含砷硫锑碳难处理金矿石的处理工艺2
提高到90.6%，这时候焙砂中砷锑含量分别为0.52%和0.25%，而一般两段焙烧时（450～500℃和600～650℃）则分别为2.2%和1.7%。含碳量为0.4%。但在对用碱预处理后的焙砂进行吸附氰化时，贵金属的收率水平仍与前述焙烧条件所得结果差不多。
同时还对上述精矿进行了热分解焙烧试验。热分解是在特制的试验装置中隔绝空气下进行的，温度为800～850℃，时间为2h，系统中负压为0.1×106Pa。热分解产出的焙砂含砷0.18%、硫14.56%、有机碳2.1%、锑0.72%，过程脱砷率为96.7%、脱硫率为32.3%。当热分解温度提高到950℃时，焙砂中锑含量可降低到0.52%。
二、加压氧化
对含金精矿和原矿进行加压氧化，是对难处理含金矿物的有效顼处理方法，特别是处理与硫化物伴生的一部分金矿物尤为适用。美国、苏联等国的学者对加压氧化浸出作了大量研究工作。1985年美国霍姆斯特克(Homestake)公司存加里福尼亚的麦克劳林（Mclaugblin）金矿投产一座日处理2700t矿的加压氧化浸出厂。民主德国进行过250t矿的扩大试验，在200℃和约400×104Pa压力下进行浸出，然后从浸出渣中用氰化法浸出98.8%的金。苏联在180℃下浸出1.5h，渣中金的氰化提取率可达98.5%。
加拿大谢里特·戈尔登（Sherritt Gorden）矿业公司对加压氧化预处理金砷精矿进行了广泛的研究。曾对渥太华东部地区含金96g∕t、砷6.5%，硫34%的浮选精矿经加压氧化预处理1～2h之后，金的氰化回收率从40%提高到84%。用同样方法处理加拿大北部地区含金226g∕t、砷8.5%、硫24.3%的浮选精矿时，金的氰化回收率为98%。
苏联对金砷矿曾作过氧化焙烧、加压氧化和细菌氧化的对比试验，试样为含砷7.5%、硫18.8%、碳11.5%的浮选精矿。试验结果表明，焙烧氰化金回收率为79.1%；细菌氧化金回收率为81%～88%；在180℃下进行加压氧化，再经树脂吸附氰化法，金的回收率达89%。
拉斯克林等人发表的论文证明，用弱碱性－加压浸出氰化方法处理含砷约6%和硫约28%，并伴生有碳质物料的含金砷黄铁矿，其金的回收率可迭90%～95%。试样中的金颗粒大部分呈连生体，因而浸出效果较好。其条件是在高压釜中处理，允许温度为180℃，压力为98×104Pa。
砂矿开发研究有限公司(Pl8cer Development Ltd)的Mountiin Ita和Reuison采金联合公司共同对巴布亚新几内亚的Poregera金矿矿石进行了氧化焙烧、细菌氧化和加压氧化试验，结果表明，加压氧化是最有效的预处理方法。在180℃下用加压氧化法处理舍金14g／t、含铁28.5%、硫36%的金砷硫铁型矿石，金的氰化回收率可达97%；焙烧氰化为77%;细菌氧化为86.5%；常规氰化为32%。
80年代初期，Sherritt研宄中心对黄铁矿或砷黄铁矿精矿以及矿石中的金进行了加压氧化试验，试验温度一般为170～190℃，停留时间约2h，总压力为1500～2000kPa。所有精矿中金的回收率一般从50%～74%提高到96%～99%。这一回收率比焙烧后的要高。
