提高金、银、铜回收率的焙烧—氰化试验研究

氰化尾矿多级浮选提高综合回收率项目一、立项依据和研究意义我公司拥有一套金精粉氰化—炭浆吸附回收金银生产线。

尾渣中金的品位在2.0g/t左右；银的品位在g/t左右；铜的品位在%左右；铅的品位在%左右；硫的品位在%左右。

因为容易处理的金精粉越来越少，含有害元素的难处理金精粉越来越多，对正常配矿造成了很大的困难，使部分生产指标达不到要求。

为了提高资源综合利用率，进一步提高公司的经济效益，进行多金属回收成为实际生产中急需解决的课题。

氰化尾矿多级浮选提高综合回收率项目，以多年的生产实践为基础，以目前的浮选理论、铜铅分离技术为指导，通过配矿与实验，然后在生产流程中小批量试生产，观察、分析、调试，努力达到综合回收金、银、铜、铅、硫的目的。

项目的实施，能够提高矿产资源的综合利用水平，浮选精粉可以作为焙烧系统原料，充分利用资源，提高企业经济效益，促进循环经济发展，同时在黄金生产行业探索出提高氰化尾渣综合回收率、完善生产工艺的新路子。

二、国内外研究现状、水平及发展趋势氰化尾矿是黄金矿山提取金银的二次资源，通过氰化尾矿多级浮选来提高综合回收率技术部分科研机构与黄金生产企业都在研究与探索，总体情况是尾矿中的有价元素利用率还有待于提高，对浮选工艺与药剂制度还有待于完善。

面对不可再生资源日渐枯竭的现实，黄金生产行业提高对氰化尾矿的综合回收利用将是行业发展的趋势。

四、项目实施内容、期限及各阶段工作1、2009年11月—12月，分析现有流程，计算物料平衡，了解相关的生产指标和投矿品位及药剂添加情况；搜集有关氰化尾矿综合利用技术文献，进行研究、分析，制订总体改造方案；2、2010年1月—2月，根据氰化—炭浆吸附工艺生产实际情况，反复做铜、铅分离实验及高铅、高金原料的铜铅分离实验，对实验的数据进行分析研究，对可行方案进行小批量工业化试生产；3、2010年3月—4月，根据生产试验及小批量工业化试生产情况，完善工艺方案及项目实施方案；根据目前工艺方案对设备进行选型，对相关设备基础、生产车间进行土建设计；4、2010年5月开始进行土建施工，对设备进行订购；5、2010年6月15日前完成生产车间厂房建设，设备安装到位；6、2010年6月15日—30日，局部设备试车，然后联动试车，对不完善部位进行整改处理，对工艺指标进行观察，对药剂制度进行完善，确保达到良好的工艺指标；7、2010年7月，投入正常生产运行，在生产实践中逐步提高综合回收率。

氰化尾渣综合利用研究进展作者：求真一、氰化尾渣的性质由于金矿石性质和企业生产工艺的差异，导致氰化尾渣中各元素含量存在着一定的差异，通常氰化尾渣含 Au 1～8 g/t、Ag 25～90 g/t、Fe 20% ～35% 、S 20% ～ 45% 、SiO225% ～ 40% 、Cu0.5% ～5% 、Pb 1%～5% 、Zn 1% ～ 5% 。

各元素在尾渣中的赋存状态也因原料工艺不同而不尽相同。

我国大部分黄金冶炼企业以硫化矿为原料，多采用浮选——焙烧——氰化的工艺从矿石中提金，此种工艺产生的氰化尾渣中铁主要以赤铁矿形式存在，脉石成分主要是石英和硅酸盐类物质，其它金属元素也主要以氧化物形式存在，而金、银被赤铁矿和脉石成分包裹其中。

对于少硫化物金矿石，黄金冶炼企业多在浮选得到金精矿后，直接对精矿进行氰化浸出，此工艺产生的氰化尾渣中，铁主要以黄铁矿形式存在，脉石同样是石英和硅酸盐类，其它金属也主要以硫化物形式存在，金、银被包裹在黄铁矿和脉石中。

尽管元素含量不同且元素赋存状态有所区别，但氰化尾渣在性质上仍具有一些共同特点如: 氰化尾渣多为粉末，粒度较细，且泥化现象严重，氰化尾渣中铁含量和脉石含量较高等。

而从氰化尾渣中回收金、银，难点在于:(1) 氰化尾渣中的金、银多以微细粒嵌存在铁矿物和脉石矿物中，常规手段难以使金银有效单体解离，导致氰化尾渣中的金、银回收困难。

