对于含砷、硫的金矿石，其之所以难处理，是因为此类矿石的矿物组成复杂，含有相当多的对提金过程的干扰元素，金以极细粒形式浸染于黄铁矿、砷黄铁矿、辉锑矿中形成粘连和包裹体等，致使很难用一般机械选矿及氰化浸出方法富集回收，而必须先经预处理脱除干扰浸金的砷、硫等，然后再进行浸出提金。
对于含碳的金锑砷矿石或精矿来说，其难处理的原因，除了由于金与硫化物（主要是毒砂、黄铁矿和一部分辉锑矿）细粒共生外，还由于存在对贵金属氰络合物具有强吸附能力的含碳物质，以及以辉锑矿出现的锑，它使精矿的氰化过程极其复杂化。氰化过程中辉锑矿对金的抑制作用主要表现在吸收溶液中的氧和游离氰化物，以及在金粒的表面形成次生锑盐薄膜，因此当难处理的含碳砷锑金精矿进行氰化时，必须预先处理以解离含金的硫化物。
目前研究得比较多的氧化预处理方法，有焙烧，加压氧化、细菌氧化、化学氧化、硝酸分解和电化学氧化等。下面分别叙述一下它们的原理，特点、适用性和一些处理工艺实例。
一、焙烧
大量科学研究和生产实践表明，对于含细粒浸染金的砷黄铁矿、黄铁矿、辉锑矿和碳质矿石之类的难处理盒矿石来说，进行氧化焙烧或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。如果不进行焙烧而直接对这些原料进行氰化时，金的回收率则不超过50%～70%。经过预先氧化焙饶之后，再用氰化法处理，就可能使金的回收率提高到95%～97.5%。
（一）含砷、硫金矿石的焙烧
处理含砷、硫金矿或金粒太细的金矿石或精矿，传统的方法都是采用预氧化焙烧脱除有害成分，然后对焙砂进行氰化浸出。精矿焙烧的目的在于硫化物分解时，能充分暴露金颗粒，使精矿中的硫、砷等杂质元素能最大限度以氧化物形式挥发，产出有利于氰化的疏松多孔的焙砂。
目前国外氧化焙烧脱硫率一般为93%～95%，脱砷率为87%～90%，我国为78%～84%和82%～99%。
金达到最高氰化浸出率所需的焙烧程度取决于金在精矿中的情况。对金砷黄铁矿精矿来说，脱砷、脱硫都是非常重要的，并且要进行两段焙烧，第一段脱砷是在450～600℃下进行，第二段脱硫是在550～800℃下进行。对某种精矿究竟采用一段焙烧还是两段焙烧，温度需要多高，只能由试验确定。
当采用两段焙烧从原料中脱砷时，在第一段焙烧过程中，空气供给量应低于使所有硫化物完全焙烧所需要的空气量。这样可使焙烧炉处于弱氧化气镉中，能使黄铁矿、砷黄铁矿氧化成磁黄铁矿和赤铁矿的混合物，炉气成分主要是氮气、水蒸汽和二氧化硫，而砷以氧化物（As2O3）或砷化物形式挥发，在此条件下砷很少以砷酸铁的形式留在焙砂中，大部分是钙和镁的砷酸盐。
苏联学者B.B.洛捷依什科夫研究了砷黄铁矿（FeAsS）的氧化焙烧机理，研究结果表明，为了降低焙砂浸渣中金的含量，必须控制砷黄铁矿在焙烧过程中的变化特征。焙烧温度480℃有氧存在时，砷黄铁矿中硫燃烧成SO2气体，提高温度，硫的氧化速度加快。当焙烧温度达到1100℃时，脱硫率为99.2%～99.5%。提高氧的浓度，硫燃烧速度加快，降低氧的浓度，即使达到了燃烧温度，硫氧化可能停止。在空气不足时砷仍可按下述反应进入气相中：
2FeAsS＋1O2＝2FeS＋As2O3↑
国外氧化焙烧金－砷黄铁矿时，就是利用了焙烧过程中砷和硫相继燃烧而温度不同的特点。
由于Fe2＋和Fe3＋的砷酸盐（MeAsO3，Me3AsO4）为易熔物，焙烧最好分两段进行，第一段为了脱砷和防止形成FeAsO3和Fe3AsO4易熔物，焙烧过程在弱氧化气氛下于550～580℃下进行，第二段在600～620℃和给入过量空气条件下焙烧，这时不易形成易熔物，并能得到孔隙度好的焙砂，焙砂含As低于1%～1.5%。
