矿石性质鑫城金矿的矿石类型为中硫化物含砷蚀变岩型金矿石。矿石中主要金属矿物为金属硫化物，其次为少量的金属氧化物及次生矿物。脉石矿物主要为石英、绿泥石、长石等。矿石中矿物相对含量测定结果见表1.表1矿石中矿物相对含量测定结果金属矿物非金属矿物合计/其它长石绿泥石石英臭葱石毒砂方铅矿闪锌矿铜蓝黄铜矿褐铁矿黄铁矿矿石中金矿物主要为自然金，其次为银金矿、自粒径镜下测量结果见表2金矿物赋存状态镜下测然银。金矿物在矿石中分布很不均匀，粒度较粗。定结果见表3.其赋存状态以粒间金为主，其次为裂隙金。金矿物该矿石中含金品位7.表2金矿物粒径测量结果粒度粗粒金中粒金细粒金微粒金合计含量/%表3金矿物赋存状态测定结果赋存状态相对含量/类别含量/合计/%黄铁矿与脉石粒间粒间金黄铁矿粒间石英脉石粒间裂隙金黄铁矿裂隙包裹金石英包裹黄铁矿包裹张国刚9长-春市南湖大路54表4技改前选矿工艺指标（999年6~7月）3原选矿工艺流程及存在的问题3.1原选矿工艺流程3.2原选矿工艺存在的问题1碎矿工艺不合理原碎矿工艺流程采用一段开路破碎工艺，其破碎产品粒度为一7Qmm，这种产品给入球磨机存在下列缺点：①破碎产品粒度过粗，增加了选厂的电能消耗，同时也增加了钢球的消耗，从而增加了选矿成本违反了选矿工艺中多碎少磨的原则。②破碎产品粒度粗也给选矿生产的控制带来困难。由于破碎产品粒度较粗（个别可达9Qmm），使摆式给矿机给矿均匀易厉塞，加了矿量控制的难i③选厂的处理能力受到限制，达不到设计的处理量，在实际生产中仅能达到80t/d. 2分级设备选择不合适水力旋流器与其它分级设备相比，因具有结构简单，易于制造，设备成本低，分级效果好等优点而被广泛应用。但因其易磨损，需砂泵强制给矿，并且粒度越粗其磨损越快，所以一般多用于细粒物料的分级。鑫城金矿选厂球磨排矿中一200目含量在30%左右，有些颗粒可达3mm以上，采用砂泵扬送时更换矿泵叶轮周期为10d左右，更换沉砂嘴周期为8d~12d左右。每次更换砂泵叶轮需1.5h左右，更换沉砂嘴需时3Qmin，因无备用设备，每次维修都需停车，并且开车30min左右才能基本恢复正常。
这即增加了选矿成本同时还影响设备运转率。
磨矿参数选择不正确~50%，不利于钢球对矿石的打击和磨削。
单一浮选工艺不合理鑫城金矿矿石中中粗粒金含量达79. 12%，这部分金较适合采用混汞法加以回收。但该方法污染环境，且危害人体健康已被取谛。取谛后单独采用浮选法进行金的回收对指标影响较大，在实际生产中有时尾矿品位可达3~5g/1. 5浮选药剂制度不合适浮选药剂黄药浓度配制过大（为25%），不利于药剂添加和扩散，影响药剂用量的控制及矿化效果。
药剂添加点仅为二点，即仅在粗选和扫选添加药剂，影响浮选效果。
单一用药，不适合矿石的性质，应采用混合用药的方法。
4选矿工艺技术改造41碎矿、磨矿工艺改造750颚式破碎机作为二段破碎设备，从而形成二段开路破碎，通过调整破碎机排矿口宽度可使破碎产品粒度由一70mm降至35mm 1200螺旋分级机分级。
4.2增加重选工艺增加重选工艺，将重选加至球磨机与分级机之间，经生产调试后重选回收率可达50%，浮选尾矿品位可降至1. 0g/t选矿回收率由85%提高到89%左右。
4.3调整浮选药剂制度将原工艺流程中仅在二扫补加药剂改为一扫、二扫同时补加药剂，并将其用量调整为一扫加黄2油25g/t；二扫加黄药在粗选中增加丁铵黑药12g/t同时将黄药用量由4Cg/t减至30g/t，2油用量由40g/t减至30g/1.通过浮选药剂的调整，可使浮选尾矿品位由7g/t左右，金的回收率提高了5技术改造后工艺流程及指标（，表5）6结语大颗粒金在浮选工艺回收时易流失，这部分金适合采用重选工艺预先加以回收。
表5技术改造后选矿工艺指标（999年11处理矿量原矿品位分级溢流11品位重选回收率浮选精矿产率浮选精矿品位/g°t1浮选尾矿品位/g°t1浮选作业回收率浮选对原矿回收率选矿总回收率/%运用多碎少磨的原则，降低破碎产品粒度可提高选厂的处理能力，从而增加选厂的经济效益。
在一段闭路磨矿系统中，由于磨机排矿粒度较粗，更适合采用螺旋分级机分级。
采用混合用药的方式，发挥药剂“协同”效应，可明显改善浮选效果。
鑫城金矿通过生产技术改造，增加了20t/d的处理量，年可增产黄金45.09kg，年多增加经济效益200.07万元；提高回收率6. 87%，年可增产黄金13. 43kg年增加经济效益102.44万元。选厂生产能力的增加及选矿回收率的提高，使矿山年可增产黄金58.52kg年可增经济效益302.51万元，选矿技术改造取得了较佳的效果。