(2) 氰化尾渣粒度较细，泥化现象严重，矿石经长时间氰化后，矿物表面性质发生变化且渣中含有残留氰化物，导致浮选处理较为困难。

近年来，国内外科技工作者在氰化尾渣的综合回收利用上做了大量试验研究，并取得了一定的进展。

但是各种方法均存在着一定的局限性，如成本较高，回收金银的成本远高于氰化尾渣的附加值，适应性较差，不宜推广应用等缺点。

目前，研究重点在于，如何建立一套低成本、且适应性较高的工艺对氰化尾渣进行回收利用。

目前处理氰化尾渣有几种不同的方法，包括湿法、火法、浮选法等。

从高铜、高铅金精矿中氰化提取金、银的试验研究方案2009-12-25 17:26:02 中国选矿技术网浏览146 次收藏我来说两句含高铜、高铅金精矿是一种难处理类型金精矿。

对于该类精矿，如采用直接氰化法浸取，其金、银的氰化浸出率较低，且成本较高；如采用焙烧氰化法浸取，则由于铅含量较高，在焙烧过程中形成大量的硫酸铅，对金产生二次包裹，影响金的氰化浸出率。

在文献的基础上，试验研究了从这类高铜、高铅金精矿中直接氰化提取金、银的工艺方法。

试验结果表明，在氰化浸出时，采用CaO＋NH4HCO3为pH调整剂，同时加入SD助浸剂，可有效地提高金、银的氰化浸出率。

氰化尾渣的铅、硫、铜分别采用浮选法、焙烧—酸浸法进行回收，实现了金精矿中有价元素的综合利用。

该工艺方法操作简便，不增加投资，成本较低，其经济效益和社会效益显著。

一、矿样性质含高铜、高铅金精矿由某黄金矿山提供。

矿样细度－200目含量高于80%，呈深褐色。

主要矿物成分为黄铁矿、黄铜矿、方铅矿等硫化矿物。

金、银主要以显微粒、次显微粒状态赋存于上述矿物中，并为硫化物包裹。

矿样的主要成分分析结果见表1。

表1 矿样的主要成分分析结果从表1可见，金精矿样中的铜、铅、硫的含量都很高，尤其是铜、铅含量高。

它们的存在严重影响金、银的氰化浸出。

因此，该矿样属含高铜、高铅难处理类型金精矿。

二、常规氰化浸出试验称取一定量金精矿于电动搅拌槽中，按以下氰化浸出条件进行浸出：氰化钠质量分数为0.5%；液固比2∶1；浸出液 pH＞11（用CaO调节）；浸出时间48h。

试验结果见表2。

表2 直接氰化浸出结果从表2可见，按常规氰化法进行搅拌氰化浸出，其金、银的氰化浸出率很低，分别为81.13%，18.84%。

其主要原因是金精矿中Cu、Pb含量较高。

铜的存在不但消耗了大量氰根，影响Au、Ag的氰化浸出，而且溶解的铜可能会在Au、Ag矿物的表面形成CuCN薄膜和铜膜，使之钝化，减缓了Au、Ag的氰化速度。

金精矿焙烧氰化冶炼系统氰化调碱试验研究发布时间：2021-12-23T06:28:46.919Z 来源：《中国科技人才》2021年第26期作者：陈群刘娟[导读] 金精矿焙烧氰化冶炼系统氰化调碱试验是金矿提取过程中的必要流程，其试验研究找到调碱剂和调碱方式对金银浸出率影响最大的数据，这对于金矿生产而言，有着十分重要的意义，其能决定金的提取量，现有的调碱主要依靠碳酸钠，但碳酸钠成本向盾较高，需找到一种可替代的方法来进行调碱，只有这样才能有效降低生产成本。

文章中我们将针对金精矿焙烧酸浸氰化冶炼系统氰化调碱工作中，碳酸钠调PH耗量大、成本高的问题，从不同角度进行了相关实验，以期通过本次研究找到最佳的氰化调碱方式，有效提高金银浸出率，从而帮助金矿生产企业提高生产效率。

招金矿业股份有限公司金翅岭金矿山东烟台 265400摘要：金精矿焙烧氰化冶炼系统氰化调碱试验是金矿提取过程中的必要流程，其试验研究找到调碱剂和调碱方式对金银浸出率影响最大的数据，这对于金矿生产而言，有着十分重要的意义，其能决定金的提取量，现有的调碱主要依靠碳酸钠，但碳酸钠成本向盾较高，需找到一种可替代的方法来进行调碱，只有这样才能有效降低生产成本。

