способ переработки упорной золотосодержащей пирротин-арсенопиритной руды
Классы МПК: | C22B11/08 цианированием B03D1/00 Флотация |
Автор(ы): | Крылова Любовь Николаевна (RU), Адамов Эдуард Владимирович (RU), Ким Александра Константиновна (RU), Стародубцева Вера Дмитриевна (RU), Баланцева Елена Борисовна (RU) |
Патентообладатель(и): | Федеральное государственное автономное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Национальный исследовательский технологический университет "МИСиС" (RU), Крылова Любовь Николаевна (RU), Адамов Эдуард Владимирович (RU) |
Приоритеты: |
подача заявки:
2012-01-26 публикация патента:
27.05.2013 |
Изобретение относится к цветной металлургии и предназначено для извлечения золота из упорной арсенопирит-пирротиновой руды. Способ переработки упорной золотосодержащей пирротин-арсенопиритовой руды включает селективную флотацию, извлечение золота из хвостов флотации, биоокисление концентрата, нейтрализацию и извлечение золота. При этом селективную флотацию ведут с выделением арсенопиритового и пирротинового концентратов и хвостов. Золото из хвостов флотации извлекают гравитационным методом. Биоокисление ведут в две стадии, на первую из которых подают арсенопиритовый концентрат, а на второй добавляют пирротиновый концентрат. Из пульпы биоокисления извлекают сульфиды и элементную серу, разделяют ее на твердую и жидкую фазы и нейтрализуют твердую фазу. Затем извлекают золото отдельно из твердой и жидкой фаз. Технический результат изобретения заключается в снижении себестоимости извлечения золота из упорной золотосодержащей пирротин-арсенопиритной руды и упрощении процесса бактериального окисления. 3 з.п. ф-лы, 2 ил., 1 табл., 2 пр.
Формула изобретения
1. Способ переработки упорной золотосодержащей пирротин-арсенопиритовой руды, включающий селективную флотацию с выделением арсенопиритового концентрата и хвостов, извлечение золота из хвостов флотации, биоокисление арсенопиритового концентрата, нейтрализацию и извлечение золота, отличающийся тем, что селективную флотацию ведут с выделением арсенопиритового и пирротинового концентратов и хвостов, золото из хвостов флотации извлекают гравитационным методом, биоокисление ведут в две стадии, на первую из которых подают арсенопиритовый концентрат, а на второй добавляют пирротиновый концентрат, при этом из пульпы биоокисления извлекают сульфиды и элементную серу, разделяют ее на твердую и жидкую фазы, нейтрализуют твердую фазу и извлекают золото отдельно из твердой и жидкой фаз.
2. Способ по п.1, отличающийся тем, что перед биоокислением концентраты доизмельчают.
3. Способ по п.1, отличающийся тем, что продолжительность биоокисления концентратов флотации составляет не менее 60-120 ч.
4. Способ по п.1, отличающийся тем, что извлеченные из пульпы биоокисления сульфиды и элементную серу возвращают на биоокисление.
Описание изобретения к патенту
Изобретение относится к цветной металлургии и предназначено для извлечения благородных металлов - золота и серебра, а также попутно других цветных металлов, из упорной пирротин-арсенопиритной руды и техногенного золотосодержащего минерального сырья, характеризующихся технологической упорностью по отношению к цианидному способу растворения благородных металлов, вследствие тонкой равномерной вкрапленности благородных металлов микронного размера в сульфидах, например в арсенопирите, пирите, антимоните и других минералах. Для извлечения благородных металлов из упорного сульфидного минерального сырья используют комбинированные технологии переработки, включающие обогащение, окисление сульфидных концентратов, при котором сульфиды растворяются, микронное золото, находящееся в них, вскрывается, и извлечение благородных металлов из кека окисления.
Переработка упорной сульфидной золотосодержащей руды, в которой присутствует значительное количество пирротина и арсенопирита, представляет повышенную сложность. Проблемы вызывает как обогащение руды с получением отвальных по золоту хвостов, так и выщелачивание сульфидов для вскрытия золота в концентратах обогащения и цианирование кеков выщелачивания для извлечения благородных металлов. В пирротин-арсенопиритной руде часть сульфидных минералов находится в срастании друг с другом, поэтому сульфидной флотацией в коллективный концентрат извлекается арсенопирит содержащий наибольшее количество золота, так и пирротин, содержащий значительно меньше золота, выход коллективного концентрата большой, качество не достаточно высокое.
