Способ извлечения золота из упорных золотомышьяковых руд

Изобретение относится к гидрометаллургии и может применяться для излечения золота из упорных сульфидных золотомышьяковых руд. Способ включает дробление, измельчение, флотационное обогащение исходного сырья, биоокисление концентрата, нейтрализацию продуктов биоокисления, сорбционное цианирование нейтрализованных продуктов биоокисления и хвостов флотации, регенерацию сорбента, электролиз растворов элюирования золота с сорбента, обжиг и плавку катодных осадков с получением слитков лигатурного золота. Флотацию руды, измельченной до крупности 85-90% класса - 0,074 мм, проводят с использованием сливов сгустителей и оборотной воды из хвостохранилища, кондиционированной до остаточной концентрации цианида 0,1-0,2 мг/л. Биоокисление концентрата проводят при 37-42°С в две стадии при концентрации кислорода в пульпе не менее 1-2 мг/л. Нейтрализацию продуктов биоокисления проводят до рН 4-6 без отделения твердого от жидкого в пульпе с применением хвостов флотации на первой стадии и известкового молока на второй стадии с повышением рН пульпы до 10,5-11. Сорбционному планированию на первой стадии подвергают нейтрализованные продукты биоокисления при концентрации NaCN 400-500 мг/л, а на второй стадии проводят сорбционное цианирование хвостов первой стадии и всех хвостов флотации при концентрации NaCN 200-300 мг/л. Технический результат изобретения заключается в повышении степени извлечения золота из упорных сульфидных золотомышьяковых руд. 4 з.п. ф-лы, 1 ил., 1 табл.

 

Изобретение относится к гидрометаллургии и может применяться для излечения золота из упорных сульфидных золотомышьяковых руд.

К таким рудам относятся, например, руды Олимпиадинского месторождения, расположенного в центре Енисейского кряжа в Красноярском крае. Они имеют сложный минеральный состав: содержат до 30-40% кварца, 30-45% карбонатов, 20-25% слюд, 3,0-3,5% сульфидов (в основном пирротин, арсенопирит, антимонит), а также углистые сланцы. Золото прямым цианированием извлекается лишь на 10-60%, причем 50-60% извлечения достигается только в рудах верхних горизонтов части окисленных форм. Тонкодисперсное золото, не извлекаемое прямым цианированием, практически полностью заключено в арсенопирите, что является основной причиной упорности руд. Наличие в рудах сорбционно-активных углистых веществ и значительных количеств антимонита-бертьерита также является дополнительной причиной упорности руд.

Присутствие в рудах кислоторастворимых карбонатов (30-50%), переходящих частично в концентрат, а также окисляемого с потреблением значительного количества кислоты пирротина (60-70% в концентрате) осложняет процесс биоокисления, который осуществляется в сернокислой среде с верхним пределом рН пульпы на уровне 2,0-2,1. Необходимый расход серной кислоты для поддержания рН пульпы на этом уровне составляет 250-300 кг/т концентрата. Поэтому налаживание процесса биоокисления концентрата с поддержанием рН пульпы на заданном уровне без дополнительной подачи серной кислоты при компенсации расходуемой кислоты за счет образующейся при биоокислении сульфидных минералов концентрата является трудной задачей.

Известны технологии извлечения золота из упорных золотомышьяковых руд, включающие гравитационно-флотационное обогащение руд, биоокисление получаемого концентрата для вскрытия тонкодисперсного золота, заключенного в сульфидах и недоступного для растворения в цианистом процессе, сорбционное цианидное выщелачивание золота из продуктов биоокисления концентрата, десорбцию золота и регенерацию сорбента, обезвреживание и сброс в хвостохранилище хвостов флотации и сорбционного выщелачивания (Никулин А.И., Файкин В.И. Технологические исследования и полупромышленные испытания по отработке параметров технологии обогащения первичных руд Олимпиадинского месторождения. Отчет ЦНИИГРИ, Москва-Тула, 1985; Аслануков Р.Я., Каравайко Г.И., Воронина О.Б. и др. Полупромышленные испытания бактериального способа переработки сложного золотомышьякового концентрата. Москва, «Цветные металлы», 1993, №11).