文章中我们将针对金精矿焙烧酸浸氰化冶炼系统氰化调碱工作中，碳酸钠调PH耗量大、成本高的问题，从不同角度进行了相关实验，以期通过本次研究找到最佳的氰化调碱方式，有效提高金银浸出率，从而帮助金矿生产企业提高生产效率。

关键词：金精矿；焙烧；氢化；调碱前言：随着我国黄金行业的发展,世界对黄金的需求量越来越大，对金矿生产企业的要求也越来越高，随着各项生产成本、人力成本的增加，企业必须思考如何提高生产效率，提高产品质量，降低生产成本等与企业核心竞争力息息相关的问题。

调碱是提炼贵重金属的重要步骤，通过碱加入矿浆调节PH值，使贵重金属能从矿石浆中浸出，但传统的调碱方式成本过高，耗费过大，对于企业的可持续发展相当不利，本文将针对氰化调减陈本高的问题进行研究，希望通过本次研究能优化金精矿的冶炼提取系统，降低生产成本，使企业能有更大的市场竞争优势。

陕西某黄金冶炼厂焙烧氰化浸渣提金方法研究报告本文研究了陕西某黄金冶炼厂焙烧氰化浸渣提金方法，分析了该方法的优缺点，并从工艺流程、操作技术、设备应用等方面对该方法进行了详细阐述。