加拿大魁北克省BelleTerre金矿处理的精矿含砷只有2.3%。采用Wedge型多膛（焙烧）炉，在482℃下进行低温焙烧，几乎可除去全部的砷。
根据现有资料，目前世界上主要产金国家如南非、苏联、加拿大、澳大利亚、美国、加纳等国对含金砷精矿回收金的方法均采用氧化焙烧脱砷工艺。
为了脱砷和防止形成FeAsO3和Fe3AsO4易熔物，焙烧需要在弱氧化气氛或惰性气氛（限制空气给入量）中于550～580℃下进行，而为了脱硫和获得孔隙度好的焙砂，需要在给入过量空气于600～650℃下焙烧。两段培烧能较理想地满足上述工艺要求。
罗马尼亚达尔尼选金厂采用浮选一两段氧化焙烧－氰化浸出工艺流程，日处理800t原矿，浮选精矿含金90～1201l/t。硫16%～22%、砷6%。精矿焙烧量25t∕d，在560℃条件下两段焙烧，焙砂含金125～150g／t，含硫1%～2%，砷1%～1.5%。焙砂氰化浸出，浸出率95%～97%，浸出尾矿含金4.5%～6.0g／t。
苏联国立稀有金属研究所伊尔库茨克分所和全苏有色金属研究所对金砷精矿氧化焙烧作了大量研究工作，苏联有色冶金设计院完成了达拉松矿的砷黄铁矿沸腾焙烧车间的设计，并于1957年正式投人生产，处理金砷精矿成分为：金45%～62g／t，银61～83g／t，砷9%～13%，硫32%～40%。采用优先挥发砷工艺。焙烧炉内机械尘产出量为精矿的20%，经电除尘后，可获得含92%～99%As2O3的合格工业白砷，其中含金1～2g／t，焙砂中金的实际回收率96.1%～97%。
国外各工厂在沸腾焙烧实践过程中常常发生培砂中的金富集在炉床内，特别是在下部炉底。在焙烧炉长期工作之后，炉底的焙砂中的盒品位能超过2～3kg／t，甚至更高。这主要是由于精矿中的金和硫化物氧化过程中被解离的金不断沉淀所致。
中国金砷资源较多，必须预先脱除砷、硫才能有效地回收其中的金。
湖南有色金属研究所对含砷金精矿的焙烧脱砷作了大量研究工作，并对湖南黄金洞金矿的砷金精矿（成分为：金98.5g∕t，砷19.35%、硫18.92%、铁25%、银8.5g／t、锑0.025%、铜0.062%、铅0.025%）采用回转窑脱砷工艺。主要指标为：砷挥发率99.16%，脱硫率78.4%，焙砂含金166g／t，白砒品位（含As2O3）97.97%，白砒中金损失0.66%。
实践证明，回转窑焙烧金砷精矿，除了投资省，见效快。操作方便等优点外，主要是能在一个窑内实现脱砷脱硫对气氛的不同要求。
山东省某金矿属中硫型含金黄铁矿矿石，硫品位高，金品位低，金的嵌布粒度细，且有部分金呈包裹体存在于矿石中，处理此类矿石的关键问题，就是排除干扰元素，同时使包裹金得到暴露而使氰化液得以渗透。
通过对几种选冶工艺流程的试验研究认为，对该中硫型含金黄铁矿矿石较为合理的方案是采用混合浮选＋混合精矿氧化焙烧＋烧渣氰化工艺流程。因此，试验获得金选冶总回收率达90%以上，较矿山现行生产流程指标提高15%以上。
（二）含砷、锑、碳金矿石的焙烧
对含碳的金砷精矿焙烧时，最好分两段进行：在温度500～600℃以及空气给入量不足的条件下进行第一段焙烧；在温度650～700℃以及给入过量空气下进行第二段焙烧。第一段焙烧应该将砷烧到焙砂中的含量低于1%：而第二段焙烧应将碳和硫烧尽。为了在焙烧炉中实现自热焙烧，精矿中的含硫量应为22%～24%。
