前语
九江县丁家山金矿是一个小型金矿，1990年正式投产.其首要选冶出产工艺为池浸及堆浸、活性炭吸附、解吸电解的化提金工艺。此工艺优化曾经日处理量只要58t/d，年产金不到30kg，金回收率只要70%。从1998年6月～2003年期间进行了选矿工艺优化，经过下降破碎粒度，操控最佳用量，添加渗滤层及运用化助浸剂，改善吸附体系，操控堆高，完善加药及喷淋准则等工艺优化办法，黄金选矿的回收率进步15百分点，并逐步进步处理量，终究达200t/d，下降了本钱，显着进步了厂商效益。
一、原矿性质
丁家山金矿矿石中金属矿藏首要为褐铁矿，其次为赤铁矿.少数黄铁矿、黄铜矿，偶见方铅矿、天然铜、斑铜矿、铜蓝、闪锌矿、毒砂、天然金、硫铁银矿；非金属矿藏首要为石英、硅质水云母、高岭石、绢云母等。
金矿藏为天然金，首要以裂隙金、粒间金和包裹金状况嵌布于褐铁矿中(占86.74%)，少数嵌布在脉石矿藏中(占13.26%)。
天然金的粒度首要在0.074～0.01mm之间(占75.58%)。属中－细粒金，形状以长角粒状为主，角粒状次之。枝叉状、针状、板片状少数，金成色率935.8‰。金的粒级散布见表1。
矿石中首要有用成分为金、共生铁，伴生有利组分为银，伴生有害成分为砷，但含量不高。金的含量以含金土状褐铁矿最高，含金块状褐铁矿次之，含金砾石最低，金的赋存联系及多元素分析见表2、3。
表1 天然金粒级相对含量
粒级/mm
相对含量/%
＞0.1
0.1～0.074
0.074～0.053
0.053～0.037
0.037～0.01
＜0.01
算计
8.44
7.52
18.32
28.96
28.3
8.46
100
表2 天然金赋存联系含量
嵌存联系
相对含量/%
在褐铁矿裂隙中
在褐铁矿粒间中
在褐铁矿之中
在脉石粒间
在脉石之中
算计
52.74
29.32
4.69
5.98
7.28
100
表3 原矿多元素分析 /%
元素
Fe
Cu
Pb
Zn
As
Mn
S
P
C
含量
29.72
0.055
0.14
0.012
0.13
0.009
0.007
0.185
0.7
元素
Sb
Bi
SiO2
TiO2
CaO
MgO
Al2O3
Au
Ag
含量
0.088
0.017
44.5
0.388
0.47
0.31
4.18
3～5.2(g/t)
6～12(g/t)
二、化工艺参数小型实验
为建立丁家山金矿选矿工艺最优参数，对现场工艺参数及改善的工艺参数进行小型实验比照。
（一）尾矿粒度分析及浸出粒度实验
1、尾矿粒度分析
从出产现场尾渣堆场取化浸出后的尾矿归纳大样1000kg，进行了尾矿粒度分析，成果见表4。
表4 尾矿粒度筛析
粒级mm
产率%
Au档次g/t
Au金属量g
Au散布率%
+80
-80+50
-50+20
-20+1
-1+0.074
-0.074
小计
11.5
20
12.3
13.4
8.9
33.9
100
1.61
1.53
0.8
0.35
0.2
0.29
0.752
0.185
0.306
0.0984
0.047
0.0178
0.098
0.752
24.6
40.7
13.1
6.3
2.3
13
100
从尾矿筛析可见，尾矿档次偏高，大部涣散布在50mm粒级以上，下降这部分粒级金丢失是进步回收率之要害。
2、浸出粒度实验
将上述尾矿粒度筛析出来的+50mm粒级尾矿缩分红三份，别离破碎至－30mm、－20mm、－10mm，进行40kg/桶小型化浸出实验。实验条件如下，实验成果见表5。
固定条件：用量1kg/t矿，氧化钙5kg/t矿，pH10～ll，液固比3：1，共分三次浸出，第一次时刻72h，第2次24h，第三次12h，共108h。
改变条件：粒度－30mm，－20mm，－10mm。
表5 尾矿浸出粒度实验
浸泡桶号
浸出粒度mm
当选矿石Au档次g/t
