某金矿选厂采用的选矿工艺是浮选+金精矿氰化提金工艺。金矿经过浮选后得到的金精矿，再经过氰化工艺进行提金。但是，在投产后发现了两个问题，一是浸出尾渣和尾液品位偏高；二是浸吸回收率偏低。为了解决这些问题，该选厂进行了一次深入的工艺优化。
该选厂的生产工艺流程主要包括以下几个步骤：
1、脱水：金精矿经过φ20m中心传动浓密机和45m²陶瓷过滤机进行两段脱水。
2、调浆：脱水后的金精矿滤饼经过φ3000mm调浆槽搅拌。
3、分级：使用φ250mm水力旋流器进行分级，旋流器沉砂返回MQY2100mm×3000mm溢流型球磨机。
4、闭路磨矿：旋流器溢流进入砂泵池，由渣浆泵输送至φ150mm水力旋流器组进行分级，沉砂给入二段MQY1 500mm×3000mm溢流型球磨机，二段球磨排矿再输送至φ150mm水力旋流器组进行分级，构成闭路磨矿。
5、浸前浓密：水力旋流器溢流自流至φ9m浸前浓密机，浓密机溢流返回金精矿再磨作业，浓密机底流进入浸出槽。
6、浸出吸附：底流进入φ5.5m×6.0m浸出槽(浸出吸附总槽数为10槽，一段预浸，九段浸吸)，矿浆分别从前向后自流经过浸出槽、浸吸槽。
7、尾渣处理：浸出后的尾渣经600m²隔膜压滤机脱水后堆存。
8、载金炭处理：载金炭从尾槽进行串炭，由2#浸吸槽提出载金炭，并送入解吸电解车间进行金的解吸电解，电解后的金泥冶炼成合质金出售。
这个流程通过各个步骤的协同作用，实现了金精矿的有效提金，但同时也存在一些问题，如磨矿效率和分级效率较低，浸吸回收率偏低等，这些问题在后续的工艺优化中得到了解决。
进行工艺流程考察后，发现了以下问题：
磨矿作业效率低：一段磨矿作业与二段磨矿作业的比生产率分别为0.280 t/(m³·h)和0.063 t/(m³·h)，表明磨矿效率较低。
分级效率低：一段分级水力旋流器分级质效率为16.19%，二段分级水力旋流器分级质效率为1.88%，说明分级效率较低。
分级给矿浓度高：一段分级矿浆浓度为46.43%，二段分级矿浆浓度为28.75%，分级给矿浓度较高，这是导致分级效率低的主要原因。
浸出速度较快但存在问题：金精矿在调浆过程中金浸出率为28.41%，一段磨矿分级金浸出率为70.77%，二段磨矿分级金浸出率为74.89%，经浸前浓密机作业后金浸出率可达78.24%，但整个浸出流程中CN-质量分数基本高于0.20%，这可能导致金的溶解速率反而下降，并且氰化物质量分数过高会导致一些难浸的其他金属溶解并被活性碳吸附，增加载金炭含杂量。
活性碳吸附效果受影响：生产中3#浸吸槽、7#浸吸槽和9#浸吸槽的炭密度均低于10g/L，炭密度较低，影响吸附效果。
存在“胀水”现象：即生产中回水量大于补充水量，导致流程中的水量不平衡。
浸出槽内充气不足：影响CN-与O2的浓度，进而影响金的浸出效果。
解吸贫炭未进行再生：活性碳吸附体系中对各种有机物、浮选药剂和贱金属氧化物也具有很强的吸附能力，不进行再生会影响炭对金的吸附活性。
解吸贫炭加入浸出流程前未设置筛分装置：导致微细粒粉炭进入浸渣中，造成尾渣品位偏高，致使金流失。
载金炭含泥量高：金精矿氰化工艺所需磨矿细度为-0.045 mm占95%，细粒级物料比表面积大，表面活性较高，易吸附至载金炭表面，导致从流程中提出的载金炭含泥量较高，影响电解金泥质量。
针对工艺流程考察中发现的问题，采取了以下优化措施：
磨矿分级优化：
更换陶瓷过滤机陶瓷片，并加强清洗，保证脱水效果。
加强对球磨机装球率的检测，提高球磨机生产率和磨矿效率。
降低水力旋流器分级给矿浓度，提高分级效率。
规范浸前浓密机操作，保证底流连续供矿且矿浆浓度适宜。
浸出吸附优化：
将活性碳吸附由2#浸吸槽前移至1#浸出槽，延长吸附时间，降低尾液金质量浓度。
优化浸出槽内充气系统，保证O2浓度，强化金的浸出效果。
规范提串炭制度，加强炭密度检测，保证浸吸槽内炭密度大于10g/L。
增加解吸贫炭火法再生设备，保证炭的吸附容量和吸附速度。
在浸吸作业尾槽处增加筛分装置，筛除解吸过程中产生的粉炭。
改变载金炭提炭筛的尺寸，提高金泥质量。
其他优化措施：
针对“胀水”现象，通过提高脱水效率和优化给矿浓度来减少流程中的水量不平衡。
对于浸出槽内充气不足的问题，通过优化充气系统来保证矿浆中CN-与O2的浓度，提高金的浸出效率。
通过这些优化措施，金浸出回收率从86.697%提高至90.569%，年可增加黄金产量39.36 kg，年增加经济收益可达1101.94万元，显著提升了生产指标和经济效益。