金矿石、含金砂矿和多金属矿石（金在其中作为附带回收的有价组分）等，是目前产金的主要来源。
在资本主义世界各国中，现已查明的金储量中有85%的金来自金矿石和含金砂矿，其余15%来自有色金属复合矿石，而且金矿石在金属总平衡表中的比重正在不断增加。
金或是呈游离状态，或者与硫化物（主要是与黄铁矿）紧密共生而存在于各种化合物和固溶体中。在有些矿石中金主要呈各种化合物和固溶体状态存在。因此不能用常规氰化法加以回收。这类矿石被认为是难处理的矿石。
资本主义世界的主要产金国家是南非，加拿大和美国。这些国家的金产量占工业发达国家和发展中国家黄金总产量的86%。1874年南非金产量为780吨，占资本主义世界产金总量的78%，加拿大约为60吨，占5%，美国为35吨，约占3%。南非的采金工业主要是建造在相当简单的，矿石较容易加工的大规模开采和生产的基础上。
加拿大采金工业的明显特点是有许多规模不大的矿床。这些矿床中的矿石物质组成极不相同，其中有些为难处理的含金矿石。对这些难处理的矿石采用了不同的工艺流程来回收金。由于脉金矿床的规模不大，所以矿山和选矿厂的设备规格较小，劳动生产率也较低。
美国的采金工业中,主要是在处理有色金属矿石时附带回收其中的金(这部分金产量约占美国金的总产量的40%)。美国有许多金矿床也像加拿大-样为难处理矿石。
大量科学研究工作和生产实践证明：对难处理的含金矿石及其精矿进行氧化焙烧和将氧化焙烧作为氰化之前的矿石准备作业，在技术上和经济上都是合理的。属于难处理的含金物料有：铜产品、砷产品以及含细粒浸染金的黄铁矿精矿等。如果不经过焙烧而直接对这些原料进行氰化时，金的回收率则不超过60~70%。
研究结果表明，难处理的含金物料在氧化焙烧之后，可从中获得含大量的细粒暴露金的孔隙状焙砂。这样，氰化溶液就能进入金色果体内部，从而使回收金的过程变得更加容易。经过预先氧化焙烧之后，再用氰化法处理矿石，就能使金的回收率提高到95~97.5%。
难处理的含金-砷物料的氧化焙烧是相当复杂的。在焙烧过程中必须除砷和硫。为了除砷，就需在弱氧化性气氛中和较低温度（450~500℃条件下，使砷变为三氧化二砷而被排除，或者在还原气氛中和高温（760~800℃）条件下使砷变为三硫化二砷被排除。在温度为750~850℃和大量过剩空气的条件下，使硫化物中的硫以适当的速度烧尽（即脱硫），以便使生成的硫酸盐量最少。因此，采用两段焙烧来处理这些含金物一段焙烧。
对金-砷物料进行-段沸腾焙烧的方法首先是加拿大《道尔》公司于1946年在选矿厂开始采用。他们对含Au 200克/吨，S 15%，As 5%的砷黄铁矿精矿的矿浆进行了焙烧。矿浆中固体含量为80%。利甩喷枪给料器直接将矿浆给入焙烧炉的沸腾层内。焙烧炉为圆筒形，高5.4米，内径为2.64米。在沸腾层区内炉的直径缩小为2.04米，这是因为炉内有耐火砖砌的内衬。炉的顶部，烟道和圆筒体内均砌有耐火砖。炉底为衬有耐火水泥的钢板，钢板上有120个盘形孔并带有直径6毫米的刚玉球。这些刚玉球在给入空气时起着分配阀和挡料装置的作用，以防止在停炉时候掉入焙砂。
沸腾层的高度为1525毫米。在停止送风时，其高度降到1200毫米。焙烧温度为640~650℃。通过喷水器调节炉内温度。提高焙烧温度是极不理想的，因为在这种情况下会使物料熔化，这样会降低焙砂在浸出过程中的金回收率。在焙烧过程中，约有-半（其中含金量占金总量的57%）焙砂通过炉门坎排出。约40%焙砂（其中含金量为37%）被捕集到第-个圆筒内。剩余的焙砂（含金6%）被捕集到第二个圆筒内。