Основным недостатком этих технологий является сложность схемы переработки руд при недостаточно высоком извлечении золота. '

Авторами предлагаемого изобретения ранее разработан способ переработки упорных золотомышьяковых руд и концентратов (патент РФ №2234544). Недостатком этого способа является флотационное обогащение руды в присутствии 1-2 мг/л цианидов с целью селективной депрессии части практически незолотоносного пирротина для уменьшения выхода концентрата, направляемого на бактериальное окисление.

Известен также способ переработки упорных сульфидных золотомышьяковых руд Олимпиадинского месторождения, который является наиболее близким аналогом предлагаемого изобретения («Разработка технологии переработки концентратов первичных руд Олимпиадинского месторождения с целью получения исходных данных для технологического регламента». Отчет о научно-исследовательской работе институтов ЦНИГРИ, Тульского филиала ЦНИГРИ, Иргиредмета и института Микробиологии АН СССР. Москва-Тула-Иркутск, 1989. УДК 669.21, номер Государственной регистрации 01880082876).

Этот способ включает операции:

- дробления руды до крупности - 200 мм;

- двухстадийного измельчения (самоизмельчение в 1-й стадии, измельчение в шаровой мельнице - во 2-й стадии);

- гравитационного извлечения золота в замкнутых циклах измельчения с применением отсадки или винтовых сепараторов и винтовых шлюзов;

- на второй стадии с перечисткой объединенного чернового концентрата на концентрационных столах;

- двухстадийного флотационного обогащения хвостов гравитации первое стадии измельчения крупностью 65-70% класса - 0,074 мм и хвостов гравитации второй стадии измельчения крупностью 95-97% класса - 0,074 мм;

- доизмельчения объединенного гравитационно-флотационного концентрата до крупности 95% класса - 0,044 мм;

- сгущения доизмельченного концентрата;

- бактериального окисления концентрата;

- сгущения пульпы биоокисления концентрата с оборотом слива сгустителя в процессе биоокисления;

- нейтрализации сгущенного продукта подачей известкового молока с последующим повышением рН нейтрализованного продукта до 10,0-10,5;

- двухстадийной щелочной обработки с промежуточной фильтрацией и оборотом раствора в процесс биоокисления; аэрацией пульпы во второй стадии;

- предварительного цианирования и сорбционного цианидного выщелачивания.

При гравитационном обогащении получаются концентраты с выходом 0,94-1,1% и содержанием золота 95,6-122 г/т при извлечении 25,6-28%. Из хвостов гравитации золото извлекается флотацией на 64,8-67,1% с содержанием 42,5-45,8 г/т при выходе 6,0-6,26%. Содержание золота в хвостах флотации - 0,32 г/т.

В объединенный гравитационно-флотационный концентрат с выходом 7,1-7,2% золото извлекается на 92,7-92,8% при содержании 52,8-53,5 г/т.

Бактериальное окисление концентрата продолжительностью 140 часов проводится при т:ж=1:5, температуре пульпы 28-30°С, рН 1,6-2,1, расходе серной кислоты 50-80 кг/т.

Двухстадийное щелочное выщелачивание остатков биоокисления проводится при ж:т=1,0-1,5, температуре 70-80°С на обеих стадиях, продолжительности 6 час, расходе СаО (100%) 60-70 кг/т - на первой стадии и соответственно 16-18 час, расходе СаО (100%) 16-18 кг/т, расходе воздуха 0,5-1,0 м³/м³ пульпы в минуту - на второй стадии.

Предварительное (в течение 3 часов) цианирование и сорбционное цианидное выщелачивание остатков щелочного выщелачивания проводится при т:ж=1:2, концентрации NaCN - 2 г/л, рН 10,0-10,5, расходе воздуха 1,0 м³/м³ пульпы в мин.

Сквозное извлечение золота из руды с содержанием 4,1 г/т золота по этой технологии составляет 82,6-84,8%.

Основными недостатками известного способа являются сложность схемы обогащения и подготовки продукта биоокисления к сорбционному цианированию, а также сравнительно невысокая степень извлечения золота.