Бактериальное окисление сульфидов золотосодержащих руд и концентратов является наиболее экономичным и экологически не напряженным способом, так как проводится при атмосферном давлении, основной окислитель сульфидов ионы трехвалентного железа в растворе серной кислоты образуются действием железоокисляющих бактерий, для выщелачивания сульфидов кроме воздуха и серной кислоты, других реагентов не требуется. В составе руд и продуктов, содержащих сульфиды металлов, присутствуют соединения, при окислении которых в растворе образуются необходимые для осуществления выщелачивания бактериальным способом ионы железа и серная кислота.
В мире в промышленном масштабе функционируют около 20 предприятий по переработке упорных сульфидных золотосодержащих руд с использованием коллективной флотации и бактериального выщелачивания концентратов обогащения и цианирования кеков выщелачивания.
Известен способ извлечения золота из упорных арсенопиритных руд (US № 4822413, опубл. 18.04.1989 г.), заключающийся в бактериальном выщелачивании сульфидов и последующем растворении золота из кека выщелачивания цианированием.
Известны способы выщелачивания сульфидных концентратов железоокисляющими мезофильными бактериями при температуре 28-35°С (СА 2282848, С22В 3/18, опубл. 20.03.2001 г.) и термофильными бактериями при температуре от 45 до 68°С (WO 0071763, С22В 3/18, опубл. 30.11.2000).
Наиболее применяемые для переработки упорного сульфидного золотосодержащего минерального сырья являются способ «BIOXR process» (Dew D.W. The BIOXR process for biooxidation of goldbearing ores or concentrates. Biomining: Theory, Microbes and Industrial processes. Chapter 3. Berlin: Springer-Verlag, 1997) и способ «BacTech process» (AU № 652231 В, опубл. 18.08.1994 г.) включают биоокисление коллективного сульфидного флотационного концентрата обогащения, разделение твердой и жидкой фаз биоокисления, нейтрализацию растворов, извлечение золота из твердого продукта биоокисления. Бактериальное окисление концентрата проводится в два этапа, на первом этапе концентрат поступает одновременно в три чана (параллельных) и окисляется, на втором этапе из параллельных чанов пульпа объединяется и окисляется последовательно в трех чанах.
Недостатком этих способов является невысокая экономическая эффективность при переработке руды, содержащей пирротин, и сложность управления бактериальным окислением из-за резкого повышения температуры и значений рН в первых чанах, вызываемые активным окислением пирротина, что приводит к гибели биомассы и осаждению ионов трехвалентного железа, потерям золота с хвостами флотации.
Известен способ извлечения золота из упорных золотосодержащих руд (RU № 2275437, опубл. 27.04.2006 г.), включающий коллективную флотацию сульфидов, доизмельчение сульфидного концентрата, бактериальное выщелачивание концентрата, сорбционное цианирование твердой фазы биоокисления и хвостов флотации, гравитационное извлечение золота и сульфидов из хвостов сорбционного цианирования и хвостов сорбционного цианирования хвостов флотации, доизмельчение объединенных гравитационных концентратов до 0,02-0,04 мм и цианирование их при высокой концентрации цианида 1-2 г/л и насыщении пульпы кислородом до 20 мг/л, сорбционное цианирование биокека для совместной сорбции золота из пульпы выщелоченных цианидом гравитационных концентратов.
Известен способ переработки первичных золотосульфидных упорных руд (RU № 2256712, опубл. 20.07.2005 г.), включающий коллективную сульфидную флотацию, бактериальное выщелачивание коллективного сульфидного концентрата при температуре 37-45°С в две стадии с использованием разных сообществ бактерий и с повышением температуры на последних стадиях, аэрацию сжатым воздухом при нейтрализации пульпы и окисление пульпы кислородом с целью дезактивации в процессе цианирования элементной серы, сорбционное цианирование при дробной подаче цианида.
Недостатками этих способов являются недостаточно высокая экономичность способа, повышенный расход энергии на поддержание температуры на стадиях бактериального выщелачивания, недостаточно высокое извлечение золота и серебра, большие объемы минерального сырья, подвергаемые цианированию в схеме, сложность управления процессом бактериального выщелачивания коллективного сульфидного концентрата, содержащего пирротин, в частности, невысокая производительность биоокисления, и соответственно повышенные капитальные и эксплуатационные затраты.
