选矿试验主要包括以下几个方面的内容：3.1 物理性质试验物理性质试验主要是通过对矿石样品的密度、颗粒度、磁性等特性进行测定和分析，以确定选矿过程中可能遇到的问题。
3.2 化学成分试验化学成分试验主要是通过对矿石样品进行化学成分分析，确定矿石的成分和杂质含量，从而判断矿石的可选性。
3.3 浮选试验浮选试验是选矿试验中的关键环节，通过对矿石样品进行浮选实验，确定最佳的浮选工艺参数和条件，从而提高选矿效果。
4. 可行性分析过程4.1 样品采集和样品选择根据矿石矿物组成和成分分析，采集符合选矿试验要求的样品。
4.2 试验设计根据选矿试验目的，确定试验方案，包括试验项目、试验参数等。
4.3 试验实施按照试验方案，对样品进行物理性质试验、化学成分试验和浮选试验。
4.4 数据分析和结果评价对试验结果进行数据分析，评价选矿方案的可行性和指导性。
5. 结果与建议通过选矿试验的实施和数据分析，得出以下结果和建议：- 样品的物理性质符合选矿工艺要求，不存在处理问题。
- 样品的化学成分含杂质较少，可选性较好。
- 经过浮选试验，确定了最佳的浮选工艺参数和条件。
- 建议在进一步的选矿工作中采用这种浮选工艺方案，并对工艺参数进行优化。
6. 总结本报告对选矿试验的可行性进行了分析，通过对矿石样品的物理性质试验、化学成分试验和浮选试验，得出了选矿方案的可行性和指导性建议。
根据试验结果，可以为进一步的选矿工作提供数据支持，提高选矿效果，降低生产成本，提高经济效益。
十三五重点项目贵金属矿采选项目可行性研究报告集团文件发布号：（9816-UATWW-MWUB-WUNN-INNUL-DQQTY-“十三五”重点项目-贵金属矿采选项目可行性研究报告编制单位：本报告是针对行业投资可行性研究咨询服务的专项研究报告，此报告为个性化定制服务报告，我们将根据不同类型及不同行业的项目提出的具体要求，修订报告目录，并在此目录的基础上重新完善行业数据及分析内容，为企业项目立项、申请资金、融资提供全程指引服务。
可行性研究报告是在招商引资、投资合作、政府立项、银行贷款等领域常用的专业文档，主要对项目实施的可能性、有效性、如何实施、相关技术方案及财务效果进行具体、深入、细致的技术论证和经济评价，以求确定一个在技术上合理、经济上合算的最优方案和最佳时机而写的书面报告。
可行性研究是确定建设项目前具有决定性意义的工作，是在投资决策之前，对拟建项目进行全面技术经济分析论证的科学方法，在投资管理中，可行性研究是指对拟建项目有关的自然、社会、经济、技术等进行调研、分析比较以及预测建成后的社会经济效益。
在此基础上，综合论证项目建设的必要性，财务的盈利性，经济上的合理性，技术上的先进性和适应性以及建设条件的可能性和可行性，从而为投资决策提供科学依据。
投资可行性报告咨询服务分为政府审批核准用可行性研究报告和融资用可行性研究报告。
审批核准用的可行性研究报告侧重关注项目的社会经济效益和影响；融资用报告侧重关注项目在经济上是否可行。
具体概括为：政府立项审批，产业扶持，银行贷款，融资投资、投资建设、境外投资、上市融资、中外合作，股份合作、组建公司、征用土地、申请高新技术企业等各类可行性报告。
报告通过对项目的市场需求、资源供应、建设规模、工艺路线、设备选型、环境影响、资金筹措、盈利能力等方面的研究调查，在行业专家研究经验的基础上对项目经济效益及社会效益进行科学预测，从而为客户提供全面的、客观的、可靠的项目投资价值评估及项目建设进程等咨询意见。
湖南道县祥林铺多金属矿可选性试验报告湖南道县祥林铺矿区矽卡岩型多金属矿床，是一个白钨、萤石、钼、铋、锡等多金属共伴生的大型矿床。
通过选矿试验发现：钼铋可选性很差，几乎不具有回收价值，白钨与萤石矿有回收价值。
在合理药剂制度条件下进行浮选试验，白钨一次粗选的回收率可达84%以上，粗精矿品位可达3%以上，说明白钨的可浮性较好。
对萤石的进行了大量的试验研究，萤石回收率一直上不去，粗选的回收率总排徊在50%左右，尾矿品位大多在12%以上，需要对萤石进行工艺矿物学的研究，才能有效指导萤石的选矿试验研究。
1 原矿性质1.1原矿多元素分析表1 试样化学多元素分析结果 %元素WO3Mo Bi CaF2TFe SiO2S Sn CaCO3质量分数0.25 0.018 0.027 22.13 10.44 24.38 0.68 0.043 11.89 从表1可知，试样中的钨与萤石高于工业品位外，其伴生有益元素锡、铋、钼的含量均很低。
