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doi：10.3969/j.issn.1007-7545.2018.11.005高铜高砷金精矿氧化焙烧还原熔炼试验黄海辉，王为振，常耀超，徐晓辉，靳冉公（北京矿冶科技集团有限公司，北京100160）摘要：采用氧化焙烧—还原熔炼工艺对某高铜高砷金精矿进行研究。
结果表明，该金精矿在800 ℃氧化焙烧2 h 得到的氧化焙砂，在SiO2添加量35%，无烟煤添加量8%，1 450 ℃还原熔炼60 min时，渣计铜回收率95.70%，渣计金回收率99.62%。
还原熔炼过程中，硫、砷主要富集在合金中。
关键词：高铜砷金精矿；氧化焙烧；还原熔炼；回收率中图分类号：TF831 文献标志码：A 文章编号：1007-7545（2018）11-0000-00 Study on Gold Concentrate Bearing High Copper and Arsenic by OxidativeRoasting-Reduction SmeltingHUANG Hai-hui, WANG Wei-zhen, CHANG Yao-chao, XU Xiao-hui, JIN Ran-gong(BGRIMM Technology Group, Beijing 100160, China)Abstract：Oxidative roasting-reduction smelting tests were carried out on high copper & arsenic gold concentrate. The results show that calcine produced by oxidizing roasting of gold concentrate at 800 ℃ for 2 h was reduction smelted at 1 450 ℃ for 60 min with addition of 35% of SiO2 and 8% of anthracite. Copper recovery is 95.70% and gold recovery is 99.62%. Sulfur and arsenic are mainly concentrated in alloy during reduction smelting process.Key words：gold concentrate bearing high copper and arsenic; oxidation roasting; reduction smelting; recovery国外某高铜高砷金精矿，金呈微细粒状被黄铁矿、毒砂等矿物包裹，难以直接氰化浸出，属含砷难处理金矿[1]。
含砷难处理金矿研究进展摘要:近年来，含砷难处理金矿资源的开发利用已经引起世界各国的广泛关注和重视。
其对于提高金的回收率，减少成本,达到环保要求和设计最佳流程等具有重要意义。
概括介绍了焙烧氧化、微生物氧化、加压氧化等方面的发展。
关键词:含砷难处理金矿焙烧微生物氧化加压氧化Research Progress of Arse ni c-beari ng Refractory Gold OreAbstractsn recent years,refractory gold ore containing arsenic resource exploitation has caused world attention.The improvement of gold recovery rate,reduce costs,meet environmental protection requireme nts and desig n the best processeshas importa nt sig ni fica nee. Briefly introduces the roasting oxidation,microbialoxidation,pressure oxidati on,non-cya ni dati on and other aspects of developme nt.Key Words:Arse ni c-beari ng refractory gold ore;Roasting;Microbial oxidati on [Pressure oxidatio n随着金矿资源的不断开采，易处理金矿资源日益枯竭，含砷难处理金矿资源将成为黄金生产的主要资源，含砷难处理金矿中金与毒砂嵌布粒度细或成包裹状[1],采用机械法很难达到单体解离，毒砂又会产生化学干扰[2],直接进行氰化浸金，金的浸出效果不理想，故脱砷预处理研究为当下研究的重点。