根据参考文献中数据，该焙烧炉连续工作14年未进行大修。仅对炉底耐火砖衬底修理过-次。后来，由于精矿中滑石品位的提高和炉底开始生成炉瘤（炉结），才停止使用。后来将喷枪给料器的位置改变为炉顶上部，使矿浆呈扇形线给入炉内。这样矿浆能均匀地分布在沸腾层表面上。采用这种添加精矿的方法后，大部分水分能在精矿下落时被排除。改变喷枪给料器的安装位置还能避免因沸腾层的破坏而停炉的现象。
在使用这种焙烧炉过程中曾发生过这种情况，即精矿中存在的呈辉锑矿状态的锑对金的回收率有不利影响，特别是当锑的品位超过0.5%时，这种不利影响更为明显。在这种情况下，会发生金颗粒的熔化和在其表面上生成-层难以被氰化物；溶解的薄膜。这样使金回收率明显降低。
（KoxHHoyp B aulahc）选矿厂采用沸腾焙烧之后，大大提高了氰化过程中的金回收率。
加拿大选矿厂的矿石处理能力为500吨/昼夜。1951年一座沸腾焙烧炉投产。所处理的精矿中含Au 76克/吨；S 18.8 %；As 11.04%；Sb 0.42%和Fe 27.8%。
将选矿厂的浮选精矿给入直径3.7米的浓缩机中，然后给入旋转式真空过滤机。由此将物料给入1830×1830毫米的槽内。用泵将矿浆（含固体80%）给入给料机，再给入喷枪给料机（其位置与排料炉坎相对，并比焙烧炉的沸腾层面高610毫米）。整个焙烧炉的流程如图所示。[next]
焙烧炉是一个外部尺寸为2640×5490毫米的圆筒体，其内衬有75毫米厚的绝缘砖和225毫米厚的耐火砖。沸腾层面的炉体内径为2030毫米，沸腾层高为1270毫米。炉底结构与选矿厂的结构相似。焙烧过程中，沸腾层温度为700℃，这样能保证金回收率最高。如果沸腾层温度超过725℃，可用喷水的办法使温度降低。焙烧炉每昼夜的处理能力为12~15吨矿浆。在停炉时同时停止给料，但应往炉内继续给入10分钟的空气，其目的是清除炉内气体空间和净化废气中砷的气态化合物以及防止砷在喷咀内凝聚。
炉子的运转稳定。10年内仅停炉三次。停炉的目的是进行检查和炉衬的小修理。
在焙烧炉刚开始工作时所焙烧的精矿粒度为60%-325网目。后来选矿厂安装了辅助磨矿机，使磨矿细度达到87%-325网目。降低精矿粒度使粉尘产率由40%增到50%，结果引起除尘器排料管堵塞。
处理细粒精矿时，沸腾层中的热量储备比处理粗粒精矿时少。这种情况在停炉时特别明显。细粒精矿层的降温速度比粗粒精矿层快得多。在焙烧粗粒精矿时，降低层温的时间要持续36小时。然后才能使炉子开始工作，而不需要辅助烘炉。焙烧细粒物料时，停止降温的时间超过12小时。这样就需进行辅助烘炉以使炉子更好地运转。
在选矿厂进行氰化之前，对精矿进行焙烧就能提高金的回收率。
加拿大企业于1949年投产了一座沸腾焙烧炉。焙烧用的混合浮选精矿含Au 230克/吨，S 24%，As 6.5%，Sb 0.43 %，Ni 0.33%，Fe 29%。
该沸腾焙烧炉也是《道尔》公司设计的。焙烧炉为一个直径5米，高7米的园筒形炉体。炉底装有厚16毫米的钢制条筛（或为炉篦）。炉蓖上面砌有-层100毫米厚的耐火水泥。沸腾层高为1625毫米。炉内砌有230毫米厚的耐火砖。耐火砖内衬的高度与沸腾层高度相同。