尾渣Au档次g/t
Au浸出率%
W1#
W2#
W3#
-30
-20
-10
1.21
1.24
1.15
0.49
0.41
0.38
59.5
66.9
66.95
从表5实验成果可见，+50mm尾矿经过从头破碎后，进行化浸出，依然能够将部分浸出，其间－20mm粒度浸出率最佳，达66.9%，阐明下降当选粒度是进步金浸出率的要害。
（二）用量实验
1998年6月从选厂原矿堆场取原矿样1000kg,进行用量比照实验及不同pH值实验。实验成果见表6。实验固定条件：浸出时刻108h，液固比3：1，当选矿石粒度－20mm，40kg矿/桶；比照条件：用量，石灰用量。
表6 用量及pH值实验
浸泡桶
石灰用量kg/t
pH值
用量kg/t
原矿Au档次g/t
尾矿Au档次g/t
Au浸出率%
Y1#
Y2#
Y3#
Y4#
10
20
10
10
10～11
＞12
10～11
10～11
1.1
2.0
0.8
2.0
2.31
2.41
2.35
2.5
0.3
0.41
0.35
0.379
87
82.98
85.1
84.85
工艺优化之前，现场的用量及石灰用量基本上与本实验Y2#实验相同，从上述实验成果可见，在下降破碎粒度之后，现场高高pH值(＞12)金浸出率只要82.98%，没有低碱低工艺浸出率高。在石灰用量10kg/t(pH10～11)，用量1.1kg/t条件下，浸出率最高达87%，阐明现场根及pH值工艺参数有必要调整下降，这样既能够节省本钱又能够进步Au浸出率。
此实验尾渣多元素分析成果见表7。
表7 尾渣多元素分析 /%
元素
Fe
Cu
Pb
Zn
As
Mn
S
P
C
含量
28.68
0.05
0.117
0.008
0.1
0.009
0.0671
0.08
0.38
元素
Sb
Bi
SiO2
TiO2
CaO
MgO
Al2O3
Au
Ag
含量
0.04
0.013
45.82
0.313
1.05
0.28
4.07
0.4(g/t)
4.5(g/t)
（三）活性炭小型吸附实验
吸附工艺经过3～4个装有活性炭的吸附柱( 50×100)串联后使含金溶液由第一个吸附柱底部给入，第三、四个吸附柱顶部排出。实验固定条件：化贵液700mL；改变条件：吸附柱串联个数变。实验成果见表8，对吸附的贵液及用4柱吸附后的贫液分析见表9。
表8 活性炭吸附实验成果
实验条件
活性炭类型
活性炭质量kg
贵液Au档次g/m3
贫液Au档次g/m3
贵液流量L/s
吸附率%
活性炭载金量g/kg
4柱吸附
3柱吸附
CH-16
CH-16
0.33
0.25
2.55
2.55
0.01
0.05
0.049
0.049
99.6
98
5.38
6.99
表9 化贵液、贫液多元素分析 g/m
化液
Au
Ag
Cu
Pb
Zn
Fe
CN-
贵液
贫液
2.55
0.01
4.64
0.04
4.0
2.0
3.0
3.0
10
6
20
12
217
134.77
从吸附实验可见，3柱吸附柱吸附率只要98%，4柱吸附柱吸附率达99.6%，装炭量多了，载金炭档次有所下降。从这个实验可见，现场要进步吸附率，应适当添加吸附柱个数。
三、浸出工艺优化实践
（一）池浸工艺优化
1、下降破碎粒度，进步黄金浸出率
丁家山金矿1998年6月曾经有二个工区，破碎工序只要一段破碎，即PE250×400破碎机，其破碎粒度较粗。加上牙板磨损后没有及时替换，破碎粒度显着偏粗，粒度大部分为50mm以下，粗的粒度达80mm。从前面小试研讨已看出，粒度是影响金浸出率的首要要素，一段破碎满意不了选矿要求，对破碎进行技改势在必行。笔者在首要产金工段－工区进行了为期一个月的破碎技改.将一段破碎改为二段破碎流程。于1998年7月底投入出产运用。原矿入池粒度能够操控在15mm以下，经二个月试出产，合作进行了用量及石灰用量实验。1998年1O月份进入正式出产，在原矿金档次2.5左右，池浸出产尾矿金档次降至0.3～0.35g/t，金浸出率达86%以上。比破碎技改前金浸出率进步15个百分点，显着进步了选矿技术目标.每年为厂商创效益约72万元。