金－锑精矿经焙烧能使锑呈三氧化锑挥发出来，但焙烧温度不得高于650℃，以免出现降低金的暴露程度的熔化现象．金－锑精矿通常分两段进行焙烧：第一段焙烧是在温度为500～600℃条件下进行1h；第二段焙烧是在温度为1000℃条件下进行2～3h。焙砂先用稀硫酸浸出后，再用氰化法处理。
对含碳高的浮选精矿焙烧所得之焙砂，其特点是含砷量少，大约为1%，含锑0.6%～0.8%，含碳4%。处理此类焙砂最好在80～90℃下用7.5%的碱溶液预浸1h，将砷浸出后再回收金。采用AM－2B阴离子交换树脂进行吸附氰化，金回收率可提高1%～2%，对含碳焙砂，回收率可提高5%。
使用高浓度氰化钠（0.4～0.5g∕L），并在阴离子交换树脂AM－2B占矿量4%～5%的条件下进行氰化，可减少碳物质对金的吸附，氰化作业中金的回收率为85%～87%，但存在含碳物质时，回收率为79%～81%左右。
炭浆法具有较好的经济效果，由于其工艺简单，投资和生产费用低等优点，所以已成为当今回收金的一种重要方法。
炭浆法工艺包括以下几个工序：
1、活性炭在浸出矿浆中的吸附；
2、载金炭的解吸：
3、用电解法从解吸含金贵液中回收金：
4、解吸炭的再生。
自1973年美国建成世界第一座大型炭浆法提金工厂以来，在美国、南非、加拿大、澳大利亚、菲律宾和智利等国已有40余座炭浆厂投入生产。我国灵湖金矿和陕西李家沟金矿炭浆厂已先后于1984和1986年投产。从美国引进的日处理500t和250t两套炭浆工艺也分别在张家口和潼关金矿建成投产。
炭浸法是炭浆法的发展，它适于处理矿石中存在碳质组分（包括有机物）的那些难浸金矿石。由于矿石中的含碳组分会吸附氰化液中的金而造成“贵损”，所以采用炭浆法工艺处理这类矿石的效果就差一些，因此就研制了炭浸法新工艺。炭浸法与炭浆法不同之处在于：炭浆法是先浸后吸，而炭浸法是边浸边吸，由于边浸边吸，改善了金的溶解动力学条件，吸浸结果就更具有实际意义。美国的麦考尔金矿已建成投产了一座大型炭浸法提金工厂。
苏联学者B.H.拉斯柯利在研究含金31～34g／t。硫化物20%～26%、砷3%～5%、锑0%～18%、碳质矿物1.4%的浮选精矿的沸腾焙烧时，对不含锑、碳的精矿，第一段焙烧温度定为450～500℃，第二段为600～650℃。对含碳精矿，第一段为550℃，第二段为650℃。只有在这种条件下产出的焙砂在吸附氰化中金方能得到充分的回收。
苏联曾对半工业条件下得到的含碳的含砷锑精矿（含全硫17.9%、全砷4.5%、全锑1.17%、有机碳1.84%）进行氧化焙烧，焙烧是在450℃和600～650℃下在马弗炉中分两段进行，每段焙烧2h。焙烧对脱硫率为97.7%，脱砷率不超过58.5%，锑呈氧化物留在焙砂中，脱碳率达100%。在较低温度下（一段焙烧为300℃，3h，两段焙烧为500℃、1h）进行焙烧时，在深度脱硫（98.0%）和锑（83.8%）的条件下，脱砷率可提高到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。
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（SherrittGorden）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(Pl8cerDevelopmentLtd)的MountiinIta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%。