Наиболее близким аналогом изобретения является способ переработки упорных золотомышьяковых руд и концентратов (RU № 2234544, опубл. 20.08.2004 г.), названный БИОС, включающей селективную флотацию с получением арсенопиритового концентрата при депрессии цианидом пирита и пирротина, извлечение золота из хвостов флотации цианированием, биоокисление флотационного концентрата в две стадии, возврат части пульпы из второй стадии биоокисления концентрата мезофильными бактериями в первую стадию, нейтрализация всей пульпы биоокисления хвостами флотации, извлечение золота сорбционным цианированием из пульпы биоокисления без предварительного разделения на твердую и жидкую фазы.
Недостатками способа является невысокое извлечение золота и экономичность переработки так как:
- при флотации в концентрат извлекается только «упорное» золото, находящееся в арсенопирите, «упорное» золото в пирротине и пирите, и в сростках этих минералов с арсенопиритом в результате депрессии цианидом поступает в хвосты флотации, из которых цианированием не извлекается и теряется;
- повышенный расход цианида на сорбционное цианирование пульпы биоокисления концентрата, содержащей взаимодействующую с цианидом элементную серу и неокисленные сульфиды, и большого объема хвостов флотации, содержащих взаимодействующие с цианидом сульфиды;
- повышенный расход извести на нейтрализацию всей пульпы биоокисления без разделения на твердую и жидкую фазы;
- большие капитальные и эксплуатационные затраты на оборудование для цианирования большого объема продуктов, расход цианида, извести и электроэнергии.
Технический результат, достигаемый настоящим изобретением, заключается в снижении себестоимости извлечения золота из упорной золотосодержащей пирротин-арсенопиритной руды.
В изобретении себестоимость извлечения золота из упорной золотосодержащей пирротин-арсенопиритной руды снижается вследствие повышения степени окисления сульфидов - арсенопирита, пирротина и пирита, содержащих микронное («упорное») золото и вскрытия золота для извлечения, снижения расхода цианида натрия на переработку за счет исключения цианирования большого объема хвостов флотации и извлечения элементной серы и оставшихся сульфидов из кеков биоокисления концентратов перед извлечением золота, уменьшение количества оборудования за счет исключения цианирования хвостов флотации и, соответственно, уменьшение расхода электороэнергии, и площади помещений для размещения оборудования, повышения производительности биоокисления.
Указанный технический результат достигается способом переработки упорной золотосодержащей пирротин-арсенопиритовой руды, включающим селективную флотацию с выделением арсенопиритового концентрата, пирротинового концентрата и хвостов, извлечение золота из хвостов флотации гравитационным методом, биоокисление флотационных концентратов в две стадии, на первой стадии с подачей арсенопиритового концентрата, на второй - с добавлением пирротинового концентрата, извлечение из пульпы биоокисления сульфидов и элементной серы, разделение ее на твердую и жидкую фазы и извлечение золота отдельно из твердой и жидкой фаз.
Частные случаи применения изобретения характеризуются тем, что:
- перед биоокислением концентраты флотации доизмельчают;
- продолжительность биоокисления концентратов флотации составляет не менее 60-120 часов;
- извлеченные из пульпы биоокисления сульфиды и элементную серу возвращают на биоокисление.
В упорной золотосодержащей пирротин-арсенопиритной руде золото микронных размеров (упорное) присутствует во всех сульфидных минералах, больше концентрируется в арсенопирите, меньше - в пирите и еще меньше - в пирротине. Сульфиды в руде присутствуют в сростках друг с другом, поэтому извлечь сульфиды, которые содержат незначительное количество микронного золота, практически невозможно. Наибольшее извлечение упорного золота при флотации достигается при коллективной сульфидной флотации или селективной флотации с извлечением всех сульфидов в концентраты.
В данном способе при флотации получают два концентрата - арсенопиритовый и пирротиновый, в которые переходят все сульфиды, содержащие золото, при этом пирит переходит преимущественно в арсенопиритовый концентрат, хвосты флотации не содержат сульфидные минералы. Все минералы, содержащие упорное золото, находятся в выделенных флотацией арсенопиритовом и пирротиновом концентратах и подвергаются биоокислению, микронное (упорное) золото в сульфидах вскрывается и доступно для цианидного растворения. Оставшееся в хвостах флотационного обогащения свободное золото быстрее и с меньшими затратами, чем цианированием, извлекается гравитационными методами с получением отвальных по содержанию хвостов.