一、工艺流程本研究采用的焙烧氰化浸渣提金方法主要由以下几个步骤组成：1. 氰化浸渣焙烧：将氰化浸渣送入焙炉中进行高温处理，使其得到充分焙烧，达到剥离金属的效果。

2. 氰化浸渣破碎：将焙烧后的氰化浸渣进行破碎，得到较小的颗粒状物料。

3. 搅拌：将破碎后的氰化浸渣与水一起搅拌，使其形成悬浮液。

4. 沉淀：将悬浮液静置一段时间，使其沉淀，得到含金泥浆。

5. 过滤：将含金泥浆进行过滤，去除杂质。

6. 洗涤：将过滤后的含金泥浆用水进行洗涤，使其去除残留杂质。

7. 烘干：将洗涤后的含金泥浆放入焙炉中进行烘干，得到金粉末。

二、操作技术1. 焙烧操作温度的选择：在本研究中，焙烧时采用了950℃的高温，能够使氰化浸渣得到充分焙烧，并且可以保证金属与其他杂质迅速分解。

2. 破碎操作：在氰化浸渣破碎时，应采用适当的粉碎机，能够将氰化浸渣破碎成较小的颗粒状物料。

3. 悬浮液搅拌操作：搅拌时间和强度应根据浸出效果进行调整。

4. 沉淀时间的选择：沉淀时间应根据泥浆中悬浮颗粒的大小、颗粒浓度等因素进行调整。

5. 过滤操作：过滤应选用细孔滤纸，过滤时应逐渐加压。

三、设备应用本研究采用了较新的设备，包括高温焙炉、永磁搅拌器、温度控制系统等。

这些设备的应用，不仅能够提高提金效率，而且能够保证产品质量。

四、优缺点分析本研究采用的焙烧氰化浸渣提金方法具有以下优点：1. 提金效率高：在保证产品质量的前提下，可以达到较高的提金效率。

2. 工艺流程简单：焙烧氰化浸渣提金方法的工艺流程相对简单，易于操作。

3. 环保性好：焙烧氰化浸渣提金方法的环保性好，能够减少对环境的影响。

但该方法也存在一些缺点，主要包括：1. 能源消耗大：焙烧氰化浸渣需要较高的温度，因此消耗的能源较大。

焙烧-酸浸-氰化法从复杂金精矿中回收金银铜吴在玖【摘要】采用焙烧-酸浸-氰化工艺综合回收复杂金精矿中的金、银、铜.结果表明，焙烧温度、焙烧时间、焙烧添加剂种类和用量对金、银、铜浸出率影响显著.实验确定了较优工艺条件为：焙烧添加剂NaOH用量为6%，温度630℃，焙烧时间3 h，硫酸浓度1 mol/L，酸浸液固体积质量比5∶1，酸浸温度50℃，酸浸4 h，氰化纳浓度3‰，氰化浸出液固体积质量比5∶1，常温氰化72 h.在上述条件下，金、银、铜浸出率分别达到93.53%、75.37%、94.23%.%Gold, silver and copper were extracted from complex gold concentrate by roasting-acidic leaching-cyanidation process. The experimental results show that the roasting temperature, time, additive and its dosage have great influenceon the leaching of gold, silver and copper. The optimal conditions were further determined as follows: NaOH dosage of 6 %(ω), roasting temperature of 630 °C, roasting time of 3 h, sulfuric acid concentration of 1 mol/L, liquid to solid rat io of 5∶1 in acidic leach, leaching temperature of 50 °C, leaching time of 4 h, sodium cyanide concentration of 3 ‰, liquid to solid ratio of 5∶1 in cyanidation, room temperature and cyanidation timeof 72 h. Under above-mentioned conditions, the leaching rate of gold, silver and copper achieved at 93.53%, 75.37%and 94.23%respectively.【期刊名称】《有色金属科学与工程》【年(卷),期】2013(000)002【总页数】5页(P25-29)【关键词】复杂金精矿;添加剂;焙烧;酸浸;氰化浸出【作者】吴在玖【作者单位】【正文语种】中文【中图分类】TF803.2随着黄金价格的高涨，世界黄金产量不断增长，能够直接氰化利用的金矿资源日益匮乏，复杂金精矿成为黄金冶炼行业的重要原料[1-2]，目前复杂金精矿预处理主要有：热压氧化、生物氧化、焙烧氧化3种基本工艺.生物氧化法[3]，投资小、能耗低、环保优，但适应性差，菌种对矿物成分依赖性高；热压氧化法[4-5]，环境友好、氧化充分、反应周期短、金回收率高，但对设备要求高，安全系数低，生产规模有限；焙烧氧化法[6]，是一种传统的预处理方法，工艺成熟，对矿物性质适应性强，尤其是处理含碳、含硫、含铜复杂金精矿优势明显.