Технический результат предлагаемого изобретения заключается в повышении степени извлечения золота из упорных сульфидных золотомышьяковых руд (в частности руд Олимпиадинского месторождения) с повышением технико-экономических показателей их переработки.

Технический результат достигается упрощением схемы обогащения руд, получением концентрата оптимального состава для биоокисления, упрощением схемы биоокисления концентрата за счет исключения операции отделения твердого от жидкого в пульпе биоокисления и нейтрализации этой пульпы на первой стадии карбонатсодержащими хвостами флотации руды, разработкой рациональной двухстадийной схемы гидрометаллургической переработки нейтрализованных продуктов биоокисления и хвостов флотации.

Способ извлечения золота из упорных золотомышьяковых руд включает дробление, двухстадийное измельчение с классификацией между стадиями и измельчение на второй стадии в шаровой мельнице, флотационное обогащение, биоокисление концентрата, нейтрализацию продуктов биоокисления, сорбционное цианирование нейтрализованных продуктов биоокисления, регенерацию сорбента, электролиз растворов элюирования золота с сорбента, обжиг и плавку катодных осадков с получением слитков лигатурного золота. При этом измельчение ведут до крупности 85-90% класса - 0,074 мм, флотационное обогащение ведут основной и контрольной флотацией, основную флотацию измельченной руды проводят с использованием сливов сгустителей и оборотной воды из хвостохранилища, кондиционированной до остаточной концентрации цианида 0,1-0,2 мг/л, биоокисление концентрата проводят при 37-42°С в две стадии при концентрации кислорода в пульпе не менее 1-2 мг/л. Нейтрализацию продуктов биоокисления ведут в две стадии: до рН 4-6 без отделения твердого от жидкого в пульпе с применением части хвостов контрольной флотации на первой стадии и известкового молока на второй стадии с повышением рН пульпы до 10,5-11. Сорбционное цианирование проводят в две стадии, при этом сорбционному цианированию на первой стадии подвергают нейтрализованные продукты биоокисления при концентрации NaCN 400-500 мг/л (или 0,04-0,05 мас.%), а на второй стадии подвергают сорбционному цианированию хвосты первой стадии в смеси с остальной частью хвостов контрольной флотации при концентрации NaCN 200-300 мг/л (0,02-0,03 мас.%).

На прилагаемой схеме (см. чертеж) представлены основные технологические операции извлечения золота из упорных сульфидных золотомышьяковых руд, включающие:

- дробление руды до крупности - 300 мм;

- двухстадийное измельчение руды до крупности 85-90% класса - 0,074 мм с применением на первой стадии операции полусамоизмельчения, на второй стадии - измельчения в шаровой мельнице надрешетного продукта разгрузки мельницы полусамоизмельчения и песков классификации (гидроциклонирования) объединенной разгрузки мельниц первой и второй стадий измельчения;

- одностадийную флотацию по схеме, включающей основную и контрольную флотации с двумя перечистками концентрата с применением в качестве активатора сульфидов медного купороса с расходом 62-70 г/т, бутилового ксантогената - 68-76 г/т, вспенивателя Т-92 - 20-23 г/т вместо 200 г/т медного купороса, 300 г/т бутилового ксантогената, 120 г/т вспенивателя Т-80 соответственно по известной технологии;

- бактериальное окисление при температуре 37-42°С с подачей сульфата аммония, аммофоса и КОН в качестве источников азота, фосфора и калия;

- нейтрализацию пульпы биоокисления до рН 4-6 частью хвостов флотации на первой стадии с последующим повышением рН до 10,5-11,0 подачей «известкового молока»;

- цианирование нейтрализованного продукта биоокисления с последующим сорбционным выщелачиванием золота на первой стадии, цианированием на второй стадии хвостов сорбционного выщелачивания первой стадии в смеси с остальной частью хвостов флотации с последующим сорбционным выщелачиванием;

- десорбцию золота и регенерацию сорбента по традиционной технологии, электролизом элюата, обжигом катодных осадков и плавкой с получением слитков золота;

- обезвреживание хвостов сорбции перед сбросом в хвостохранилище.