Известно, что сначала окисляются сульфиды с меньшим электродным потенциалом, как пирротин, затем с большим потенциалом - арсенопирит, и потом пирит. При окислении пирротина в коллективном сульфидном концентрате или одновременно селективных пирротинового и арсенопиритового концентратов из-за электрохимических взаимодействий окисление сульфидов с большим электродным потенциалом как арсенопирит и пирит значительно замедляется, для полного их окисления продолжительность биоокисления необходимо увеличивать.
За счет активного окисления пирротина при биоокислении концентратов, содержащих пирротин, происходит резкое повышение температуры и значения рН. Повышение температуры при окислении с участием бактерий выше условий их жизнедеятельности приводит к гибели бактерий и прекращению биоокисления. Биоокисление при значениях рН более 2,3-2,4 приводит к осаждению основного окислителя сульфидов ионов трехвалентного железа. Снижение температуры при биоокислении концентратов, содержащих пирротин, осуществляют уменьшением производительности биоокисления, охлаждением чанов, в которые поступает пирротин, распределением концентрата на биоокисление в несколько параллельных чанах.
Биоокисление арсенопиритового концентрата, почти не содержащего пирротин, позволяет ускорить начало активного окисления арсенопирита, содержащего обычно наибольшее количество золота, а также содержащегося в арсенопиритовом концентрате пирита, увеличить скорость окисления арсенопирита и пирита по сравнению с биоокислением его в коллективном пирротинсодержащем концентрате, устранить резкое повышение температуры в первых чанах, упростить регулирование температуры и значение рН при биоокислении, по сравнению с окислением коллективного пирротинсодержащего концентрата, повысить производительность биоокисления.
Для селективного разделения арсенопирита и пирротина, обладающих близкими флотационными свойствами, может быть использовано различие сульфидных минералов по скорости окисления и кинетике флотации. Поверхность пирротина окисляется кислородом воздуха при флотации значительно быстрее арсенопирита, поэтому скорость флотации пирротина будет значительно меньше, чем скорость флотации арсенопирита, особенно в первые минуты флотации.
В первой основной флотации, за счет различия кинетики флотации минералов, получают арсенопиритовый концентрат, пирротиновый концентрат получают во второй основной флотации в течение 12 мин и подвергается перечисткам.
Для селективной флотации пирротин-арсенопиритовых руд можно использовать в качестве собирателя ксантогенаты и низкомолекулярные органические реагенты тиокарбаматы (МФТК и ДМДК) и диэтилентриамин (ДЭТА). Использование соснового масла повышает извлечение золота в концентраты на 2-3% по сравнению с Т-92 и Flotanol C7.
Доизмельчение сульфидных концентратов обогащения перед биоокислением позволяет ускорить биоокисление сульфидов и снизить продолжительность растворения минералов.
Биоокисление сульфидных концентратов проводится в чанах с перемешиванием, аэрацией воздухом, раствором серной кислоты при значении рН 1,5-2,4, содержащей ионы трехвалентного железа более 3 г/дм3 и железоокисляющие и сероокисляющие бактерии, при температуре в зависимости от условий жизнедеятельности применяемых бактерий: для мезофиллов 28-38°С, умеренных термофилов 38-45°С, термофилов 45-60°С, экстремальных термофилов - более 60°С, известны культуры бактерий, окисляющих железо при температуре до 90°С.
Продолжительность биоокисления концентратов должна обеспечивать высокую степень окисления сульфидов для вскрытия содержащегося в них микронного золота. Для растворения пирротина в условиях биоокисления достаточно окисления около 60 часов, для растворения минералов арсенопиритового концентрата окисление должно длиться не менее 120 часов, учитывая, что в арсенопиритовый концентрат поступают другие золотосодержащие сульфиды -пирит, антимонит.
За 60 часов биоокисления арсенопиртового концентрата сульфиды растворяются на 70-80%, в результате содержание твердой фазы в пульпе уменьшается. Добавление пирротинового концентрата на биоокисление арсенопиритового концентрата приводит к повышению содержания твердой фазы.
Извлечение из пульпы биоокисления сульфидов и элементной серы позволяет снизить расход цианида при последующем сорбционном цианировании, так как сульфиды и элементная сера взаимодействуют с цианидом. Элементную серу из пульпы биоокисления можно извлекать, например, противоточной декантацией или флотацией. Оставшиеся сульфиды из пульпы биоокисления можно выделить флотацией.
Возврат на биоокисление извлеченной из пульпы биоокисления элементной серы позволяет снизить расход серной кислоты, так как элементная сера окисляется сероокисляющими бактериями до серной кислоты.