1.2主要矿物嵌布特征钨矿物主要以白钨矿形式存在，试样中未发现黑钨矿，主要脉石矿物除石英、长石外，均为含钙的矿物，含钙矿物含量约占70%。
钼矿物大部分分布于白钨矿之中，大多以类质同象存在，被白钨矿包裹，X 光粉晶分析定为3R型辉钼矿。
铋矿物主要以辉铋矿形式存在，粒度极为细小，一般为0.0036×0.018毫米，且大多被方解石、白钨矿、萤石包裹。
铁矿物主要以钙铁榴石形式存在，磁铁矿与黄铁矿含量很少。
（注：矿物嵌布特征参考广东地质局的报告）2选矿试验研究根据矿石的工艺矿物学研究结果，钼与铋品位很低，并且开目粒度超细，首先探索钼与铋矿物的可浮选，考察是否具有回收价值。
白钨与萤石是主要回收对象，宜采用全浮选单一分选技术实现有用矿物的综合回收。
通过先对白钨矿的选别，再对萤石矿的选别；粗精矿进行加温精选，萤石粗精矿需要多次精选。
2.1浮选条件试验条件试验方法采用传统的析因试验方法，单无试验在因素的前提下，变动一个元素，并将所得的试验数据分析确定最佳工艺参数。
2.1.1磨矿细度试验图1 磨矿细度试验流程表2磨矿细度试验：钼铋浮选段试验结果磨矿细度/% （-200目）产品名称产率/%品位/% 回收率/%Mo Bi Mo Bi80.71K 4.53 0.150 0.460 26.23 59.25 X 95.47 0.020 0.015 73.77 40.75 合计100.00 0.026 0.035 100.00 100.0087.56K 3.59 0.200 0.500 42.70 55.40 X 96.41 0.010 0.015 57.30 44.60 合计100.00 0.017 0.032 100.00 100.0091.95K 3.29 0.200 0.640 40.52 52.16 X 96.71 0.010 0.020 59.48 47.84 合计100.00 0.016 0.040 100.00 100.0093.08K 4.22 0.200 0.470 46.83 67.42 X 95.78 0.010 0.010 53.17 32.58 合计100.00 0.018 0.029 100.00 100.0096.79K 3.48 0.200 0.540 41.87 39.33X 96.52 0.010 0.030 58.13 60.67 合计100.00 0.017 0.048 100.00 100.00Na2SiO3：600SN-9：80BK-205：20试样药剂用量：g/tNa2CO3：2500Na2SiO3：1000ZL：200H2SO4：1500BK410：240K（KK（CaF2）X（CaF2）表3 磨矿细度试验：钨浮选段试验结果磨矿细度/%（-200目）产品名称WO3产率/% WO3品位/% WO3回收率/%80.71K 4.92 2.00 59.66 X 95.08 0.07 40.34 合计100.00 0.16 100.0087.56K 12.72 0.80 62.49 X 87.28 0.07 37.51 合计100.00 0.16 100.0091.95K 5.73 2.00 63.45 X 94.27 0.07 36.55 合计100.00 0.18 100.0093.08K 5.78 2.00 67.17 X 94.22 0.06 32.83 合计100.00 0.17 100.0096.79K 6.66 2.00 74.06 X 93.34 0.05 25.94 合计100.00 0.18 100.00表4 磨矿细度试验：萤石浮选段试验结果磨矿细度/%（-200目）产品名称CaF2产率/% CaF2品位/% CaF2回收率/%80.71K 38.64 30.34 57.57 X 61.36 14.08 42.43 合计100.00 20.36 100.0087.56K 34.45 27.91 54.71 X 65.55 12.14 45.29 合计100.00 17.57 100.0091.95K 44.51 29.13 66.38 X 55.49 11.83 33.62 合计100.00 19.53 100.0093.08K 40.65 30.83 63.49 X 59.35 12.14 36.51 合计100.00 19.74 100.0096.79K 38.36 30.34 63.36 X 61.64 10.92 36.64 合计100.00 18.37 100.00从表2、表3可知，随着磨矿细度增加，钨与萤石的回收率随之提高，磨矿细度宜采用96.79%，从表1可知，钼铋的回收率与精矿品位很低。