焙烧炉外壳的上部砌有115毫米厚耐火砖。用水泵将含78~80%固体的浮选精矿矿浆直接从浓缩机中给入炉的上部（通过中间矿浆槽）。
焙烧炉每昼夜可处理精矿75吨。
焙烧温度为565℃焙砂中含As：2.3~2.9%，S：0.7~0.8%。废气通过收尘器并经38米高的烟囱排入空中。
在氰化之前对浮选精矿进行沸腾焙烧，金回收率可从80%提高到90.2%。
经过几次试验室试验后，于1955年开始对浮选精矿采用两段焙烧。结果就能较完全地排除砷。
两段焙烧的设备联系图见图2。1949年安装的I号焙烧炉后改为两段焙烧。沸腾层区的直接（因又砌了耐火砖）缩小到3.36米。沸腾层高度未变，仍为1625毫米。炉底装有20个带球形阀的喷咀。用空气压缩机将空气送入炉内。空气压缩机生产能力的调节是通过控制室进行远距离操纵。[next]
精矿矿浆给入I号炉内。每昼夜处理精矿60吨，矿浆中固体占80%。
I号炉内沸腾层的温度波动在560~590℃之间。通过改变供料速度来调节炉内温度。
I号炉内如果能控制住气相的组成，砷便能全部排出。这样能使金充分解离，而经过下一步氰化后，就能使金的回收率有较大提高。
从I号焙烧炉溢流堰排出的焙砂顺着焙砂排出管并通过喷枪给料器给入Ⅱ号焙烧炉。I号炉内带粉尘的气体进入除尘器，然后再给入Ⅱ号炉内。
Ⅱ号焙烧炉的外部尺寸为4.27×4.88米，沸腾层区的直径为2.7米，沸腾层高度为915毫米。炉底装有90个带球阀的喷咀。
Ⅱ号炉内沸腾层的温度为650~760℃。为使Ⅱ号炉内温度不超过760℃，应定期往炉内喷水。Ⅱ号炉每年停一次炉。停炉时间为36小时以便检查。
从Ⅱ号炉排出的含粉尘气体给入三个除尘器。气体经过除尘器净化后，通过42.3米高和内砌耐火砖的烟囱排入大气。
除尘器中排出的粉尘给入下面的灭火槽。Ⅱ号炉内的焙砂和除尘器中的粉尘同样应经过灭火后再给入氰化工序进行氰化处理。
在经长时间停炉之后重新使用焙烧炉时，应先接通石油喷烧器，使沸腾层温度达到工作极限。然后往I号炉内给料并逐渐提高沸腾层的温度。将通过溢流堰排出的焙砂给入Ⅱ号炉。一般情况下，往两个炉中给料和使其达到规定的高度约需36个小时。浮选精矿从I号炉进入Ⅱ号炉时，可使焙砂中的砷含量降低到1.5~1.6%。这样能保证氰化时的金回收率提高到97.5%。
加拿大企业用两段沸腾焙烧炉的每昼夜处理能力为200吨。
美国选矿厂于1951年开始对硫碲浮选精矿进行-段沸腾焙烧。精矿中含310克/吨Au，22~25%的S和22~24%的Fe。焙烧设备流程见图3。金在这些精矿中呈碲化物形态（碲化物与黄铁矿紧密共生），少量的金呈游离状态。[next]
从选矿厂浓缩机中排出的浮选精矿矿浆（含固体60%）用隔膜泵给入中间搅拌浸出槽。如图3所示，从浸出槽排出的矿浆给入盘滤机。
含固体84~88%的滤饼给入调浆槽中，用水稀释到固体含量为78~80%，然后以自流方式给入1800×1800毫米的搅拌浸出槽内。
用园盘泵将矿浆从给料槽中给入《道尔》式焙烧炉内。精矿矿浆通过给料管进入焙烧炉内。给料管的安装位置与排料孔的方向相反，比沸腾层面高出150毫米。给料管直径38毫米，其末端被压扁并向下扭弯成30°角，伸入炉内。为了使精矿能均匀地给入炉内和在停炉时使管子冷却，通过-根专用管往其中给入少量的压缩空气。
此沸腾焙烧炉有一高5米，直径5米的圆筒形壳体。炉体外部用6毫米厚的钢板制成，内砌150毫米厚的绝热层和220毫米厚的耐火砖内衬。