2焙烧氧化工艺焙烧法是利用高温充气的条件下，使包裹金的硫化矿物分解为多孔的氧化物而使浸染其中的金暴露出来。
焙烧法作为难浸金矿的预处理方法已有几十年的历史了。
该法对矿石具有较广泛的适应性，操作、维护简单，技术可靠，但由于传统的焙烧处理放出S02, AS203等有毒气体，环境污染严重，因此其应用受到限制。
但随着两段焙烧、循环沸腾焙烧、富氧焙烧、固化焙烧、闪速焙烧、微波焙烧等焙烧新工艺的出现，在一定程度上减少了环境污染，提髙了金的回收率，并且投资和生产成本相应降低，从而使焙烧氧化法又成为难浸金矿石预处理优先考虑的方案之一。
焙烧氧化工艺的基本原理高温条件下，难处理金矿将发生如下主要化学反应：对于黄铁矿：3FeS2+ 8O2====Fe334+ 6SO2↑ (5)4FeS2+ 11O2====2Fe2O3 + 8SO2↑ (6)对于砷黄铁矿，在氧气不足和约450℃时：3FeAsS==== FeAs2+ 2FeS + AsS ↑ (7)12FeAsS + 29O2====4Fe3O4+ 6As2O3↑ + 12SO2↑ (8)在600℃以上时：4FeAsS====4FeS + As4↑ (9)As4+ 3O2==== 2As2O3↑ (10)焙烧氧化工艺技术特点(1)该工艺处理速度快，适应性强，尤其是对含有机碳的矿石针对性强。
(2)副产品可以回收利用，可以综合回收砷、硫等伴生元素。
(3)在焙烧过程中，能造成硫化矿的“欠烧”或“过烧”，影响金的浸出率。
(4)焙烧过程产生大量的二氧体硫和三氧化二砷等有害气体，收尘系统复杂。
(5)工艺流程长而且复杂，操作参数要求严格，生产调试周期长。
(6)受到硫酸市场的影响和制约，酸价的波动直接影响该工艺的合理性。
两段焙烧原则工艺流程见图2。
图2两段焙烧原则工艺流程图国内外焙烧氧化技术的开发和应用现状目前最常见的焙烧氧化工艺主要有针对金精矿的两段沸腾焙烧和针对原矿的固化沸腾焙烧。
金矿石含砷及其精矿解决办法原生金-砷矿石含有1~2%到10~12%的砷黄铁矿。
在其他硫化物中，实际上经常有黄铁矿，有时还有磁黄铁矿。
在很少情况下，矿物中不含微粒金。
这类矿石可以用氰化法或者先浮选而后对浮选精矿进行氰化的方法处理。
矿石中大部分金常常呈微粒分散状包裹在硫化物中。
对这类矿石可以进行混合浮选，选出金-砷精矿或者金-砷-黄铁矿精矿。
精矿进行焙烧，焙烧渣用氰化法处理或送冶炼厂冶炼。
在焙烧过程中得到含砷的产品。
但是，目前对这类产品的需要量不大。
如果混合浮选后不能得到废弃尾矿，那么可对浮选尾矿进行氰化或者对原矿进行氰化，而含金硫化物则用浮选法从氰化尾矿中回收。
浮选金-砷矿石时，必须对已知的方法进行试验，即分段浮选，矿砂和矿泥分别浮选、在苏打介质中进行浮选等，以便改善金-砷矿石浮选过程的各项指标。
浮选砷黄铁矿时，必须往矿浆中加氧。
磨矿过程中形成的碎铁可作为氧的吸收剂。
当存在苏打灰时，铁的氧化和吸收氧进行得较慢。
所以，在制定浮选条件时，应当对磨矿机中添加的苏打量(耗量为1~2公斤/吨)进行试验，以便使磨矿机排矿中pH值达到10~10.2，然后在浮选时使其降到8.5~8.8。
以硫酸铜作为活化剂是很有利的，其用量为100~200。
克/吨。
这种药剂应加在扫选中。
在个别情况下，金和砷的回收率会随着矿浆同捕收剂搅拌时间的增加(达20~30分钟)而提高。
有时，采用优先浮选分选出含金的黄铁矿精矿和砷精矿，或者单-的金-黄铁矿精矿是合适的。
如果黄铁矿精矿和砷精矿中的金是用不同方法进行回收或者需得到高晶位的砷精矿时，单独选出黄铁矿精矿和砷精矿是合算的。
在下列情况下可以只选出单-的金-黄铁矿精矿：当浮选尾矿合乎废弃金品位的要求，而砷又无工业价值时;浮选尾矿中的金与黄铁矿精矿中的金不相同，它可以用氰化法回收时。
利用石灰或者在石灰介质中用空气进行氧化，用软锰矿和高锰酸钾抑制砷黄铁矿，可使黄铁矿与砷黄铁矿分离。
在许多情况下，氧化剂的效果取决于氧化剂使用制度的制定和遵守得如何。
探析难浸金矿石预处理方法作者：阎志方来源：《中国化工贸易·下旬刊》2017年第11期摘要：由于易处理金矿资源日趋枯竭，因而难处理金矿现已成为提取金的重要原料。
本文分析了难浸金矿石难处理的原因，提出处理方法，最后讨论了我国难浸矿石预处理试验研究的进展。