Возврат на биоокисление извлеченных из пульпы биоокисления сульфидов позволяет повысить извлечение золота из концентрата, так как при биоокислении сульфиды растворяются и микронное золото, содержавшееся в сульфидах, вскрывается, и снизить расход цианида, так как сульфиды взаимодействуют с цианидом, особенно антимонит.
Разделение пульпы биоокисления на твердую и жидкую фазы позволяет использовать жидкую фазу для биоокисления, извлекать из жидкой фазы золото, снизить расход извести на нейтрализацию продуктов биоокисления.
В жидкой фазе после биоокисления содержатся реагенты и бактерии, участвующие в окислении сульфидов и элементной серы - ионы трехвалентного железа, серная кислота, активные железо- и сероокисляющие бактерии. Применение жидкой фазы биоокисления для биокисления сульфидных концентратов позволяет повысить скорость окисления и снизить расход реагентов.
Нейтрализацию твердой фазы биоокисления можно осуществлять с использованием хвостов гравитации хвостов флотации руды, так как они не содержат сульфиды, содержащие микронное золото.
Из твердой фазы биоокисления целесообразно гравитационными методами извлекать относительно крупное свободное золото в отдельный концентрат, так как это позволяет оптимизировать процесс цианидного растворения.
После сорбционного цианирования твердой фазы биоокисления не растворившееся золото можно извлечь гравитационным методом.
Извлечение золота из гравитационных концентратов обогащения может производиться сорбционным цианированием как отдельно, так и вместе с твердой фазой биоокисления.
Для извлечения золота из твердой фазы биоокисления применяют выщелачивание цианидом, тиокарбамидом, хлорсодержащими реагентами или другими методами. Наиболее распространено извлечение золота из твердой фазы биоокисления с использованием сорбционного цианирования, десорбции благородных металлов, десорбции сорбента с возвратом на цианирование, электролиза, содержащего благородные металлы раствора и плавки катодных осадков.
В жидкой фазе после биоокисления может содержаться до 2 мг/л золота, а также сурьма и другие металлы. Извлечение металлов из жидкой фазы биоокисления позволяет получить дополнительно металлы. Извлечение золота из жидкой фазы можно осуществлять различными методами, например сорбцией на смолу или уголь, извлечение сурьмы - после осаждения железа извлечь электролизом или осаждением.
Изобретение иллюстрируется примерами реализации способа.
Пример 1
Упорная золотосодержащая пирротин-арсенопиритовая руда, содержащая пирротин, арсенопирит, пирит, дробится, затем измельчается до крупности 85% - 0,071 мм, обесшламливается в батарее гидроциклонов с удалением фракции - 0,010-0,015 мм. Поступающая на обогащение обесшламленная руда (слив гидроциклона) содержит 3,54 г/т золота, мышьяка 0,36%, серы сульфидной 1,0%, железа 2,0% кальция 18,1% и углерода 5,0%. Схема и реагентный режим флотационного обогащения обесшламленной руды (слива гидроциклона) с выделением арсенопиритового концентрата (концентрат I) и пирротинового концентрата (концентрата II) и гравитационное извлечение золота из хвостов флотации с выделением гравитационного концентрата представлены на фигуре 1. На фигуре 1 применяемые для флотации реагенты обозначены: С-7 - Flotanol, КХ - бутиловый ксантогенат калия, Cu2SO4 - медный купорос.
Первая основная флотация проводится с применением оборотной воды в открытом цикле 3 минуты с получением арсенопиритового концентрата (концентрат I на фигуре 1), содержащий до 65,4 г/т золота, при выходе 3,6% и извлечении до 67,2%. После перечисток концентрата второй основной флотации выделяется пирротиновый концентрат, содержащий 13,8 г/т золота при выходе 2,8% и извлечении 10,9%.
В полученном пирротиновом концентрате преобладает пирротин - 61%, содержание арсенопирита 1,5%, мышьяка 0,84%, железа 45,4%. В арсенопиритном концентрате арсенопирита содержится 12,3%, пирита 14%, пирротина 11,3%.
Гравитационным обогащением хвостов флотации на центробежном концентраторе с доводкой на концентрационном столе выделяется концентрат с содержанием золота 8,13 г/т и извлечением 11,6% и отвальные хвосты - 0,32 г/т золота. Гравитационный концентрат направляется на цианирование. Суммарное извлечение золота при обогащении во флотационные концентраты составляет 92,2%.