Флотация золота и сульфидов из руды по предлагаемому способу проводится с использованием смеси слива сгустителей, кондиционированной (до остаточной концентрации NaCN не более 0,1 мг/л) оборотной воды из хвостоханилища и свежей воды, применяемой для отмывки в сгустителях концентрата от флотореагентов, цианидов, роданидов, хлора и других токсичных для бактерий компонентов жидкой фазы флотационной пульпы. Вода, подаваемая на измельчение руды, имеет значения рН 9-10, создаваемые подачей известкового молока, применяемого в процессе сгущения хвостовой пульпы флотации и кондиционирования оборотной воды. При этом депрессируются сульфиды железа, причем наиболее сильно депрессии подвергается сравнительно легко окисляемый практически незолотоносный пирротин. Слив гидроциклонирования разгрузок мельниц с содержанием 22-25% твердого с рН 8,0-8,7 подается на флотацию с предварительным кондиционированием пульпы с подачей медного купороса для активации сульфидов, главным образом арсенопирита, с которым связано более 90% упорного золота.

Как видно из приведенных в табл.1 данных (примеры 2.5-2.7), при флотации в этих условиях в концентрат с выходом 3,2-3,6% извлекается 82,9-86,6% золота, 90,0-92,5% мышьяка, 49,2-57,6% серы. Из хвостов флотации, содержащих 0,5-0,57 г/т золота, 0,02-0,03% мышьяка и 0,7-0,86% серы золото сорбционным цианированием извлекается на 6,5-9,4% с остаточным содержанием в хвостах цианирования лишь 0,2-0,3 г/т. При этом суммарное извлечение золота в концентрат и на ионообменную смолу из руды с содержанием 3,2-3,7 г/т золота достигает 94,3% в сравнении с извлечением в гравитационно-флотационный концентрат на 92,7% из руды с содержанием 4,1 г/т золота (пример 1.1).

В таблице 1 пример 1.1 относится к обогащению руды по известной технологии в две стадии, на каждой из которых проводят гравитационное разделение и флотацию. При этом на флотацию подают слив сгустителя и свежую воду.

При флотации руды с использованием слива сгустителя и свежей воды без подачи «известкового молока» (пример 2.1) при большем расходе реагентов выход концентрата возрастает в 2 раза - до 6,8% при том же извлечении золота. При флотации руды в тех же условиях, но с подачей известкового молока на измельчение при рН 9,0-9,3 (примеры 2.2, 2.3) извлечение золота в концентрат и в раствор при цианировании хвостов флотации достигает 94,4%. Но при этом извлечение серы в концентрат выше (60,8%) за счет более высокого извлечения пирротина в сравнении с извлечением серы на 57,6% при флотации руды с использованием кондиционированной до остаточной концентрации цианидов 0,1-0,2 мг/л оборотной воды вместо свежей воды. Выход концентрата соответственно составляет 3,8% и 3,4%.

При повышении рН воды на измельчении до 10,9-11,0 (примеры 2.4, 2.8), в вариантах с использованием как свежей воды, так и кондиционированной оборотной воды из хвостохранилища, извлечение золота не превышает 82,0-84,1% даже при высоком расходе реагентов.

Нейтрализация пульпы биоокисления на первой стадии проводится при оптимальном соотношении твердого в пульпе биоокисления к твердому в хвостах флотации, равному 1:2, но при необходимости (для уменьшения ценообразования в пульпе цианирования и повышения вязкости пульпы для более равномерного распределения сорбента в ней как в объеме, так и по высоте аппарата выщелачивания и т.д.), количество хвостов флотации для нейтрализации биопульпы может быть увеличено до отношения 1:3, 1:5 и т.д. вплоть до смешивания продуктов биоокисления со всеми хвостами флотации. Недостатком в последнем случае является увеличение объема аппаратуры из-за роста времени процесса цианирования всех хвостов флотации с 4-6 часов до необходимой для продуктов биоокисления продолжительности 12-24 часов. Преимуществом является улучшение условий сорбционного цианирования (цианидного выщелачивания) золота из-за снижения концентрации роданидов в пульпе и повышение извлечения золота.