2、下降及石灰用量
1998年6月曾经，金矿用量高达2.0kg/t矿，石灰20kg/t矿，现场抽检其贵液浓度达2‰～3‰，pH＞12，浓度及pH值显着偏高。经过前述小试。及石灰用量可下降一半，技术目标还能够有所进步。在1998年8～9月份进行了下降及石灰用量试出产，据出产核算，原矿档次2.5，处理矿量近3000t，实践用量为0.9kg/t矿，石灰用量9.3k矿，贵液浓度在各次浸出中能操控在1.5‰～0.6‰。左右，且贫液浓度在0.6‰～0.8‰左右。经过贵液含金档次、浓度及尾渣金档次的盯梢检测，下降及石灰用量后，并没有影响浸出速度及浸出率。在前述下降破碎粒度后，在平等的浸出时刻下(浸出时刻仍为108h)，尾渣金档次在0.3～0.35g/t矿，浸出率达86%，与小试成果相符合。下降用量后，每年能为厂商节省近40t，节省出产本钱36万元。
3、进步吸附率和载金炭档次
出产现场吸附只要3级吸附，贫液含金在0.05～0.1g/m3，左右，吸附率只要97%～98%。从前面小试可见，3柱吸附时刻偏短。1998年10月池浸吸附柱改为每级5柱，堆浸改为每级4柱。经改善后，贫液含金降至0.0lg/m3以下，吸附率达99%以上。
为进步载金炭档次。2000年将池浸添加了渗滤层，使排出贵液含泥砂量显着削减，然后削减了载金炭泥砂搀杂量。一切池浸添加渗滤层后，经年出产核算。载金炭含金档次进步了O.7g/kg，载金炭档次高达6g/kg。
4、运用助浸剂，加速浸出速度，进步佥浸出率
丁家山金矿矿床为不接连的鸡窝状，比较涣散，原矿档次改变非常大。1999年1～2月份采场284采矿点原矿档次含金高达40～100g/t，在1999～2003年各年出产期间都不断有8g/t以上高档次原矿呈现。出产上高档次原矿惯例浸出，当原矿含金档次20以上，浸出时刻需12d，当原矿档次8g/t以上需7d，浸出时刻显着加长，严重影响了采、选出产进展。
据有关黄金专著论述。加能有用进步金浸出率及浸出速度。笔者经过现场工业实验，添加助浸剂——“化快速净”（河南洛阳老城选金试剂厂出产，用量0.1kg/t矿)及(0.3～0.5kg/t矿)后，化速度显着加速，浸出时刻比惯例缩短30%左右，且金浸出率比惯例高3～5个百分点。
在冬天，气温0℃时，化浸出速度显着减慢，惯例池浸出由平常4.5d延至7d，尾渣档次才干合格。2000年元月进行了H2O2助浸剂现场工业实验，同一批矿实验比照，加H2O2后(用量0.4～0.5kg/t)，浸出时耗费显着加速，贵液含金档次由1.3g/m3升高至2.2g/m，尾渣金档次由0.59g/t降至0.4g/t，浸出时刻由7d缩短至5d，金浸出率达84%。比惯例浸出率高7.6个百分点。经过这次工业实验，在尔后冬天气温达0℃以下时，出产上都添加H2O2助浸剂，加速浸出，进步浸出率。
（二）堆浸工艺优化
丁家山金矿有4个堆场，堆场总面积3000m2，堆场年处理量1万多t矿石.原矿档次含金lg/t以下矿石用于堆浸。在技改前，堆浸浸出率只要65%，尾渣含金高达0.4g/t。堆浸出产方面存在的问题首要有：堆矿粒度较粗，达100mm以上：喷淋不能有用掩盖堆场；喷淋加石灰、加药存在必定问题；炭吸附只要二级；贫、贵液没有分隔；整个浸出周期过长(50～60d)。从1999年6月至2001年连续对堆场存在的设备和工艺问题进行了合理改善。
1、堆浸工艺优化
(1)活性炭吸附体系由本来的二级吸附改为三级吸附，由曩昔的一个吸附系列改为三个吸附系列。吸附前含金贵液与吸附后的贫液分隔，贵液经炭吸附后到贫液池，再加药剂由泵扬至堆场，这样削减了溶液中金在堆场循环丢失。