并且白钨损失在钼铋粗精矿的回收率约5%，因此，宜采用不浮选钼铋矿。
2.1.2 水玻璃用量试验图2 水玻璃用量试验流程表5 水玻璃用量试验结果水玻璃用量/g.t -1产品名称WO 3产率/% WO 3品位/% WO 3回收率/% 1500K 12.78 1.50 81.47 X 87.22 0.05 18.53 合计 100.00 0.24 100.00 2000K11.67 1.80 77.26 X 88.33 0.07 22.74 合计 100.00 0.27 100.00 2500K9.53 2.20 76.79 X 90.47 0.07 23.21 合计 100.00 0.27 100.00 3000K7.59 2.45 74.19 X 92.41 0.07 25.81 合计100.000.25100.002.1.3 碳酸钠用量试验图3 碳酸钠用量试验流程试样药剂用量：g/tNa 2CO3：变量 Na 2SiO 3：2000 ZL ：250 H 2SO 4：400 Na 2SiO 3：500 BK410：150 K K （CaF 2）X （CaF 2）试样药剂用量：g/tNa 2CO 3：2000 Na 2SiO 3：变量 ZL ：200 K 33）表6碳酸钠用量试验：钨浮选段试验结果碳酸钠用量/g.t-1产品名称WO3产率/% WO3品位/% WO3回收率/%K 14.99 1.40 86.05 X 85.01 0.04 13.95 合计100.00 0.24 100.001000K 13.68 1.60 83.53 X 86.32 0.05 16.47 合计100.00 0.26 100.002000K 10.86 1.60 79.58 X 89.14 0.05 20.42 合计100.00 0.22 100.003000K 7.84 2.10 69.07 X 92.16 0.08 30.93 合计100.00 0.24 100.00表7 碳酸钠用量试验：萤石浮选段试验结果碳酸钠用量/g.t-1产品名称CaF2产率/% CaF2品位/% CaF2回收率/%K 21.74 30.34 36.27 X 78.26 14.81 63.73 合计100.00 18.19 100.001000K 15.04 36.05 30.29 X 84.96 14.69 69.71 合计100.00 17.90 100.002000K 20.14 30.71 32.59 X 79.86 16.02 67.41 合计100.00 18.98 100.003000K 26.30 37.87 43.43 X 73.70 17.60 56.57 合计100.00 22.93 100.00从表5可知，水玻璃用量从1500g/t增大到3000g/t，回收率有所的下降，精矿品位有所提高；从表6可知，碳酸钠用量从0增大到3000g/t，钨的回收率有所下降，精矿品位有所提高，萤石的回收率逐步提高。
从水玻璃与碳酸钠条件试验结果可分析出：碳酸钠用量应控制在1000 g/t以内，浮完钨后再加适量的碳酸钠有利于萤石的浮选。
水玻璃用量不宜太低，也不宜太高。
2.1.4 硫酸用量试验图4 硫酸用量试验流程表8 硫酸用量对萤石浮选的影响试验结果硫酸用量/g.t -1产品名称CaF 2产率/% CaF 2品位/% CaF 2回收率/%0 K21.58 32.04 37.33 X 78.42 14.80 62.67 合计 100.00 18.52 100.00 200 K21.23 32.76 35.90 X 78.77 15.77 64.10 合计 100.00 19.38 100.00 600 K25.91 32.04 43.49 X 74.09 14.56 56.51 合计 100.00 19.09 100.00 1000 K31.75 31.31 53.11 X68.2512.86 46.89合计100.0018.72100.00从表8可知，随着硫酸用量的增大，萤石的回收率随之提高。