Бактериальное окисление концентрата проводится в две стадии в условиях непрерывного культивирования микроорганизмов при интенсивном перемешивании и аэрации пульпы с поддержанием температуры в оптимальных пределах 37-42°С с применением теплообменников для отвода избыточного тепла. Пульпа исходного концентрата подается тремя равными потоками в три головных реактора, работающих параллельно в первой стадии, а объединенный поток пульпы из этих реакторов подается в три последовательно работающих реактора второй стадии. Расход воздуха на аэрацию пульпы составляет 0,4-0,5 м³ на 1 м² площади сечения реактора в минуту с поддержанием концентрации кислорода в пульпе не ниже 1-2 мг/л.

Применяемая для биоокисления концентратов культура бактерий включает штаммы, рост и развитие которых происходит только в сернокислой среде с использованием энергии окисления только ионов закисного железа, серы и ее соединений, а также сульфидных минералов. Поэтому они не представляют опасности для человека, животных и растений.

В процессе бактериального окисления концентратов в растворе накапливаются до 5-10 г/л мышьяка в пятивалентной форме, до 25-40 г/л железа в трехвалентной форме при снижении рН пульпы с 1,9-2,1 до 1,4-1,5. Основными биохимическими и химическими реакциями взаимодействия биомассы бактерий и сульфидных минералов, продуктов биоокисления и других компонентов пульпы являются следующие:

биоокисление сульфидных минералов, закисного железа и элементной серы:

2FeS+4,5O₂+H₂SO₄=Fe₂(SO₄)₃+H₂O

2FeAsS+7O₂+2H₂O+H₂SO₄=Fe₂(SO₄)₃+2H₃AsO₄

2FeS₂+7,5O₂+H₂O=Fe₂(SO₄)₃+H₂SO₄

2FeSO₄+H₂SO₄+0,5O₂=Fe₂(SO₄)₃+Н₂O

S+1,5O₂+H₂O=H₂SO₄

взаимодействие сульфата окисного железа и серной кислоты с сульфидными минералами:

FeS+Fe₂(SO₄)₃=3FeSO₄+S↓

FeS+H₂SO₄+0,5O₂=4FeSO₄+S↓+H₂O

FeS₂+Fe₂(SO₄)₃=3FeSO₄=2S↓

FeAsS+Fe₂(SO₄)₃=2FeSO₄+FeAsO₄+2S↓

растворение карбонатов и образование осадков арсената железа и ярозитов:

CaMg(CO₃)₂+2H₂SO₄=CaSO₄↓+MgSO₄+2CO₂↑+2H₂O

2H₃AsO₄+Fe₂(SO₄)₃=2FeAsO₄↓+3H₂SO₄

1,5Fe₂(SO₄)₃+6H₂O+0,5M₂SO₄=MFe₃(SO₄)₂(ОН)₆↓+3Н₂SO₄, где

M=К⁺, Na⁺, NH₄ ⁺, H⁺

Нейтрализация кислых растворов бактериального окисления до рН 6-7 хвостами флотации происходит по следующим основным реакциям:

Fe₂(SO₄)₃+H₃AsO₄+0,5H₂SO₄+3,5CaCO₃=FeAsO₄↓+Fe(OH)₃↓+3,5CaSO₄↓+3,5CO₂+0,5H₂O

Fe₃(SO₄)₃+H₃AsO₄+0,5H₂SO₄+3,5Ca(OH)₂=FeAsO₄↓+Fe(OH)₃↓+3,5CaSO₄↓+4H₂O

Н₂SO₄+Са(ОН)₂=CaSO₄↓+Н₂O

Согласно данным рентгено-спектрального анализа в сочетании с растровой электронной микроскопией в хвостах цианирования продуктов биоокисления арсената кальция не обнаружено, установлено наличие в этих продуктах труднорастворимых арсенатов-сульфатов железа: сармеинтита - Fe(AsO₄)SO₄·7H₂O, зикаита - Fe₄(AsO₄)₃SO₄(ОН)·15Н₂O, питтицита - Fe₂₀(AsO₄)₁₀(SO₄)₃(OH)₂₄·9H₂O.

В жидкой фазе нейтрализованной биопульпы концентрация мышьяка не превышает 0,02-0,5 мг/л. Результаты тестирования по методике TCLP Агентства по охране окружающей среды США показали повышение стабильности мышьяковистых отходов по мере увеличения срока их хранения.