内衬砌到寓炉底1.5米的高处，即砌到焙砂排料孔处。焙砂排料孔上部的绝热层和耐火砖内衬的总厚度为125毫米。
炉底由22毫米厚的钢板制成，钢板上共有134个园孔。园孔中心之间的距离为300毫米。
每个园孔内都有螺纹管，螺纹管内拧着-个直径25毫米，长228毫米的不锈钢半园形顶盖。半园形顶盖上端有一个直径75毫米，厚6.5毫米的钢片。钢片下部的管壁上有四个距离相等，直径6.5毫米的园孔。焙烧炉底铺有两层耐火砖，每层厚度为75毫米。焙烧时，沸腾层的温度为620℃。
针碲金矿在焙烧过程中解离并分离出细粒的金属金。这种金属金在氰化过程中易于溶解。
黄铁矿经氧化后生成多孔状的氧化铁颗粒。这样，氰化溶液可以很容易地向金粒渗入并使之溶解。
焙烧炉投产后的头六个月内，是在过剩空气(由50%增到100%)的条件下进行焙烧的。得到的焙砂为鲜红色。在氰化过程中，从这种焙砂得到的金回收率并不高。
后来改变了焙烧方法。开始是在少量过剩空气和废气中氧含量约为l%的条件下进行焙烧。结果所得到的焙砂为巧克力色。在这种焙烧条件下，焙砂浸出后的残渣中金品位较低。
《KapaTOH》选矿厂认为，如果在焙烧炉沸腾层面上部的空间存在大量过剩的空气，那么就为空气流使细粒精矿处于悬浮状态创造了良好条件。结果在这些颗粒表面上就能形成比沸腾层温度高得多的温度。因此使焙砂颗粒(粉尘)发生熔化。这样对下-步氰化处理时的金回收率有不良影响。所以在焙烧时使沸腾层上部保持最少的过剩氧就不能使焙砂熔化。这一点是提高氰化过程中金回收率时必不可少的重要条件。[next]
十分明显，当焙砂为巧克力色时，金回收率最高，药剂耗量也最少。
同样明显的是，用两段焙烧效果最好。这是因为在两段焙烧条件下，针碲金矿石能在还原气氛中分解，而含硫的热焙砂在含过剩空气的气氛中进行再次焙烧，直到获得赤红色焙砂时为止。
焙烧炉每昼夜的处理能力原定为60~70吨精矿，实际上只达到30~35吨精矿，而且每昼夜只工作了14~16小时。在停炉时，物料层能在较长时间内保持原来温度。这样在开炉之前就不需要对焙烧炉进行辅助烘炉。可以肯定，能使焙烧炉保持36小时而不必烘炉。
在焙烧炉工作时，约有60%的物料通过炉门坎排出，约40%随着废气从炉内被带走。
废气除尘系统包括两个直径1100毫米的除尘器，一个直径600毫米的双管旋风除尘器和-个电收尘器。
精矿和其焙烧产品的组成
物 料 Au（g/t） SiO4（%） Si（%） Fe2+（%） Fe3+（%） 不溶残渣（%）
原始 精矿 215 - 22.90 - 22.40 44.70
焙 砂 140 0.80 0.20 2.60 11.90 70.00
粉 尘
1号除尘器 485 0.50 0.80 11.30 29.40 31.40
2号除尘器 560 0.40 1.00 14.50 24.50 32.30
旋风除尘器 560 0.50 0.70 9.30 23.40 40.20
电收尘器 231 0.70 0.10 2.90 29.90 36.20
气体的总除尘率为99%以上。表中所列的为在获得巧克力色的焙砂时，精矿和精矿焙砂的固体产品的组成。
氰化时的金回收率为97.5%，氰化浸渣中金品位为5.1克/吨。
美国选矿厂是国外少数几个选金企业之一。该厂用处理能力为75吨/时的沸腾焙烧炉对金-砷矿石进行直接焙烧。