(2)喷淋体系由固定式莲蓬头改为旋转式喷头，从堆面至堆边均有用散布，使整个堆场悉数掩盖。
(3)确保堆场石灰的添加。丁家山金矿的矿石属酸性，为了补偿pH值缺乏，现场往往补加石灰至贵液池或贫液池，导致载金炭表面钙化，不载金，喷淋常常阻塞，产值低下。为此，加强了石灰添加的办理，确保入堆石灰的用量操控在7～lOkg/t矿左右。喷淋前的洗矿作业操控pH值在1O～l1之间，pH值如缺乏，则将石灰补加至堆面上，并从头松堆一次，在pH合格下才开端加药喷淋。
(4)下降入堆粒度。为了确保进堆场的矿石粒度,堆场添加了一台PE250×400破碎机处理大块矿石,进堆原矿粒度操控在50mm以下。
(5)改善堆浸浸透性。丁家山金矿原矿含粉矿量较多.且有必定的粘土质脉石。－0.074mm粉矿达33.4%，浸透性很差，处理欠好，在喷淋进程中常发生沟流现象，药剂不能有用浸透到矿堆内部，影响浸出率。为此，出产上采纳了如下办法：
a.堆场底部铺一层厚30cm的破碎后渣子矿(粒度50mm左右)，堆浸一段时刻后依据底面状况，常常清底替换。
b.严格操控堆浸高度小于3m。
c.入堆进程中，粉矿及破碎渣子矿调配入堆，从采场方面操控入堆的粉矿量。
d.入堆完成后。在堆面上铺一层厚30cm破碎后的渣子矿，以确保喷淋液均匀浸透。
经过上述改善，加上旋转喷头的运用，堆浸浸透性差的问题彻底处理。经过核算喷淋强度达1O～16L/(h·m2)。
(6)改善加药准则。堆浸进程分三个阶段进行加药浸出，先洗堆，至pHl0～l1，大约ld；然后进入加药浸出，第一阶段浸出时刻7d，连喷，CN-0.5‰；第二阶段15d，连喷，CN-0.3‰左右；第三阶段，10d，喷一停一，CN-0.1‰～0.2‰。耗费为0.4～0.5kg/t矿(仅为池浸的一半)。
(7)添加助浸剂，加速浸出速度。入堆原矿含金档次有时会高于ls/t，乃至高达1.5g/t。为缩短浸出时刻，在堆浸第一阶段参加H2O2(0.3～0.5kg/t矿)助浸。加助浸剂后，浸出高峰期贵液含金高达2-3g/m3，比未加H2O2堆浸贵液档次高1倍，浸出时刻也能在30～35d完毕，缩短了10d左右。
2、堆浸工艺优化作用
经过上述工艺优化，2001年至2003年末。堆浸工艺技术目标大幅进步.尾渣含金全年均匀降至0.2g/t，金浸出率达79%～81%，比工艺优化前进步14个百分点左右。
工艺优化曾经金选矿回收率只要70%，经过上述工艺优化实践.选矿回收率比工艺优化前进步了约15个百分点。历年选矿出产目标见表10。
表10 丁家山金矿历年选矿出产目标
年份
处理矿量t
原矿Au档次g/t
尾渣Au档次g/t
Au浸出率%
产金量kg
1998年8～12月
1999年
2000年
2001年
2002年
2003年1～10月
算计
6398
17498
30108
35576
37597
33686
160863
4.52
3.13
2.72
2.31
1.97
1.81
2.38
0.626
0.428
0.448
0.339
0.283
0.284
0.356
86.1
86.18
83.4
85.3
85.6
84.3
85.04
24.9
47.2
68.3
70.1
63.4
51.4
325.55
四、结语
（一）入浸粒度是影响丁家山金矿浸出率的关健要素。经过多年的工艺优化实践，选用下降破碎粒度及低低碱工艺，金浸出率进步15个百分点。每年为厂商发明了100多万元效益。
（二）关于原矿含于8g/t以上高档次金矿石，选用助浸剂及“化快速净”后。浸出速度加速30%，金浸出率进步3～5个百分点。
（三）经过对堆浸工艺的优化，下降破碎粒度，操控石灰用量，改善吸附体系，操控堆高，完善加药及喷淋准则，堆浸浸出率由65%进步到79%～81%。有用处理含粘土质金矿石堆浸目标低问题，并获得了较好堆浸选矿目标。