Микроскопические исследования пульпы из разных реакторов опытно-промышленной установки показали наличие и активное участие в окислении сульфидных минералов, Fe²⁺ и соединений серы в пульпе концентрата нескольких видов микроорганизмов, принадлежащих к разным филогенетическим группам: Acidithiobacillus ferrooxidans, Acidithiobacillus thiooxidans, Leptospririllum ferrooxidans, Sulfobacillus thermosulfidooxidans, архебактерий и ацидофильных гетеротрофов. Проведенные исследования также показали, что более активными (в сравнении с внесенным инокулятом при пуске установки) являются аборигенные штаммы, выделенные из концентрата. Основную биомассу бактерий в реакторах составляет Acidithiobacillus ferrooxidans и Acidithiobacillus thiooxidans, поскольку число клеток таких видов бактерий, как Leptospirillum ferrooxidans и Sulfobacillus thermosulfidooxidans ниже на 2-3 порядка общего количества бактерий.

В период испытаний технологии биоокисления олимпиадинских концентратов на опытно-промышленной установке в условиях непрерывного культивирования бактерий на протоке получен высокоактивный производственный комплекс бактерий, адаптированный к условиям биоокисления концентрата, и достигнута высокая степень окисления сульфидных минералов и вскрытия связанного с ним золота с последующим извлечением его из продуктов окисления концентрата сорбционным цианированием до 97-98% при содержании в хвостах планирования 1-2 г/т золота. Оптимальными температурами роста и развития комплекса бактерий в процессе биоокисления концентратов являются 37-42°С в отличие от 28-30°С для ранее применяемых бактерий при окислении концентратов по известной схеме.

Помимо основных технологических операций предлагаемый способ может включать следующие операции

- гравитационное выделение из 20-30% песков классификации руды, подаваемых во вторую стадию измельчения в шаровой мельнице, «золотой головки», направляемой далее на плавку;

- дофлотацию сульфидов из хвостов контрольной флотации руды с предварительной агитаций пульпы с подачей медного купороса 100-200 г/т, при этом концентрат дофлотации направляют на первую стадию сорбционного цианирования, а хвосты дофлотации - в хвостохранилище или на вторую стадию сорбционного цианирования при содержании более 0,4 г/т (при переработке смешанных руд);

- фильтрацию хвостов сорбционного цианирования нейтрализованных продуктов биоокисления, после чего кек с содержанием 1-3 г/т золота обезвреживают на фильтре гипохлоритом кальция и направляют на спецскладирование, а растворы фильтрации после обезвреживания направляют в оборот;

- раздельное обезвреживание отвальных хвостов дофлотации сульфидов и сорбционного цианирования нейтрализованных хвостов флотации продуктов биоокисления с последующим направлением их в соответствующие хвостохранилища

По предлагаемому способу сквозное извлечение золота из упорных первичных руд Олимпиадинского месторождения с содержанием 3,5-4 г/т золота достигает 88-90% при содержании в хвостах сорбционного цианирования 0,3-0,45 г/т золота.

