Технологии переработки золотосодержащих концентратов
Введение.
Формы нахождения золота в земной коре очень разнообразны: самородки, ферри-формы, теллуридная, тонкодисперсные включения в сульфидах, сорбированная, металлоорганическая, водорастворимая. Типы золотосодержащих руд и месторождения различаются в зависимости от массового содержания.
Технология переработки руд, содержащих золото, достаточно сложна и разнообразна. Технологическая схема переработки руд включает десятки операций, которые относятся к сочетанию химико-металлургических и обогатительных процессов. Так же, схема переработки зависит от особенностей фазового, химического, минерального, гранулометрического состава, крупности частиц, чистоты поверхности золотин.
Современные технологии переработки золотосодержащих руд в технологической цепочке имеют развитые циклы рудоподготовительных операций, такие как рентгенорадиометрическая сепарация, само- и полусамоизмельчение, каскады гравитационных аппаратов, методы магнитно-электрической сепарации, флотация, кучное выщелачивание, сорбционное выщеачивание, электролиз, электролитическое рафинирование и др.
Оглавление
Литературный обзор.
1.Развитие технологии извлечения золота.
Технологические процессы производства золота совершенствовались в течение многих столетий. Такие способы, как промывка песков, дезинтеграция вручную в каменных ступках, жерновах были известны с древних веков. Обогащение проводилось на простых шлюзах-желобах, а золото улавливалось на шкурах диких животных. Процесс амальгамации был известен уже как 2000 лет назад, а в Древнем Египте знали, что такое плавка. Особое развитие производство золота получило, когда оно стало выполнять функцию денег.
Гидравлические установки добычи золота, механические способы измельчения появились в XV-XVII вв. Наибольший бум в добыче производства золота начался в XIX в. с открытием в Калифорнии россыпных месторождений. В это же время появляются обогатительные фабрики по обогащению руд с применением обжига, хлорирования, амальгамации, плавки сульфидных руд на штейн. Так же, впервые была применена технология, включающая цианирование золота в присутствии окислителя – кислорода, а затем и процессы осаждения золота из цианистых растворов с применение в качестве восстановителя металлического цинка.
Современная технология включает две основные стадии: обогащение и металлургию. При обогащении применят сочетание технологических операций: дробление, грохочение, измельчение, промывку (для россыпей), гравитацию и флотацию. Металлургическая переработка руд и концентратов включает в себя цианирование (или другие способы выщелачивания), амальгамацию, обжиг, плавку, сорбционные методы извлечения золота из пульпы и растворов, экстракционные способы концентрации золота из растворов выщелачивания, осаждение золота из растворов восстановителями (цементация), электролиз золота, методы гидрохлорирования, автоклавного окислительного выщелачивания трудновскрываемых форм золота и аффинажное производство.
В последние годы проведена типизация руд месторождений с учетом технологических факторов извлечения золота. В основу классификации положено разделение руд по крупности выделяемого компонента: очень крупное – более 0,3 мм; крупное 60…70 мкм; мелкое 10…60 мкм; мелкодисперсное – менее 10 мкм. Определена характеристика геометрических форм золота: изометрическая, пластинчатая, чешуйчатая, палочная, неопределенной формы, дендровидная, кристаллическая. Выделены понятия чистоты поверхности: чистая, частично покрытая пленкой и со сплошной пленкой. Обозначены границы упорности минерального сырья, когда золото трудноизвлекаемо: тонкодисперсное золото; в сульфидах; сурьмяное; мышьяковистое; золото, связанное с глинистым и углистым веществом.
Переработку золотосодержащего сырья на всех исторических этапах развития производства золота определяло: наличие в рудах сопутствующих полезных компонентов, имеющих промышленное значение; содержание в рудах окисленных и сульфидных минералов; наличие компонентов, осложняющих технологию переработки; фазовый состав и крупность частиц.
Основным сырьем для производства золота являются:
- золотые руды и россыпи;
- руды цветных металлов и полиметаллическое минеральное сырье;
- вторичное сырье (отходы, промышленный и бытовой лом);
- техногенное сырье.
Для выделения свободного золота применяют гравитационные методы обогащения как из руды, так и из продуктов ее переработки (хвостов обогащения, цианирования, огарков). Флотационные способы обычно применяют для извлечения золота из упорных и комплексных руд, руд со сложным вещественным составом и сульфидных руд.
Сульфидные руды с тонковкрапленным золотом перерабатывают по схеме: флотация – обжиг концентратов – цианирование. При сульфидно-теллуридном сырье для извлечения золота используют флотацию с последующим цианированием хвостов и продуктов и плавкой концентратов. Из сульфидных руд флотируют сульфиды и золото с последующей плавкой концентрата и цианированием хвостов.
В.М. Крейтер и В.М. Изоитко для руд золота выделяют общие характерные черты:
- связь с магнитными породами;
- отложение самородного золота и минералов золота в поздние стадии рудообразования из гидротермальных растворов;
- постоянство ассоциаций самородного золота с пиритом, арсенопиритом, галенитом, сфалеритом, халькопиритом, сульфосолями, теллуридами и др.