最近，阿辛诺矿冶公司(Arieuo Processing)研究成功一种低压氧化浸出新工艺－Arseno法（简称阿辛诺工艺），用以从难选冶的矿石和精矿中回收金，该工艺的浸出过程是一种用硝酸盐催化的低压氧化浸出过程，它适用于处理黄铁矿型和砷黄铁矿型难浸的金矿石和精矿。由于这种催化作用，致使浸出反应的速度很快，不到15min就可使硫化物完全分解。利用这一方法的基本化学原理已研制出几种可用于处理很多种原料（从硫化物含量较低的矿石到硫化物含量很高的精矿）的工艺流程，加拿大温哥华的培根·唐纳德森和联合者公司(Bacon，Donaldson and Associate)及美国科罗拉多州的哈曾(Hazen)研究所都对该工艺进行过大量研究和试验，均取得了良好的结果，证明这是处理难浸金矿石的一种经济而有效的新工艺。
据报道，中科院化工冶金研究所研究了一种催化氧化酸浸一氰化法（已申请国家专利），该新工艺与常规方法比较，浸出时间可缩短到15min，还可节约大量钛金属材料。实践证明，用此法处理高砷高硫金精矿，可完全氧化毒砂和黄铁矿，使金的氰化浸出率提高到97%以上。
中南工业大学突破加压浸出的框框，以MnO2作供氧剂，用H2SO4常压浸出难处理硫化锑砷金矿的浸锑渣。渣中含金76g∕t、硫16.9%（元素硫已脱除），铁20.31%、砷9.74%。最佳条件下FeS和毒砂几乎完全分解，再用多硫化钠浸金时，金浸出率＞98.5%，砷和锰也可分别回收。这为该法实用于中小矿增加了可能性。
三、细菌氧化
细菌浸出是近几年来发展起来的，它适于处理难浸的含金硫化矿（如黄铁矿、砷黄铁矿等），该法使含金硫化矿变成硫酸盐溶液，然后用氰化物浸出浸渣以回收金。巴布亚新几内亚用细菌浸出以微细粒浸染金，次显微金和以固溶体赋存于黄铁矿中的金，金的浸出率为86.5%。苏联采用细菌浸出－氰化法处理含碳、砷、锑的金矿石，金的浸出率为94.5%。加拿大Giant Bay资源公司采用细菌浸出－氰化法处理Salmita难浸金矿石，金的浸出回收率高达95.6%。采用常规氰化法回收率汉65%。
含碳金－砷精矿的特点是非常难处理。金在这些精矿中与砷黄铁矿共生。在精矿中所含的碳质页岩对金氰络合物具有很高的吸附活性。含碳金－砷精矿的处理流程规定：用浮选法预先分出碳质页岩，对浮选尾矿实行细菌浸出，对浸渣实行氰化。经浸出70h后，精矿中的砷含量由6.6%下降到1.0%～1.2%，硫化砷氧化率为93%～95%。对浸渣实行吸附氰化后，吸附氰化金回收率为92%。如不经预先细菌浸出，而直接对原始精矿氰化时，金回收率仅5%～10%。浮选得到的碳质精矿含金20g∕t、砷1%。可以配到铜或铅精矿中进行火法处理，以回收金。
苏联采用氧化铁硫杆菌处理金砷浮选精矿时，砷黄铁矿的氧化率达87%～91%，细菌浸出渣再氰化时，金的回收率可达88%～90%。
加拿大矿物浸出有限公司（Mineral Leiching Technologies）提出含硫、砷、锑金矿石及精矿的细菌浸出法。细菌分解了试剂难以处理的含金硫化矿物，同时使有害杂质砷和锑转变为非活性化合物。过程在搅拌槽内进行1～5d。细菌（氧化铁硫杆菌）将黄铁矿和其他硫化物氧化，使硫转变成硫酸。在强酸介质中，细菌的活力受到限制，因此，pH应保持在1.0以上，细菌浸出后，使固相与液相分离、洗涤、中和，用通常的氰化法处理，提取金。细菌浸出可将金的回收率从76.3%提高到95.6%。
苏联曾用细菌法处理含碳的金－锑－砷精矿，在该精矿中主要含黄铁矿、砷黄铁矿和辉锑矿。由于金和硫化物共生密切，含碳物质对含金氰化液的强吸附性和辉锑矿对氰化的干扰，使精矿处理困难，用常规的方法直接浸出，金回收率低。用细菌浸出法则可获得较高的回收率。
实践证明，用细菌预氧化－氰化法处理含砷、硫、锑金精矿时，金浸出率可大幅度提高，同时又可解决环境污染问题。