九江县丁家山金矿是一个小型金矿，1990年正式投产.其首要选冶出产工艺为池浸及堆浸、活性炭吸附、解吸电解的化提金工艺。此工艺优化曾经日处理量只要58t/d，年产金不到30kg，金回收率只要70%。从1998年6月～2003年期间进行了选矿工艺优化，经过下降破碎粒度，操控最佳用量，添加渗滤层及运用化助浸剂，改善吸附体系，操控堆高，完善加药及喷淋准则等工艺优化办法，黄金选矿的回收率进步15百分点，并逐步进步处理量，终究达200t/d，下降了本钱，显着进步了厂商效益。
一、原矿性质
丁家山金矿矿石中金属矿藏首要为褐铁矿，其次为赤铁矿.少数黄铁矿、黄铜矿，偶见方铅矿、天然铜、斑铜矿、铜蓝、闪锌矿、毒砂、天然金、硫铁银矿；非金属矿藏首要为石英、硅质水云母、高岭石、绢云母等。
金矿藏为天然金，首要以裂隙金、粒间金和包裹金状况嵌布于褐铁矿中(占86.74%)，少数嵌布在脉石矿藏中(占13.26%)。
天然金的粒度首要在0.074～0.01mm之间(占75.58%)。属中－细粒金，形状以长角粒状为主，角粒状次之。枝叉状、针状、板片状少数，金成色率935.8‰。金的粒级散布见表1。
矿石中首要有用成分为金、共生铁，伴生有利组分为银，伴生有害成分为砷，但含量不高。金的含量以含金土状褐铁矿最高，含金块状褐铁矿次之，含金砾石最低，金的赋存联系及多元素分析见表2、3。
表1 天然金粒级相对含量
粒级/mm
相对含量/%
＞0.1
0.1～0.074
0.074～0.053
0.053～0.037
0.037～0.01
＜0.01
算计
8.44
7.52
18.32
28.96
28.3
8.46
100
表2 天然金赋存联系含量
嵌存联系
相对含量/%
在褐铁矿裂隙中
在褐铁矿粒间中
在褐铁矿之中
在脉石粒间
在脉石之中
算计
52.74
29.32
4.69
5.98
7.28
100
表3 原矿多元素分析 /%
元素
Fe
Cu
Pb
Zn
As
Mn
S
P
C
含量
29.72
0.055
0.14
0.012
0.13
0.009
0.007
0.185
0.7
元素
Sb
Bi
SiO2
TiO2
CaO
MgO
Al2O3
Au
Ag
含量
0.088
0.017
44.5
0.388
0.47
0.31
4.18
3～5.2(g/t)
6～12(g/t)
二、化工艺参数小型实验
为建立丁家山金矿选矿工艺最优参数，对现场工艺参数及改善的工艺参数进行小型实验比照。
（一）尾矿粒度分析及浸出粒度实验
1、尾矿粒度分析
从出产现场尾渣堆场取化浸出后的尾矿归纳大样1000kg，进行了尾矿粒度分析，成果见表4。
表4 尾矿粒度筛析
粒级mm
产率%
Au档次g/t
Au金属量g
Au散布率%
+80
-80+50
-50+20
-20+1
-1+0.074
-0.074
小计
11.5
20
12.3
13.4
8.9
33.9
100
1.61
1.53
0.8
0.35
0.2
0.29
0.752
0.185
0.306
0.0984
0.047
0.0178
0.098
0.752
24.6
40.7
13.1
6.3
2.3
13
100
从尾矿筛析可见，尾矿档次偏高，大部涣散布在50mm粒级以上，下降这部分粒级金丢失是进步回收率之要害。
2、浸出粒度实验
将上述尾矿粒度筛析出来的+50mm粒级尾矿缩分红三份，别离破碎至－30mm、－20mm、－10mm，进行40kg/桶小型化浸出实验。实验条件如下，实验成果见表5。
固定条件：用量1kg/t矿，氧化钙5kg/t矿，pH10～ll，液固比3：1，共分三次浸出，第一次时刻72h，第2次24h，第三次12h，共108h。
改变条件：粒度－30mm，－20mm，－10mm。
表5 尾矿浸出粒度实验
浸泡桶号
浸出粒度mm
当选矿石Au档次g/t