关键词：难浸；金矿石；处理1 难浸金矿石难处理的原因矿石难处理主要有以下几种原因：①金以不溶台金或金化合物的形式存在于矿石之中，其中以碲化金（碲金矿、针碲银金矿等）为多，在氰化液中碲化金溶解得很慢或者完全不溶解；②矿石中存在着铁和贱金属的硫化物等的原生矿物，其分解产物均消耗氧气和氰化物。
因而对金的氰化反应产生不利影响；③金粒呈包裹或浸染状态存在于硫化矿物中，无法用磨矿解离，金粒很难接触氰化液；④在金粒表面形成原生或次复盖膜，它们阻碍金的溶解；⑤据认为，碳质金矿石，含的有机碳是活性炭型的。
金浸出时，金氰络合物被矿石中的活性有机碳从溶液中“劫持”。
2 难浸金矿石的预处理方法目前难浸金矿石主要为碳质矿物和硫化矿物两大类。
工业上应用的主要是焙烧、加压氧化和微生物氧化（细菌氧化）三种方法。
2.1 焙烧对难选冶金矿石或精矿进行焙烧能使包裹着金的矿物分解，焙烧也能除去劫金的碳质组分，尤其是在富集的体系中。
焙烧工艺成熟，适应性强，技术可靠，操作简单。
国外多采用沸腾炉进行焙烧，国内多采用回转窑进行焙烧。
焙烧时，根据矿石性质采用一段焙烧或者是二段焙烧。
焙烧可用于原矿焙烧，也可用于精矿焙烧。
循环沸腾焙烧用于难浸金矿的处理有以下优点：工艺过程可以得到控制，能有效地去硫和碳，焙砂质量好，金回收率高；矿石物料适应性好，可以往焙烧炉内直接喷入燃油和使用富氧燃烧。
可以实现热量回收；烟气处理乃至无污染焙烧工艺；与加压氧化法和细菌氧化法相比，投资和生产费用较低。
2.2 加压氧化加压氧化法的研究起始于五十年代中期，美国的SherrittGordon等公司对这种方法作了大量的研究工作”。
含砷金精矿焙烧-氰化浸取金、银的试验方案2010-1-21 17:39:55 中国选矿技术网浏览136 次收藏我来说两句在金精矿焙烧－氰化工艺中，砷是影响金、银氰化浸出率的主要因素。
为此，在焙烧－氰化浸取金、银工艺中对砷的含量要求比较严格，通常控制金精矿中砷的含量在0.1%以下，随着砷含量的增加，金、银的氰化浸出率逐渐降低。
笔者曾对提高含砷金精矿焙烧－氰化浸取工艺金、银、铜回收率进行了研究。
本文在此基础上研究了在焙烧金精矿中加入硫酸钠，借以提高含砷金精矿焙烧－氰化浸出工艺中金、银浸出率。
试验结果表明，对砷质量分数为0.45%金精矿，在焙烧时加入矿样量4%～5%的硫酸钠，可使金、银的氰化浸出率比原工艺方法分别提高5.0%和40%以上。
这不但充分利用了国家资源、拓宽了原料来源，而且提高了企业的经济效益和社会效益，具有推广价值。
一、矿样性质本试验采用的矿样由某黄金矿山提供。
矿物成分主要为黄铁矿、砷黄铁矿、黄铜矿、方铅矿、闪锌矿等硫化矿物，金、银则以细微粒状态被硫化物包裹。
经分析测定，矿样的主要化学成分见表1。
表1 矿样的化学成分/%*（Au）、（Ag）/10-6从表1可见，矿样中除含有较高的Au、Ag外，Cu、Pb、As、S的含量均比较高。
该矿样属于含砷、铜难处理金精矿类型。
采用现行的焙烧－氰化浸出工艺，难以取得较高的金、银氰化浸出率。
二、直接氰化浸出试验采用直接氰化浸出工艺对该矿样进行试验。
试验浸出条件:NaCN质量分数0.5%，液固比2:1，浸出液pH＞11(石灰调节)，浸出时间为42h。
浸出试验结果见表2。
表2 直接氰化浸出试验从表2可见，在常规条件下进行氰化浸出，金、银的氰化浸出率很低，尤其银的氰化浸出率更低，仅有7.2%。
主要原因是铜、砷的含量较高，影响了金、银的氰化浸出，另外，大量硫化物的存在，对细微粒的金、银包裹，使金、银的氰化浸出反应难以进行。
三、焙烧－氰化浸出试验采用焙烧－氰化浸出工艺对该矿样进行浸出试验。
金矿石预处理工艺之焙烧氧化工艺概述说明以及解释1. 引言1.1 概述在金矿石的预处理过程中，焙烧氧化工艺被广泛应用。
这种工艺通过加热金矿石样品，在高温下使其发生氧化反应，从而改善金矿的浸出性能和提高提取率。
本文旨在介绍焙烧氧化工艺的概念、原理及其在金矿预处理中的应用情况。
1.2 文章结构文章分为五个主要部分。
首先是引言，其中包括概述、文章结构和目的三个小节。
接下来是对焙烧氧化工艺的概念和原理进行阐述，包括定义、目标和原理以及氧化反应的机制与影响因素。
然后，我们将介绍焙烧氧化在金矿石预处理中的应用场景，分别讨论其在提高金浸出率、去除硫化物和解离难处理金属元素方面的应用。
接着，我们将探讨焙烧氧化工艺参数对金矿浸出过程的影响，并提供相应的优化策略。
最后，在结论部分总结焙烧氧化工艺，并展望未来该技术的发展方向。
1.3 目的本文旨在深入了解焙烧氧化工艺，从概念到原理，从应用场景到参数影响分析，全面解释其在金矿石预处理中的重要作用。