最近，阿辛诺矿冶公司(ArieuoProcessing)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，DonaldsonandAssociate)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。
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GiantBay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（MineralLeichingTechnologies）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。
四、化学氧化
这种预氧化方法是70年代由卡林(Carlin)金矿首先开发并工业应用于处理碳质矿石的。当矿石是因存在有害杂质碳，以及金被浸染在易氧化的硫化矿中时，碱性氯化工艺是很有效的，所以在美国的卡林和杰里特峡谷选金厂（JerrittCanyon）中都采用这一工艺。
用常规的氰化方法仅能从碳质矿石中浸出1／3左右的金。经焙烧后虽可大大提高金的回收率，但因投资费用和环保方面的原因而不宜采用。研究表明，矿石中碳质的有害作用，可通过在矿浆中用氧化剂处理的方法而加以消除。被处理的矿石中的石灰石与氯气作用而生成次氯酸钙，随后又使含碳物质氧化成CO和CO2。经这样预处理之后，矿石就可氰化浸出83%的金，氯的消耗量为13.7kg∕t·矿石。
为了降低成本，卡林金矿又研究成功一种“二次氧化法”。现在大部分的氧化是在第一阶段有碳酸钠存在下鼓入空气完成的，在第二阶段再用氯化法使矿石达到完全氧化。
用巴布亚新几内亚的Poregera精矿在实验室进行了黄铁矿的碱氧化研究，发现NaOH较CiCO3或Ca(OH)2的效果更好。经化学氧化预处理后，金的氰化浸出率大约从25.30%（常规氰化）提高到60%～70%。
五、硝酸分解
在氧存在下，用硝酸氧化金属硫化物的化学反应式：
苏联学者А.К.昆巴札洛夫等人用硝酸分解金－砷硫化精矿，其作用机理是精矿在最佳的硝酸盐化的条件下操作时，转入到硝酸溶液中的砷和硫被氧化成亚硝酸和硫酸，而有色金属完全转入到溶液中。金银则富集在不溶性残渣（浸渣）中。浸渣经氰化处理后，金的回收率可达92%～94%。
六、电化学氧化
苏联用NaOH溶液作为砷黄铁矿和黄铁矿电化学氧化浸出液，其优点是，价格便宜，导电性高，不引起二次过程，阐明了NaOH电化学浸出砷黄铁矿及黄铁矿的动力学和机理。在NaOH浓度为2.5～3.75mol∕L，溶液温度不超过50～60℃的最佳条件下氧化精矿，可以浸出72%～78%的砷黄铁矿及45%～53%的黄铁矿。对于具体的精矿、矿物，浸出速度取决于：电解槽单位容积，溶液中氧的产率，阳极电流密度，矿石的粒度及精矿的成分。
七、结语
（一）氰化法是从矿石中提取金的最常用的一种方法。世界上绝大多数选金厂目前仍都采用这种方法。但对存在含砷、硫、锑、碳的难处理金矿石就不适于直接用常规的氰化法处理，所以世界各国都十分重视研究难处理金矿石的预处理工艺，并研究出几种比较有效的工艺方案。
（三）对于处理含砷、硫、锑、碳的金矿石来说，焙烧是最常用的一种预氧化方法，目前国内外大型选金厂大都采用焙烧工艺，通常采用两段焙烧法。第一段保持低温和缺氧条件，第二段则在较高温度和氧过量条件下进行怍业，我国回转窑焙烧较好地在一个窑内满足了上述要求。
（四）虽然在某些地方焙烧仍是一种比较常用的方法，但在进行自热焙烧时则要求矿石中必须达到一定的含硫量和（或）含碳量。