尾渣Au档次g/t
Au浸出率%
W1#
W2#
W3#
-30
-20
-10
1.21
1.24
1.15
0.49
0.41
0.38
59.5
66.9
66.95
从表5实验成果可见，+50mm尾矿经过从头破碎后，进行化浸出，依然能够将部分浸出，其间－20mm粒度浸出率最佳，达66.9%，阐明下降当选粒度是进步金浸出率的要害。
（二）用量实验
1998年6月从选厂原矿堆场取原矿样1000kg,进行用量比照实验及不同pH值实验。实验成果见表6。实验固定条件：浸出时刻108h，液固比3：1，当选矿石粒度－20mm，40kg矿/桶；比照条件：用量，石灰用量。
表6 用量及pH值实验
浸泡桶
石灰用量kg/t
pH值
用量kg/t
原矿Au档次g/t
尾矿Au档次g/t
Au浸出率%
Y1#
Y2#
Y3#
Y4#
10
20
10
10
10～11
＞12
10～11
10～11
1.1
2.0
0.8
2.0
2.31
2.41
2.35
2.5
0.3
0.41
0.35
0.379
87
82.98
85.1
84.85
工艺优化之前，现场的用量及石灰用量基本上与本实验Y2#实验相同，从上述实验成果可见，在下降破碎粒度之后，现场高高pH值(＞12)金浸出率只要82.98%，没有低碱低工艺浸出率高。在石灰用量10kg/t(pH10～11)，用量1.1kg/t条件下，浸出率最高达87%，阐明现场根及pH值工艺参数有必要调整下降，这样既能够节省本钱又能够进步Au浸出率。
此实验尾渣多元素分析成果见表7。
表7 尾渣多元素分析 /%
元素
Fe
Cu
Pb
Zn
As
Mn
S
P
C
含量
28.68
0.05
0.117
0.008
0.1
0.009
0.0671
0.08
0.38
元素
Sb
Bi
SiO2
TiO2
CaO
MgO
Al2O3
Au
Ag
含量
0.04
0.013
45.82
0.313
1.05
0.28
4.07
0.4(g/t)
4.5(g/t)
（三）活性炭小型吸附实验
吸附工艺经过3～4个装有活性炭的吸附柱( 50×100)串联后使含金溶液由第一个吸附柱底部给入，第三、四个吸附柱顶部排出。实验固定条件：化贵液700mL；改变条件：吸附柱串联个数变。实验成果见表8，对吸附的贵液及用4柱吸附后的贫液分析见表9。
表8 活性炭吸附实验成果
实验条件
活性炭类型
活性炭质量kg
贵液Au档次g/m3
贫液Au档次g/m3
贵液流量L/s
吸附率%
活性炭载金量g/kg
4柱吸附
3柱吸附
CH-16
CH-16
0.33
0.25
2.55
2.55
0.01
0.05
0.049
0.049
99.6
98
5.38
6.99
表9 化贵液、贫液多元素分析 g/m
化液
Au
Ag
Cu
Pb
Zn
Fe
CN-
贵液
贫液
2.55
0.01
4.64
0.04
4.0
2.0
3.0
3.0
10
6
20
12
217
134.77
从吸附实验可见，3柱吸附柱吸附率只要98%，4柱吸附柱吸附率达99.6%，装炭量多了，载金炭档次有所下降。从这个实验可见，现场要进步吸附率，应适当添加吸附柱个数。
三、浸出工艺优化实践
（一）池浸工艺优化
1、下降破碎粒度，进步黄金浸出率
丁家山金矿1998年6月曾经有二个工区，破碎工序只要一段破碎，即PE250×400破碎机，其破碎粒度较粗。加上牙板磨损后没有及时替换，破碎粒度显着偏粗，粒度大部分为50mm以下，粗的粒度达80mm。从前面小试研讨已看出，粒度是影响金浸出率的首要要素，一段破碎满意不了选矿要求，对破碎进行技改势在必行。笔者在首要产金工段－工区进行了为期一个月的破碎技改.将一段破碎改为二段破碎流程。于1998年7月底投入出产运用。原矿入池粒度能够操控在15mm以下，经二个月试出产，合作进行了用量及石灰用量实验。1998年1O月份进入正式出产，在原矿金档次2.5左右，池浸出产尾矿金档次降至0.3～0.35g/t，金浸出率达86%以上。比破碎技改前金浸出率进步15个百分点，显着进步了选矿技术目标.每年为厂商创效益约72万元。