提高到90.6%，这时候焙砂中砷锑含量分别为0.52%和0.25%，而一般两段焙烧时（450～500℃和600～650℃）则分别为2.2%和1.7%。含碳量为0.4%。但在对用碱预处理后的焙砂进行吸附氰化时，贵金属的收率水平仍与前述焙烧条件所得结果差不多。
同时还对上述精矿进行了热分解焙烧试验。热分解是在特制的试验装置中隔绝空气下进行的，温度为800～850℃，时间为2h，系统中负压为0.1×106Pa。热分解产出的焙砂含砷0.18%、硫14.56%、有机碳2.1%、锑0.72%，过程脱砷率为96.7%、脱硫率为32.3%。当热分解温度提高到950℃时，焙砂中锑含量可降低到0.52%。
二、加压氧化
对含金精矿和原矿进行加压氧化，是对难处理含金矿物的有效顼处理方法，特别是处理与硫化物伴生的一部分金矿物尤为适用。美国、苏联等国的学者对加压氧化浸出作了大量研究工作。1985年美国霍姆斯特克(Homestake)公司存加里福尼亚的麦克劳林（Mclaugblin）金矿投产一座日处理2700t矿的加压氧化浸出厂。民主德国进行过250t矿的扩大试验，在200℃和约400×104Pa压力下进行浸出，然后从浸出渣中用氰化法浸出98.8%的金。苏联在180℃下浸出1.5h，渣中金的氰化提取率可达98.5%。
加拿大谢里特·戈尔登（Sherritt Gorden）矿业公司对加压氧化预处理金砷精矿进行了广泛的研究。曾对渥太华东部地区含金96g∕t、砷6.5%，硫34%的浮选精矿经加压氧化预处理1～2h之后，金的氰化回收率从40%提高到84%。用同样方法处理加拿大北部地区含金226g∕t、砷8.5%、硫24.3%的浮选精矿时，金的氰化回收率为98%。
苏联对金砷矿曾作过氧化焙烧、加压氧化和细菌氧化的对比试验，试样为含砷7.5%、硫18.8%、碳11.5%的浮选精矿。试验结果表明，焙烧氰化金回收率为79.1%；细菌氧化金回收率为81%～88%；在180℃下进行加压氧化，再经树脂吸附氰化法，金的回收率达89%。
拉斯克林等人发表的论文证明，用弱碱性－加压浸出氰化方法处理含砷约6%和硫约28%，并伴生有碳质物料的含金砷黄铁矿，其金的回收率可迭90%～95%。试样中的金颗粒大部分呈连生体，因而浸出效果较好。其条件是在高压釜中处理，允许温度为180℃，压力为98×104Pa。
砂矿开发研究有限公司(Pl8cer Development Ltd)的Mountiin Ita和Reuison采金联合公司共同对巴布亚新几内亚的Poregera金矿矿石进行了氧化焙烧、细菌氧化和加压氧化试验，结果表明，加压氧化是最有效的预处理方法。在180℃下用加压氧化法处理舍金14g／t、含铁28.5%、硫36%的金砷硫铁型矿石，金的氰化回收率可达97%；焙烧氰化为77%;细菌氧化为86.5%；常规氰化为32%。
80年代初期，Sherritt研宄中心对黄铁矿或砷黄铁矿精矿以及矿石中的金进行了加压氧化试验，试验温度一般为170～190℃，停留时间约2h，总压力为1500～2000kPa。所有精矿中金的回收率一般从50%～74%提高到96%～99%。这一回收率比焙烧后的要高。