Таблица 1 Обогащение первичных руд Олимпиадинского месторождения по различным схемам
№	Значения рН	Расходы реагентов, г/т	Содержание, г/т, % S	Выход концентрата, %	Извлечение в концентрат., %	Содержание Au в хвостах цианирования хвостов флотации, г/т	Извлечение золота, %
	Воды на измельчение	Слива классификации	CuSO4		Бутиловый ксантогенат		Вспениватель	руда	концентрат	хвосты	Au	As	S	от операции	от исходной руды
Au	As	S	Au	As	S	Au	As	S
Гравитационно-флотационное обогащение руд с получением отвальных хвостов флотации
1.1	Свежая вода + слив загустителя	200	300	120	4,1	0,32	1,4	52,8	3,73	14,5	0,32	0,06	0,38	7,2	92,7	83,9	74,6	-	-	92,7
Флотационное обогащение руд с цианированием хвостов флотации
2.1	7,2	8,3	100	170	40	4,0	0,31	1,48	51,5	0,04	16,65	0,48	0,02	0,34	6,8	87,6	94,6	76,5	0,24	6,2	93,8
2.2	9,0	8,4	68	96	44	3,5	0,29	1,48	70,6	0,03	21,72	0,56	0,03	0,51	4,3	86,7	90,1	63,1	0,34	4,4	91,1
2.3	9,3	8,5	75	110	40	3,8	0,25	1,58	86,8	6,07	25,28	0,52	0,02	0,64	3,8	86,8	92,3	60,8	0,22	7,6	94,4
2.4	11,0	8,8	100	380	100	3,6	0,30	1,7	57,6	5,28	26,45	1,38	0,10	0,68	4,1	65,6	72,1	63,8	0,72	16,4	82,0
2.5	9,0	8,4	62	74	20	3,2	0,29	1,64	82,0	8,16	25,22	0,57	0,03	0,86	3,2	82,9	90,0	49,2	0,26	9,4	92,3
2.6	9,3	8,6	70	68	23	3,4	0,25	1,54	86,0	6,81	26,1	0,49	0,02	0,68	3,4	86,0	92,5	57,6	0,22	8,3	94,3
2.7	9,8	8,7	65	76	21	3,7	0,29	1,7	89,0	7,38	25,3	0,51	0,03	0,82	3,6	86,6	91,6	53,6	0,25	6,8	93,4
2.8	10,9	8,8	100	170	60	3,7	0,30	1,55	64,0	5,42	21,2	1,25	0,09	0,82	3,9	67,5	70,4	49,2	0,61	16,6	84,1

1. Способ извлечения золота из упорных золотомышьяковых руд, включающий дробление, двухстадийное измельчение с классификацией между стадиями и измельчение на второй стадии в шаровой мельнице, флотационное обогащение, биоокисление концентрата, нейтрализацию продуктов биоокисления, сорбционное цианирование нейтрализованных продуктов биоокисления, регенерацию сорбента, электролиз растворов элюирования золота с сорбента, обжиг и плавку катодных осадков с получением слитков лигатурного золота, отличающийся тем, что измельчение ведут до крупности 85-90% класса 0,074 мм, флотационное обогащение ведут основной и контрольной флотацией, основную флотацию измельченной руды проводят с использованием сливов сгустителей и оборотной воды из хвостохранилища, кондиционированной до остаточной концентрации цианида 0,1-0,2 мг/л, биоокисление концентрата проводят при 37-42°С в две стадии при концентрации кислорода в пульпе не менее 1-2 мг/л, нейтрализацию продуктов биоокисления проводят в две стадии: до рН 4-6 без отделения твердого от жидкого в пульпе с применением части хвостов контрольной флотации на первой стадии и известкового молока на второй стадии с повышением рН пульпы до 10,5-11, сорбционное цианирование проводят в две стадии, при этом сорбционному цианированию на первой стадии подвергают нейтрализованные продукты биоокисления при концентрации NaCN 400-500 мг/л, а на второй стадии подвергают сорбционному цианированию хвосты первой стадии в смеси с остальной частью хвостов контрольной флотации при концентрации NaCN 200-300 мг/л.

2. Способ по п.1, отличающийся тем, что из 20-30% песков классификации руды, подаваемых во вторую стадию измельчения в шаровой мельнице, гравитацией выделяют "золотую головку", направляемую на плавку.

3. Способ по п.1, отличающийся тем, что из хвостов контрольной флотации руды проводят дофлотацию сульфидов с предварительной агитацией пульпы с подачей медного купороса 100-200 г/т, концентрат направляют на первую стадию сорбционного цианирования, а хвосты направляют на вторую стадию сорбционного цианирования при содержании золота более 0,4 г/т или в хвостохранилище.

4. Способ по п.1, отличающийся тем, что хвосты сорбционного цианирования подвергают фильтрации, кек с содержанием 1-3 г/т золота обезвреживают на фильтре гипохлоритом кальция и направляют на спецскладирование, а растворы фильтрации после обезвреживания направляют в оборот.

5. Способ по п.1, отличающийся тем, что нейтрализацию пульпы биоокисления на первой стадии ведут при соотношении твердого в пульпе к твердому в хвостах флотации вплоть до смешивания продуктов биоокисления со всеми хвостами флотации.