从以上所有萤石试验结果可以看出，萤石的回收率一直很低，尾矿品位大多在12%以上。
可能的原因有：细度不够、药剂制度不合理、矿石本身可浮性差等，为了探究其原因，接下来进行萤石专项探索试验。
试样药剂用量：g/tNa 2CO 3：2000Na 2SiO 3：2000 ZL ：400 H 2SO 4：变量 Na 2SiO 3：1000 BK410：180K K （CaF 2）X （CaF 2）2.2 萤石专项探索试验为了提高萤石的回收率前脱药、原矿直接浮萤石、加大捕收剂与活化剂用量、减小抑制剂用量、寻找最佳的pH 值、提高磨矿细度等方式进行探究萤石的可浮性。
图5 萤石探索试验流程 图6 萤石探索试验流程图8 萤石探索试验流程图7 萤石探索试验流程 图9 萤石探索试验流程Na 2CO 3：3000Na 2SiO 3：1600ZL ：120 试样药剂用量：g/tK K （CaF 2）X （CaF 2）Na 2CO 3：800 H 2SO 4：500 BK410：180Na 2CO 3：400Na 2SiO 3：500 BK410：300试样药剂用量：g/tK （CaF 2）X （CaF 2）BK410：60：60 M （CaF 2）H 2SO 4：变量Bk410：300试样药剂用量：g/tK （CaF 2） X （CaF 2）H 2SO 4：变量Na 2SiO 3：1000 BK410：300试样药剂用量：g/tK （CaF 2）X （CaF 2） BK410：60：60M （CaF 2）H 2SO 4：1000Bk410：300试样药剂用量：g/tK （CaF 2） X （CaF 2）表9 萤石专顶探索试验结果试验流程试验条件产品名称CaF2产率/% CaF2品位/% CaF2回收率/%见图5 浮钨后脱药K 29.10 37.02 53.46X 70.90 13.23 46.54合计100.00 20.15 100.00 浮钨后未脱药K 30.19 33.74 52.44X 69.81 13.23 47.56合计100.00 19.42 100.00见图6磨矿时间22分钟（-200目占96.67%)K 32.91 32.53 54.83M 9.40 20.88 10.05X 57.68 11.89 35.12合计100.00 19.53 100.00磨矿时间32分钟K 36.08 33.74 56.69M 13.76 21.60 13.84X 50.16 12.62 29.48合计100.00 21.48 100.00见图7 H2SO4：2000K 15.48 54.67 38.03M 12.62 30.65 17.39X 71.90 13.80 44.59合计100.00 22.25 100.00 H2SO4：4000K 15.73 51.56 37.14M 10.60 35.51 17.23X 73.67 13.53 45.63合计100.00 21.84 100.00 H2SO4：6000K 17.43 55.69 44.32M 11.99 17.38 9.52X 70.58 14.32 46.16合计100.00 21.90 100.00见图8H2SO4：0K 24.78 38.07 41.93X 75.22 17.37 58.07合计100.00 22.50 100.00 H2SO4：1000K 27.39 45.47 53.64X 72.61 14.82 46.36合计100.00 23.21 100.00 H2SO4：2000K 22.26 48.28 47.42X 77.74 15.33 52.58合计100.00 22.67 100.00见图9 常温水浮选K 27.39 45.47 53.64X 72.61 14.82 46.36合计100.00 23.21 100.00 热水浮选K 26.10 47.26 55.23X 73.90 13.53 44.77合计100.00 22.33 100.00萤石专项探索试验结果表明：通过浮萤石前脱药、原矿直接浮萤石、加大捕收剂与活化剂用量、减小抑制剂用量、在不同矿浆pH 值条件下、提高磨矿细度、热水浮选法等均没有有效提高萤石的回收率，粗选的回收率均在60%以下。