2、下降及石灰用量
1998年6月曾经，金矿用量高达2.0kg/t矿，石灰20kg/t矿，现场抽检其贵液浓度达2‰～3‰，pH＞12，浓度及pH值显着偏高。经过前述小试。及石灰用量可下降一半，技术目标还能够有所进步。在1998年8～9月份进行了下降及石灰用量试出产，据出产核算，原矿档次2.5，处理矿量近3000t，实践用量为0.9kg/t矿，石灰用量9.3k矿，贵液浓度在各次浸出中能操控在1.5‰～0.6‰。左右，且贫液浓度在0.6‰～0.8‰左右。经过贵液含金档次、浓度及尾渣金档次的盯梢检测，下降及石灰用量后，并没有影响浸出速度及浸出率。在前述下降破碎粒度后，在平等的浸出时刻下(浸出时刻仍为108h)，尾渣金档次在0.3～0.35g/t矿，浸出率达86%，与小试成果相符合。下降用量后，每年能为厂商节省近40t，节省出产本钱36万元。
3、进步吸附率和载金炭档次
出产现场吸附只要3级吸附，贫液含金在0.05～0.1g/m3，左右，吸附率只要97%～98%。从前面小试可见，3柱吸附时刻偏短。1998年10月池浸吸附柱改为每级5柱，堆浸改为每级4柱。经改善后，贫液含金降至0.0lg/m3以下，吸附率达99%以上。
为进步载金炭档次。2000年将池浸添加了渗滤层，使排出贵液含泥砂量显着削减，然后削减了载金炭泥砂搀杂量。一切池浸添加渗滤层后，经年出产核算。载金炭含金档次进步了O.7g/kg，载金炭档次高达6g/kg。
4、运用助浸剂，加速浸出速度，进步佥浸出率
丁家山金矿矿床为不接连的鸡窝状，比较涣散，原矿档次改变非常大。1999年1～2月份采场284采矿点原矿档次含金高达40～100g/t，在1999～2003年各年出产期间都不断有8g/t以上高档次原矿呈现。出产上高档次原矿惯例浸出，当原矿含金档次20以上，浸出时刻需12d，当原矿档次8g/t以上需7d，浸出时刻显着加长，严重影响了采、选出产进展。
据有关黄金专著论述。加能有用进步金浸出率及浸出速度。笔者经过现场工业实验，添加助浸剂——“化快速净”（河南洛阳老城选金试剂厂出产，用量0.1kg/t矿)及(0.3～0.5kg/t矿)后，化速度显着加速，浸出时刻比惯例缩短30%左右，且金浸出率比惯例高3～5个百分点。
在冬天，气温0℃时，化浸出速度显着减慢，惯例池浸出由平常4.5d延至7d，尾渣档次才干合格。2000年元月进行了H2O2助浸剂现场工业实验，同一批矿实验比照，加H2O2后(用量0.4～0.5kg/t)，浸出时耗费显着加速，贵液含金档次由1.3g/m3升高至2.2g/m，尾渣金档次由0.59g/t降至0.4g/t，浸出时刻由7d缩短至5d，金浸出率达84%。比惯例浸出率高7.6个百分点。经过这次工业实验，在尔后冬天气温达0℃以下时，出产上都添加H2O2助浸剂，加速浸出，进步浸出率。
（二）堆浸工艺优化
丁家山金矿有4个堆场，堆场总面积3000m2，堆场年处理量1万多t矿石.原矿档次含金lg/t以下矿石用于堆浸。在技改前，堆浸浸出率只要65%，尾渣含金高达0.4g/t。堆浸出产方面存在的问题首要有：堆矿粒度较粗，达100mm以上：喷淋不能有用掩盖堆场；喷淋加石灰、加药存在必定问题；炭吸附只要二级；贫、贵液没有分隔；整个浸出周期过长(50～60d)。从1999年6月至2001年连续对堆场存在的设备和工艺问题进行了合理改善。
1、堆浸工艺优化
(1)活性炭吸附体系由本来的二级吸附改为三级吸附，由曩昔的一个吸附系列改为三个吸附系列。吸附前含金贵液与吸附后的贫液分隔，贵液经炭吸附后到贫液池，再加药剂由泵扬至堆场，这样削减了溶液中金在堆场循环丢失。