国内外学者对复杂金精矿氧化焙烧预处理工艺进行了广泛研究[7-15]，取得了丰硕的成果，但复杂金精矿中银的氰化浸出率仍然偏低.某黄金冶炼厂采用氧化焙烧-酸浸分铜-氰化工艺处理复杂金精矿，银氰化浸出率偏低（≤45%），本试验在该厂现有工艺基础上，研究了添加剂种类和用量、焙烧温度、焙烧时间等因素对金、银、铜浸出率的影响，取得了良好的结果.1 试验原料与方法1.1 试验原料实验原料为国内某黄金冶炼厂复杂金精矿，平均粒度≤74μm占80.88%，矿物化学成分如表1所示，化学物相分析如表2所示.金主要以黄铁矿包裹形式存在，占金总量的88.62%，另有少量金以自然金和硅酸盐包裹金；银主要以自然银、硫化银和硅酸盐中银等形式存在，分别占银总量的26.64%、22.67%、47.58%；铜主要以氧化铜和硫化铜形式存在，分别占铜总量的4.27%和93.71%.试验所用主要试剂浓硫酸、NaCN、NaCO3、NaOH、Na2SO4、Na2SO3、CaO 和 Na2S 均为分析纯，蒸馏水自制.1.2 试验方法1.2.1 氧化焙烧每次称取复杂金精矿100 g，装入不锈钢盆内，根据试验要求加入相应种类和数量的添加剂，加入蒸馏水搅匀，在电炉上蒸干，待马弗炉达到预定实验温度后，置于马弗炉中焙烧，焙烧结束后，将焙砂从马弗炉中取出置于空气中冷却.表1 试样化学成分分析/%?表2 试样化学物相分析/%注：“/”表示未统计该数据.?1.2.2 酸浸分铜冷却后的焙砂用MZ100型震动磨矿机磨矿30 s，然后装入1000 mL烧杯中，按照液固体积质量比（指溶液每毫升液体中所含固体质量的克数，下同）5∶1加入1 moL/L的稀硫酸溶液，用DF-1型水浴锅控制浸出温度50℃，机械搅拌浸出4 h，酸浸完成后用2YI-30型号真空泵过滤分离，浸出渣用100 mL与浸出剂同浓度的稀硫酸溶液洗涤，洗渣在电热鼓风干燥箱中干燥.1.2.3 氰化浸出先用碳酸钠调整矿浆pH值为9.5～10.5，再按照液固体积质量比5∶1，加入氰化钠至浓度为3‰，用空气泵供氧，磁粒子搅拌，常温浸出时间72 h.氰化浸出结束后，用3‰氰化钠溶液洗涤抽滤，滤渣干燥称重送样分析，金、银、铜的浸出率以渣中金、银、铜含量计算.1.3 试验原理1.3.1 氧化焙烧原理复杂金精矿预处理采用一段焙烧氧化法.随着焙烧氧化的进行[16]，金精矿中的硫化物被氧化，破坏了对金、银的包裹形态，使金、银暴露充分，然后通过酸浸除去有害杂质金属，氰化提金、银.金精矿在焙烧过程中，黄铁矿、闪锌矿、黄铜矿比较容易分解，而方铅矿比较难分解.在 300～500℃时，氧化焙烧反应有：如图1所示，焙烧温度＞600℃时，铜硫化矿开始氧化分解，铜硫化物被氧化为氧化物或硫酸盐，闪锌矿和部分方铅矿也开始分解，反应式如下：1.3.2 加入添加剂焙烧原理添加剂的加入，一方面是作为复杂金精矿氧化焙烧的膨松剂，使复杂金精矿在焙烧过程中有良好的透气性，利于焙烧氧化.另一方面与复杂金精矿中的SiO2等成分反应，生成硅酸钠盐2NaO·SiO2等物质，抑制了硅等成分与铜、金、银等有价金属化合物之间的作用，减少了不利于浸出回收物质的产生.本试验采用的添加剂有 Na2CO3、NaOH、 Na2SO4、Na2SO3、CaO 和 Na2S,焙烧反应如下：2 实验结果与分析2.1 添加剂的遴选分别选取 Na2CO3、NaOH、Na2SO4、Na2SO3、Na2S、CaO作为添加剂，添加剂用量为复杂金精矿质量的6%，焙烧温度650℃，焙烧时间3 h，然后进行酸浸分铜-氰化浸出，考察添加剂种类对金、银、铜浸出率的影响，结果见表3.表3 添加剂对浸出率的影响?由表3可知，未加入添加剂时，金、银的浸出率很低，尤其是银的浸出率仅有16.23%.加入添加剂后，金、银浸出率均有提高，而铜的浸出率表现不一.以NaOH作为添加剂时，金、银、铜的浸出率均为最高，分别达到91.58%、72.26%和95.7%，而所用添加剂中NaOH碱性最强，说明金、银、铜的浸出率与添加剂碱性强弱呈正相关.因此后续试验选用NaOH作为焙烧添加剂.2.2 焙烧温度对金、银、铜浸出率的影响在100 g复杂金精矿，NaOH用量6%，焙烧时间3 h条件下，焙烧温度分别控制在550℃、600℃、610℃、620℃、630℃、640℃、650℃、700℃，考察焙烧温度对金、银、铜浸出率的影响，结果如图2所示.由图2可以看出，氧化焙烧温度低于600℃或高于650℃时，复杂金精矿中金、银、铜的浸出率均不理想，温度太低，复杂金精矿中的硫脱除率低，不利于氰化浸出提金、银工序.温度过高，硫脱除率高，但复杂金精矿易出现烧结现象，造成金、银、铜的二次包裹，不利于金、银、铜的浸出.当焙烧温度区间为600～650℃时，金、银、铜的浸出率只有小幅度的波动，当焙烧温度为630℃时，金、银、铜浸出率分别为93.53%、71.37%、94.42%，焙烧效果好.综合比较，氧化焙烧温度控制在630±5℃.2.3 焙烧时间对金、银、铜浸出率的影响NaOH用量 6%，焙烧温度630℃，控制不同的焙烧时间，考察焙烧时间对金、银、铜浸出率的影响.结果如图3所示.图3可知，焙烧时间对于复杂金精矿金、银的浸出率影响非常显著.