最近，阿辛诺矿冶公司(Arieuo Processing)研究成功一种低压氧化浸出新工艺－Arseno法（简称阿辛诺工艺），用以从难选冶的矿石和精矿中回收金，该工艺的浸出过程是一种用硝酸盐催化的低压氧化浸出过程，它适用于处理黄铁矿型和砷黄铁矿型难浸的金矿石和精矿。由于这种催化作用，致使浸出反应的速度很快，不到15min就可使硫化物完全分解。利用这一方法的基本化学原理已研制出几种可用于处理很多种原料（从硫化物含量较低的矿石到硫化物含量很高的精矿）的工艺流程，加拿大温哥华的培根·唐纳德森和联合者公司(Bacon，Donaldson and Associate)及美国科罗拉多州的哈曾(Hazen)研究所都对该工艺进行过大量研究和试验，均取得了良好的结果，证明这是处理难浸金矿石的一种经济而有效的新工艺。
据报道，中科院化工冶金研究所研究了一种催化氧化酸浸一氰化法（已申请国家专利），该新工艺与常规方法比较，浸出时间可缩短到15min，还可节约大量钛金属材料。实践证明，用此法处理高砷高硫金精矿，可完全氧化毒砂和黄铁矿，使金的氰化浸出率提高到97%以上。
中南工业大学突破加压浸出的框框，以MnO2作供氧剂，用H2SO4常压浸出难处理硫化锑砷金矿的浸锑渣。渣中含金76g∕t、硫16.9%（元素硫已脱除），铁20.31%、砷9.74%。最佳条件下FeS和毒砂几乎完全分解，再用多硫化钠浸金时，金浸出率＞98.5%，砷和锰也可分别回收。这为该法实用于中小矿增加了可能性。
三、细菌氧化
细菌浸出是近几年来发展起来的，它适于处理难浸的含金硫化矿（如黄铁矿、砷黄铁矿等），该法使含金硫化矿变成硫酸盐溶液，然后用氰化物浸出浸渣以回收金。巴布亚新几内亚用细菌浸出以微细粒浸染金，次显微金和以固溶体赋存于黄铁矿中的金，金的浸出率为86.5%。苏联采用细菌浸出－氰化法处理含碳、砷、锑的金矿石，金的浸出率为94.5%。加拿大Giant Bay资源公司采用细菌浸出－氰化法处理Salmita难浸金矿石，金的浸出回收率高达95.6%。采用常规氰化法回收率汉65%。
含碳金－砷精矿的特点是非常难处理。金在这些精矿中与砷黄铁矿共生。在精矿中所含的碳质页岩对金氰络合物具有很高的吸附活性。含碳金－砷精矿的处理流程规定：用浮选法预先分出碳质页岩，对浮选尾矿实行细菌浸出，对浸渣实行氰化。经浸出70h后，精矿中的砷含量由6.6%下降到1.0%～1.2%，硫化砷氧化率为93%～95%。对浸渣实行吸附氰化后，吸附氰化金回收率为92%。如不经预先细菌浸出，而直接对原始精矿氰化时，金回收率仅5%～10%。浮选得到的碳质精矿含金20g∕t、砷1%。可以配到铜或铅精矿中进行火法处理，以回收金。
苏联采用氧化铁硫杆菌处理金砷浮选精矿时，砷黄铁矿的氧化率达87%～91%，细菌浸出渣再氰化时，金的回收率可达88%～90%。
加拿大矿物浸出有限公司（Mineral Leiching Technologies）提出含硫、砷、锑金矿石及精矿的细菌浸出法。细菌分解了试剂难以处理的含金硫化矿物，同时使有害杂质砷和锑转变为非活性化合物。过程在搅拌槽内进行1～5d。细菌（氧化铁硫杆菌）将黄铁矿和其他硫化物氧化，使硫转变成硫酸。在强酸介质中，细菌的活力受到限制，因此，pH应保持在1.0以上，细菌浸出后，使固相与液相分离、洗涤、中和，用通常的氰化法处理，提取金。细菌浸出可将金的回收率从76.3%提高到95.6%。
苏联曾用细菌法处理含碳的金－锑－砷精矿，在该精矿中主要含黄铁矿、砷黄铁矿和辉锑矿。由于金和硫化物共生密切，含碳物质对含金氰化液的强吸附性和辉锑矿对氰化的干扰，使精矿处理困难，用常规的方法直接浸出，金回收率低。用细菌浸出法则可获得较高的回收率。
实践证明，用细菌预氧化－氰化法处理含砷、硫、锑金精矿时，金浸出率可大幅度提高，同时又可解决环境污染问题。