(2)喷淋体系由固定式莲蓬头改为旋转式喷头，从堆面至堆边均有用散布，使整个堆场悉数掩盖。
(3)确保堆场石灰的添加。丁家山金矿的矿石属酸性，为了补偿pH值缺乏，现场往往补加石灰至贵液池或贫液池，导致载金炭表面钙化，不载金，喷淋常常阻塞，产值低下。为此，加强了石灰添加的办理，确保入堆石灰的用量操控在7～lOkg/t矿左右。喷淋前的洗矿作业操控pH值在1O～l1之间，pH值如缺乏，则将石灰补加至堆面上，并从头松堆一次，在pH合格下才开端加药喷淋。
(4)下降入堆粒度。为了确保进堆场的矿石粒度,堆场添加了一台PE250×400破碎机处理大块矿石,进堆原矿粒度操控在50mm以下。
(5)改善堆浸浸透性。丁家山金矿原矿含粉矿量较多.且有必定的粘土质脉石。－0.074mm粉矿达33.4%，浸透性很差，处理欠好，在喷淋进程中常发生沟流现象，药剂不能有用浸透到矿堆内部，影响浸出率。为此，出产上采纳了如下办法：
a.堆场底部铺一层厚30cm的破碎后渣子矿(粒度50mm左右)，堆浸一段时刻后依据底面状况，常常清底替换。
b.严格操控堆浸高度小于3m。
c.入堆进程中，粉矿及破碎渣子矿调配入堆，从采场方面操控入堆的粉矿量。
d.入堆完成后。在堆面上铺一层厚30cm破碎后的渣子矿，以确保喷淋液均匀浸透。
经过上述改善，加上旋转喷头的运用，堆浸浸透性差的问题彻底处理。经过核算喷淋强度达1O～16L/(h·m2)。
(6)改善加药准则。堆浸进程分三个阶段进行加药浸出，先洗堆，至pHl0～l1，大约ld；然后进入加药浸出，第一阶段浸出时刻7d，连喷，CN-0.5‰；第二阶段15d，连喷，CN-0.3‰左右；第三阶段，10d，喷一停一，CN-0.1‰～0.2‰。耗费为0.4～0.5kg/t矿(仅为池浸的一半)。
(7)添加助浸剂，加速浸出速度。入堆原矿含金档次有时会高于ls/t，乃至高达1.5g/t。为缩短浸出时刻，在堆浸第一阶段参加H2O2(0.3～0.5kg/t矿)助浸。加助浸剂后，浸出高峰期贵液含金高达2-3g/m3，比未加H2O2堆浸贵液档次高1倍，浸出时刻也能在30～35d完毕，缩短了10d左右。
2、堆浸工艺优化作用
经过上述工艺优化，2001年至2003年末。堆浸工艺技术目标大幅进步.尾渣含金全年均匀降至0.2g/t，金浸出率达79%～81%，比工艺优化前进步14个百分点左右。
工艺优化曾经金选矿回收率只要70%，经过上述工艺优化实践.选矿回收率比工艺优化前进步了约15个百分点。历年选矿出产目标见表10。
表10 丁家山金矿历年选矿出产目标
年份
处理矿量t
原矿Au档次g/t
尾渣Au档次g/t
Au浸出率%
产金量kg
1998年8～12月
1999年
2000年
2001年
2002年
2003年1～10月
算计
6398
17498
30108
35576
37597
33686
160863
4.52
3.13
2.72
2.31
1.97
1.81
2.38
0.626
0.428
0.448
0.339
0.283
0.284
0.356
86.1
86.18
83.4
85.3
85.6
84.3
85.04
24.9
47.2
68.3
70.1
63.4
51.4
325.55
四、结语
（一）入浸粒度是影响丁家山金矿浸出率的关健要素。经过多年的工艺优化实践，选用下降破碎粒度及低低碱工艺，金浸出率进步15个百分点。每年为厂商发明了100多万元效益。
（二）关于原矿含于8g/t以上高档次金矿石，选用助浸剂及“化快速净”后。浸出速度加速30%，金浸出率进步3～5个百分点。
（三）经过对堆浸工艺的优化，下降破碎粒度，操控石灰用量，改善吸附体系，操控堆高，完善加药及喷淋准则，堆浸浸出率由65%进步到79%～81%。有用处理含粘土质金矿石堆浸目标低问题，并获得了较好堆浸选矿目标。