在焙烧时间较短时（≤2 h），金、银的浸出率均较低，然后随着焙烧时间的延长，金、银的浸出率快速提高，金、银的浸出率在焙烧时间为3 h时达到最高.焙烧时间对铜的浸出率影响不大，在试验条件下均保持在90%以上，在焙烧时间为4 h时，铜浸出率达到最高为94.80%.焙烧时间超过4 h后，金、银的浸出率急剧下降.采用焙烧预处理的目的在于，使复杂金精矿中的FeS2转变为Fe2O3等铁氧化物，破坏其对金、银等的包裹，同时使铜的硫化物转变为氧化物、硫酸盐等易浸出的物相，从而提高其浸出率，硫化物氧化反应十分容易发生，在本试验条件下可以在3 h之内完成，继续延长焙烧时间，对硫化矿的氧化率没有帮助，反而导致铁酸盐、硅酸盐等物质的生成，对金、银、铜等有价成分形成新的包裹，降低了金、银的浸出率.由此可知焙烧时间并非越长越好，综合考虑，选择氧化焙烧时间为3 h更加适宜. 2.4 添加剂用量对金、银、铜浸出率的影响在焙烧温度630℃，焙烧时间3 h条件下，考察添加剂用量对金、银、铜浸出率的影响，试验结果如图4所示.图4表明，随着NaOH用量的增大，复杂金精矿中金、银、铜的浸出率逐渐提高，然后趋于稳定.在NaOH用量达到2%以后，金、铜的浸出率升高的速度趋于平缓.银浸出率对于NaOH加入量相对敏感，在NaOH用量未达到4%以前，浸出率随NaOH用量的增大快速升高，而后基本维持不变.由于金的价格比银和铜高很多，因此选择NaOH加入量为6%为宜.3 结论（1）研究表明，用一段氧化焙烧法预处理复杂金精矿时，焙烧温度，焙烧时间，添加剂的种类和用量，对于焙烧效果的影响非常显著，平衡这4个因素的关系，对于提高金、银、铜的浸出率至关重要.（2）选用NaOH作为焙烧添加剂可以有效提高金、银、铜的浸出率，在NaOH用量6%、焙烧温度630℃、焙烧时间3 h，50℃酸浸4 h，硫酸浓度1 mol/L，酸浸液固体积质量比5∶1，常温氰化72 h，氰化纳浓度3‰，氰化浸出液固体积质量比5∶1条件下，金、银、铜浸出率分别为93.53%、75.37%、94.23%.其中银浸出率相对该黄金冶炼厂原工艺提高了近25%，同时铜和金的浸出率也较优. （3）复杂金精矿综合回收过程中银的浸出率始终较低，其原因有待后续进一步探讨.参考文献:[1]吴荣庆,张燕如,张安宁.我国黄金矿产资源特点及循环经济发展现状与趋势[J].中国金属通报,2008(13):32-34.[2]康增奎.我国难处理金矿资源的开发的现状与问题的研究[J].资源与产业，2009,11(6):60-63.[3]崔永霞,沈艳.难处理金矿石提炼技术研究进展[J].黄金科学技术,2007,15(3):53-57.[4]杨洪英,佟琳琳,殷书岩.湖南某难处理金矿的加压预氧化——氰化浸金试验研究[J].东北大学报:自然科学版,2007,28(9):1305-1308.[5]王瑞祥,刘建华,夏李斌.从高酸浸出钴渣中回收金银的实验研究[J].黄金,2007,28（5）:32-35.[6]薛光,任文生.我国金精矿焙烧——氰化浸出工艺的发展[J].中国有色金属,2007,6(3):44-50.[7]崔日成,杨洪英,张谷平,等.毒砂型高砷金精矿的细菌氧化[J].化工学报,2008,59(12):3090-3094.[8]薛光,李峰,焦国华,等.加压氧化——氰化浸出法提取金银的研究[J].贵金属,2003,6(3):19-21.[9]Whitlock J A.Biooxidation of refractory gold ores(the Gobiotics process)[J].Biomining:Theory,Microbes and Industrial Process，1988,11(6):118-125.[10]Fraser K S,Walton R H,Wells A J.Processing of refractory goldore[J].Minerals engineering，1991(4):1029-1041.[11]张福元,张玉华.氰渣综合利用提取金银的试验研究[J].稀有金属材料与工程,2007(s3):335-3381.[12]袁朝新,汤集刚.含砷金精矿的焙烧和氰化浸出试验及焙砂和浸渣的矿物学研究[J].有色金属:冶炼部分,2006(5):28-301.[13]薛光.加氢氧化钠提高焙烧-氰化法银浸出率的试验研究[J].有色冶炼,2002(5):19-21.[14]刘汉钊.难处理金矿石难浸的原因及预处理方法[J].黄金,1997(9):44-48.[15]Deschenes G,Xia C,Fulton M,et al.Evaluation of leaching parameters fora refractory gold ore containing aurostibite and antimony minerals:Part I-Central zone[J].Minerals Engineering,2009,22(9/10):799－808.[16]薛光,任文生,薛元昕.金银湿法冶金及分析测试方法[M].北京:科学出版社,2009.。