入炉的矿石中含As 2.85%，S 3.6%，Fe 3.2%，Sb 0.1%和Au 7克/吨。沸腾炉直径为4.8米，以石油为燃料。焙烧温度为590~650℃。从炉内排出的废气冷却到175~200℃，结果使大量的砷冷凝下来。气体中残留的砷在湿式净化过程中被收集到洗涤塔中。
南罗得西亚矿山经过试验室研究之后，建立-座沸腾焙烧炉的试验装置，用它处理含金的砷黄铁矿精矿。装置的处理能力为100吨/昼夜。
工业装置于1952年投产，其处理能力为600吨/昼夜。该装置的流程如图4所示。
[next]
沸腾焙烧炉的直径5米，高6米。它由A和B两室组成。根据所得精矿数量的不同，焙烧炉每昼夜的工作时间为14~16小时。精矿矿浆中含固体72~78%和含硫22~24%。A室内炉温保持在588℃，通过往沸腾层上喷水来控制炉温。B室主要用来逐渐冷却焙砂。B室的炉温保持在340~450℃。
焙砂中的砷品位为1.4%，硫1%，金120~150克/吨。
苏联还没有广泛应用沸腾焙烧法来处理各种难处理的含金精矿。但是，在制定各矿床的不同矿石物料的焙烧参数方面也作了大量研究；1956~1957年国立稀有金属科学研究所伊尔库茨克分所首次在苏联进行了两段沸腾焙烧的试验室试验。所用之焙烧原料是《达拉松》选矿厂的砷黄铁矿精矿。精矿中含S 23.5%；As 9.55%；Fe 23.3%；Cu l.13%；Pb 0.6%;Au 18.4克/吨;Ag 6.2克/吨。
为了试验，曾设计和安装了两台试验室规模的沸腾焙烧炉。用这两台焙烧炉依次进行第1段和第Ⅱ段焙烧。
根据研究结果确定了排除砷和使硫保留在焙砂中的第I段焙烧的最佳条件如下：
焙烧温度，℃ 450~480
单位处理能力，吨/（米2/昼夜） 4.5~5.5
空气的单位耗量，米2/（米2/分） 3.5~4.0
空气的线速度，厘米/秒 8
曾经确定：在I段焙烧时，当空气耗量为硫和砷燃烧时理论上所必须的85~90%时，砷能被排除85-90%（即焙砂中含砷量降低到1.3~1.9%），而硫化物中的硫实际上全部留在焙砂中。
第1段焙烧后的焙砂给入第II段焙烧炉中焙烧。按试验结果选定的最佳条件如下：
焙烧温度，℃ 580~620
单位处理能力，吨/米2•昼夜 3.0~4.0
空气的单位耗量，米3/米2•分钟 5.5~6.0
空气的线速度，厘米/秒 8.5~9.5
氰化时焙砂中金回收率% 92~93
苏联有色冶金设计院在进行试验室研究的同时，制定了对《达拉松，矿的砷黄铁矿精矿进行沸腾焙烧的试验炉和焙烧车间的初步设计。
设计出的矩形双室焙烧炉的总面积为4.2米2（1.7×2.5），昼夜处理能力为18吨。1960年《达拉松》矿提前建成了试验车间，安装了对浮选精矿进行两段焙烧的装置并开始试验。根据研究结果采用了原先在试验室条件下所选择的焙烧条件。试验用的含砷精矿中含S 30.6%；As 9.6%；Cu 2.4%；Pb l.1%；Fe 27.0%；Au 60克/吨。
精矿的磨矿细度为60%-0.074毫米，湿度为4~7%。
试验过程中发现该装置在结构上有许多缺点和操作过程中有许多困难。但是，正如研究人员所证明的那样，在对砷黄铁矿优先氧化方面得到了令人满意的结果。这些结果也证明了先前的试验室研究数据是正确的。
根据金属平衡表，从被焙烧物料中得到的金的工艺回收率为97%。