作者希望读者能通过本文了解焙烧氧化工艺的优势和限制，并获得对其未来发展的展望。
同时，本文也旨在为金矿石预处理相关行业提供参考和指导，以帮助他们提高产能和效益。
这是“1. 引言”部分内容的详细清晰撰写，请参考使用。
2. 焙烧氧化工艺的概念和原理2.1 焙烧氧化工艺的定义焙烧氧化工艺是金矿石预处理中的一种重要方法，通过将金矿石在高温下进行氧化反应，使得其中的物质发生结构或成分上的变化。
这种方法可以改善金矿石的性质和可浸出性，为后续金提取过程提供更好的条件。
2.2 焙烧氧化工艺的目标和原理焙烧氧化工艺的主要目标是促使金矿中难以被溶解或提取的有益金属元素转变为易溶解或提取的形式。
其原理基于气体和固体之间的作用力平衡及物质转移原理。
在焙烧过程中，高温下某些金属元素会与基质发生反应，形成能被有效溶解、提取或分离出来的物质。
例如，对于含硫金铜矿，焙烧过程中硫元素可能被转化为二氧化硫（SO2），从而使得含硫物质得到去除；同时，焙烧还会导致产生一些物理和化学结构的改变，如晶体的尺寸变大、结构松散等。
国外处理金砷矿石的沸腾焙烧法金矿石、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料是合理的。
在第一段焙烧过程中主要是排除砷，第二段焙烧是排除硫。
但是，在某些情况下，由于各种原因也可采用一段焙烧。
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Au200克/吨，S15%，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%）被捕集到第一个圆筒内。
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一次。
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一层难以被氰化物；溶解的薄膜。
这样使金回收率明显降低。
CKoxHHoyp 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Au76克/吨；S18.8%；As11.04%；Sb 0.42%和Fe27.8%。
将选矿厂的浮选精矿给人直径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1830x1830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上图所示。
焙烧炉是-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。
沸腾层面的炉体内经为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十分钟的空气，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。
十年内仅停炉三次。
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-座沸腾焙烧炉。
焙烧用的混合浮选精矿含Au230克/吨，S 24%，As 6.5%，Sb 0.43%，Ni 0.33%，Fe29%。
该沸腾焙烧炉也是《道尔》公司设计的。
焙烧炉为-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。
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-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-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人大气。
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。
-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。
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-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，螺纹管内拧着一个直径25毫米，长228毫米的不锈钢半园形顶盖。