После биоокисления арсенопиритового концентрата в течение 60 часов одновременно в двух чанах с перемешиванием и аэрацией воздухом при начальном значении рН 1,9-2,0, температуре 38°С, Т:Ж=1:5, концентрации ионов трехвалентного железа более 10,0 г/дм3, с использованием ассоциации мезофильных железоокисляющих и сероокисляющих бактерий в пульпу биоокисления арсенопиритового концентрата добавляется пирротиновый концентрат и биоокисление продолжается еще 65 часов.
Из пульпы биоокисления флотационным обогащением извлекаются сульфиды и элементная сера, которые возвращаются в первый чан биоокисления арсенопиритового концентрата. После разделения пульпы биоокисления на твердую и жидкую фазы 50% жидкой фазы возвращается на биоокисление, другая часть жидкой фазы поступает на сорбционное извлечение металлов.
Твердая фаза биоокисления нейтрализуется и вместе с гравитационным концентратом подвергается сорбционному цианированию. Суммарное извлечение золота из руды повышается на 3,6%, расход цианида на переработку снижается в 2,9 раза.
Пример 2
Упорная сульфидная золотосодержащая руда, содержащая пирротин, арсенопирит, а также пирит и антимонит дробится и затем измельчается до крупности 85% - 0,1 мм, обесшламливается в батарее гидроциклонов с удалением фракции - 0,010-0,015 мм. Схема и реагентный режим флотационного обогащения обесшламленной руды (слива гидроциклона), содержащей золота 4,54 г/т, с выделением арсенопиритового концентрата (концентрат I) и пирротинового концентрата (концентрата II) и гравитационное извлечение золота из хвостов флотации с выделением гравитационного концентрата представлены на фигуре 2.
На фигуре 2 обозначены применяемые для флотации руды реагенты: С-7 - Flotanol, КХ - бутиловый ксантогенат калия, Cu2SO4 - медный купорос.
В первой основной флотации с применением оборотной воды за 3 минуты в открытом цикле получают арсенопиритовый концентрат (концентрат I), содержит 89,3 г/т золота, при выходе 3,58% и извлечении до 70,6% (таблица 1).
Таблица 1 | |||
Технологические показатели обогащения руды (по схеме на фигуре 2) | |||
Наименование продукта | Выход, % | Содержание Au, г/т | Извлечение Au, % |
Концентрат I основной флотации | 3,58 | 89,30 | 70.60 |
Концентрат II основной флотации | 2,05 | 29,60 | 13,41 |
Гравитационный концентрат | 5,15 | 7,52 | 0,28 |
Отвальные хвосты | 88,40 | 0,28 | 5,46 |
Руда обесшламленная | 100,00 | 4,54 | 100,00 |
Пирротиновый концентрат получают перечисткой концентрата второй основной флотации, с контрольными операциями хвостов II основной флотации, классификацией и промпродуктовой флотацией концентрата при доизмельчении промпродукта до 95-98% класса минус 0,071 мм, что позволяет снизить содержание золота в хвостах этого цикла до содержания золота в отвальных хвостах.
Из хвостов флотации на центробежном концентраторе с доводкой на концентрационном столе получают концентрат с содержанием золота 7,52 г/т и извлечением 0,28% и отвальные хвосты - 0,28 г/т золота. Гравитационный концентрат направляется на цианирование. Суммарное извлечение золота при обогащении в концентраты составляет 95,54%.
Арсенопиритовый концентрат после доизмельчения до крупности 75% класса - 0,044 мм направляется на биоокисление с перемешиванием и аэрацией воздухом, при Т:Ж=1:5 раствором серной кислоты при температуре 42-45°С и значении рН 1,7-1,9, концентрации ионов трехвалентного железа около 15,0 г/дм3, с использованием ассоциации умеренно-термофильных железоокисляющих и сероокисляющих бактерий. После биоокисления арсенопиритового концентрата продолжительностью 70 часов на биоокисление арсенопиритного концентрата добавляется пирротиновый концентрат и биоокисление продолжается еще 70 часов.
Из пульпы биоокисления флотационным обогащением извлекают сульфиды и элементную серу. После разделения пульпы биоокисления на твердую и жидкую фазы жидкая фаза направляется на извлечение металлов - осаждение трехвалентного железа, затем сурьмы и сорбции золота, твердая фаза - на нейтрализацию сначала хвостами гравитации хвостов флотации, затем известью.
Извлечение золота из твердой фазы биоокисления после нейтрализации проводится с использованием сорбционного цианирования. Извлечение золота из руды по способу повышается на 4,1%, расход цианида на переработку снижается в 3,4 раза по сравнению с прототипом.