从含金的碳-砷矿石中回收金的工艺（二）

normal style="MARGIN: 0cm 0cm 0pt">    用新鲜水和用循环水进行两段浮选所得之平均工艺指标见表2。

normal style="MARGIN: 0cm 0cm 0pt; tab-stops: 106.95pt 144.0pt">    在选别矿石时，利用全循环水不会降低金回收率。经过多次连续的试验，循环水的盐类组成变化不大，水中有害杂质含量处在最高容许浓度的范围之内。

normal style="MARGIN: 0cm 0cm 0pt; tab-stops: 106.95pt 144.0pt">    为了减少应进行冶炼处理的浮选精矿的数量，曾试图把按两段浮选流程而得到的，而且在含砷量方面不合格的合并后的精矿，分离成砷黄铁矿精矿和黄铁矿精矿。在有硫酸铁（value="150" HasSpace="False" Negative="False" NumberType="1" TCSC="0">150克/吨矿石）和硫酸铜（value="75" HasSpace="False" Negative="False" NumberType="1" TCSC="0">75克/吨矿石）存在下进行优先浮选。从合并后的精矿中得到两种产品：砷黄铁矿和黄铁矿，其中砷和金的含量均不相同。

normal style="MARGIN: 0cm 0cm 0pt; tab-stops: 106.95pt 144.0pt">    为了脱砷，合并后的浮选精矿需在600~value="650" HasSpace="False" Negative="False" NumberType="1" TCSC="0">650℃温度下进行焙烧。焙烧结果得到含砷0.43 %的焙砂（其产率为精矿的82.2%和为矿石的8.19%）。

normal style="MARGIN: 0cm 0cm 0pt; tab-stops: 106.95pt 144.0pt">    焙砂氰化时间为72小时。转入溶液中的金回收率为82.55%（对矿石）和作业回收率为89.41%。由于金回收率低，所以就地氰化焙砂很不经济。

normal style="MARGIN: 0cm 0cm 0pt; TEXT-INDENT: 21.75pt; tab-stops: 106.95pt 144.0pt">为了处理上述矿石，建议用两段浮选、然后用真空热解法处理砷，而烧渣送冶炼厂处理。