后来又将该装置进行了改造。将焙烧炉改为单室炉，以便用沸腾焙烧法代替在机械焙烧炉内进行焙烧的方法。工业试验的装置见图5。
焙烧的基本任务是从精矿中排除砷和获得工业用的三氧化二砷。获得二氧化二砷是非常困难的。这是因为目前在国内外还没有类似的工业生产的实例。
改造后的焙烧炉的断面为矩形的。其炉底面积为3.4米2，堰高1米。从炉底到炉顶的高为6米。焙烧炉内砌有粘土砖。炉底用耐热混凝土制成并安装有蕈状喷咀。喷咀的有效断面为炉底面积的0.8%。
从炉内排出的废气在依次排列着的UH-15型除尘器和BYI-2.4型电收尘器中净化。除尘器，烟道和电收尘器能绝热，以防止三氧化二砷的蒸气冷凝。为了使三氧化二砷蒸气冷凝和捕收它，在电收尘器之后安装了结晶室。净化后的气体由结晶室内通过离车间800米远的烟囱排至大气中。
将干燥后（达到4~5%的水分）的精矿送入焙烧炉内焙 烧。此种焙烧炉与国外类似装置不同。它的主要特点是对矿浆进行焙烧。由于需要获得三氧化二砷、故取消了用这种装置对精矿浆的焙烧。
曾用两种精矿焙烧制度对此装置进行了试验：对硫化物完全氧化和使砷挥发到气相中。
当氧量不足以使硫化物完全氧化时，那么砷的挥发率最高。
当空气耗量等于理论耗量的130~135%，温度为750~850℃时，使硫化物完全氧化的制度才能得到保证。当进行硫化物完全氧化（制度A）和使砷优先挥发（制度6）时，沸腾焙烧的工艺指标如下：[next]
制度A 制度6
空气耗量为其理论耗量的% 130~135 80~90
焙烧炉单位处理能力，吨/米2•昼夜 3.5~4.5 6.5~7.5
沸腾层的温度，℃ 750~850 550~580
从炉内排出的焙砂中含量，%
S总 0.4~0.6 12~20
Ss 0.1~0.2 7.2~15.0
As 1~1.5 0.35~0.65
转入气相中的砷回收率，% 65~75 80~85
为了经常使用焙烧炉，应采用优先挥发砷的制度。
曾在氧量不足和焙烧温度为500~850℃（选定的最佳温度为550~550℃）的条件下检验了焙烧炉的工作制度。证明了这-焙烧制度是可以保证电除尘器和整个气体管内所必需的温度条件的。在上述焙烧温度和空气耗量（为其理论耗量的80~90%）条件下，炉顶下部气体中氧的含量波动在0~1.5%之间，SO2的含量为10~12%。
焙烧炉内粉尘的吹出量为精矿的20%。在电除尘器长期工作的条件下，可获得含92~99% As2O3的合格工业砷酐。砷酐中的金品位为1~2克/吨。如果在电除尘器之前的气体中含尘度不超过5~8克/米2时，其效果最好。焙砂中金的实际回收率为96.1~97%。但是，如提高电除尘器有效利用系数和消除机械损失后，金的回收率还能够提高。
在焙烧过程中常常发生焙砂中的金富集在炉床内，特别是在下部炉底。国外各工厂也发生过此种情况。在焙烧炉长期工作之后，炉底的焙砂中金的品位能超过2~3公斤/吨，甚至更高。其原因是精矿中的游离金和在硫化物氧化过程中被解离的金沉淀在气流之中。
《达拉松》矿山局的试验装置是该局用来对难选含金砷黄铁矿精矿进行沸腾焙烧的第1台装置。它于1967年正式投入工业生产。
国立稀有金属科学研究所伊尔库茨克分所和全苏有色金属科学研究听曾在试验室条件下研究了泥贡含金精矿在沸腾焙烧内进行氧化焙烧的情况。1966年全苏有色金属科学研究所又对哈萨克斯坦某矿床的泥质含金精矿的两段焙烧进行了半工业试验。这种精矿的特点是不含游离金。精矿中全部金均与砷黄铁矿共生。
当第1段焙烧温度较低（500~559℃）和在弱氧气氛下，砷便大量挥发。在进行第II段焙烧时，在空气过剩和提高焙烧温度之后，硫和碳便完全被氧化了。
对精矿进行两段焙烧时的最佳工艺条件如下：
第1段焙烧 第Ⅱ段焙烧
单位处理能力，吨/米2•昼夜 6.0~6.5 2.5~5.0
焙烧温度，℃；
层内 500~550 650~670
层下 450~470 不低于560
空气过剩的系数 0.5 1.5~1.8
气流中空气的线速度，米/秒 0.1 0.1
炉顶下部的真空度，毫米，水银柱 2~3 2~3
可以肯定，焙砂是对泥质精矿进行下一步氰化的唯一有利的焙烧时产品。焙烧过程中除尘器和电收尘器中的粉尘中含有很多活性碳。经过预先造粒后应将它返回到第1段焙烧炉中再焙烧。
研究结果证明：当焙饶温度超过670℃时。金随氰化渣的损失大大增加。这是因为金发生热纯化的结果（图7）。如果焙烧温度低于635℃时，由于未经脱除的碳的吸附作用，氰化渣中的金品位便急剧提高（图8）。
[next]
送去氰化的焙砂中碳的最大许可含量应不超过0.3%。研究结果证明：焙砂中碳的极限含量为0.2%。
同样可以肯定，焙砂和粉尘中还存在-部分未被彻底氧化的砷黄铁矿是氰化时金大量损失的原因（图9）。曾为泥质含金精矿的两段焙烧制定了-个最佳工艺条件，从而提高了金的回收率和保证获得合格的三氧化二砷。
参考文献举出了从矿浆中直接对泥质金砷精矿进行两段沸腾焙烧的试验室和半工业试验的数据。确定了对矿浆中难选含金精矿进行干燥和沸腾焙烧这两种方法配合使用的主要工艺参数。这-方法的特点是设备构造简单、焙烧炉的运转稳定持久和便于实现全盘自动化。
必须指出，世界各主要产金国家有关这方面的情报资料很少。近几年来有关国外选金厂对全部含金物料，特别是对难选含金物料的研究扣处理实践方面的报导资料也很少。
对沸腾焙烧处理难选含金物料的试验室、半工业、工业试验和工业应用的文献中现有资料的分析和总结后可以看出，对难选含金物料在氰化之前进行沸腾焙烧的方法将会得到更为广泛的应用。但是不论是苏联，还是在外国这种方法仍不是采金企业的主要方法。目前在许多国家中，如，加拿大、澳大利亚、南非，加纳和美国等，仍然利用床式焙烧炉。仅在澳大利亚就有约50个这样装置，每昼夜可焙烧-千多吨的难处理含金物料。
既然沸腾焙烧法具有不少优点，那么为什么推广的速度这样慢呢?而床式焙烧法的生命力何在?其原因在于大多数采金企业规模较小，处理矿石量不大。在这些企业中焙烧-吨含金物料的成本为50~90美分，而在个别情况下为20~25美分。但是若采用沸腾焙烧法处理同样物料的成本则为几美元。例如，美国选金厂的沸腾焙烧炉处理能力为40吨/昼夜，处理-吨金精矿的成本为3.9美元。
尽管如此，床式焙烧法也有其缺点，例如，焙烧炉的处理能力低，被焙烧物料表面温度分布不均，炉内温度和气体条件难以控制等。所以应在黄金企业中不断推广沸腾焙烧法。
特别是在许多小企业合并后和需要扩大企业的处理能力和规模时，就需要用沸腾培烧法取代床式焙烧法。在这种情况下，大量小型床式焙烧装置就很不适用。
近几年来，在苏联和国外，开始研究用沸腾焙烧炉对含金物料进行氯化挥发处理。根据参考文献报导，这种方法可以更充分地综合回收各种有用组份。
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