Несмотря на сходства есть и различия в свойствах золота. Это главным образом зависит от условий формирования месторождений. Кроме того, растворимость золота и его комплексов в воде также зависит от температуры. Наиболее распространенным золотосодержащим минералом является пирит, имеющий несколько генераций и разные кристаллографические формы. Пирит содержит 2% золота. Иногда сера пирита замещена мышьяком.
Выбор процессов и аппаратов для извлечения золота зависит от форм нахождения и морфологии золота. Так, крупное золота извлекают гравитацией; мелкое – флотируют и выщелачивают; тонкое и тонкодисперсное – цианируют после окислительного обжига или подвергают пирометаллургической плавке.
2.Технологии
переработки золотосодержащих
2.1. Упорные концентраты.
Анализ известных технологий переработки золотосодержащих руд показывает, что особенности золотосодержащего сырья определяют выбор технологии его переработки. Наряду с поверхностными отложениями золота на сульфидах, существуют включения металлического золота в виде твердого раствора в кристаллической решетке пирита и арсенопирита. Размер этих включений лежит за пределами разрешающей способности оптического микроскопа, и они изолированы от доступа растворителя. Субмикроскопические вкрапления золота в сульфидах могут быть очень тонкими – до 5,0 нм. Однако часть золота, по всей вероятности, изоморфно входит в состав пирита и арсенопирита, замещая железо. В последние 10- 20 лет выполнен ряд работ с применением современных методов исследований, существенно пополнивших и расширивших наши представления о формах нахождения золота в упорных рудах и концентратах. В настоящее время можно считать доказанным, что «упорность» ассоциированного с сульфидами золота обусловлена присутствием его в сульфидах не только в виде тонко диспергированных частиц самородного металла, но также в форме твердого раствора, коллоидных частиц и так называемого «поверхностного» золота. Извлечение золота из таких руд оказывается чрезвычайно низким, а расходы реагентов превышают все допустимые пределы. Приемлемая степень извлечения золота (90% и более) достигается в случае использования предварительных (перед цианированием) процессов вскрытия тонкодисперсного золота.
2.1.1. Окислительный обжиг.
Окислительный обжиг применяют для упорных золотосодержащих руд, концентратов и продуктов с сульфидной минерализацией. При окислительном обжиге происходит термохимическое вскрытие тонкого и тонкодисперсного золота, ассоциированного с сульфидами – пиритом, пирротином, арсенопиритом и другими минералами. Образующаяся при обжиге пористая структура минеральных комплексов способствует проникновению цианистых растворов при цианировании. Обжиг также нейтрализует сульфидную серу, сурьму, свободный углерод и др., отрицательно влияющие на процессы флотации, цианирования благородных металлов.
Пирит в процессе обжига в инертной атмосфере азота диссоциирует с образованием пирротина и сульфидной серы. При температуре 500-600С огарок – двухфазная система, состоящая из кристаллов пирита и вновь образованных зерен пирротина с пористой структурой. При температуре 700С огарок полностью состоит из пирротина и оксидных минералов; при 1000…1100С огарок расплавляется.
При обжиге пирит окисляется по реакции:
Интенсивное окисление пирита начинается при 450…500С и сопровождается образованием на поверхности обжигаемых зерен пористых корочек оксидов железа – гематита. Огарок состоит из пирита, гематита, магнетита, пирротина с ярко выраженными ферромагнитными свойствами. При температуре 600...900С огарок полностью состоит из гематита, пористость которого весьма благоприятна для цианирования.
Арсенопирит в атмосфере инертного азота диссоциирует с образованием газообразного металлического мышьяка и твердого остатка, близкого по составу к моносульфиду железа:
Интенсивная диссоциация наблюдается в интервале температур 600…700С.
В присутствии кислорода интенсивное окисление арсенопирита проходит при температуре на 100С ниже температуры диссоциации:
При температуре 480…700С огарок имеет так же, как и пирит ярко выраженные ферромагнитные свойства, что предопределяет наличие в нем магнитных оксида железа Fe3O4 и маггемита (модификация Fe2O3). Обжиг арсенопирита имеет специфические особенности. Одна из них – образование арсенатов железа – является основной причиной оплавления материала уже при низких температурах обжига, другая особенность – при обжиге золото-мышьяковых концентратов мышьяк имеет большее сродство к кислороду, чем сера и железо, и окисляется в первую очередь по реакции:
При обжиге концентрата в слабоокислительной атмосфере можно полностью удалить мышьяк в виде As2O3 в газовую фазу. При вторичном обжиге огарка можно получить продукт с минимальным содержанием мышьяка и серы.
Халькопирит при обжиге разлагается через борнит-халькопиритовый твердый раствор, борнит Cu5FeS4 и троилит FeS. До температуры 800С термическая диссоциация халькопирита протекает вяло, а при 900…930С наблюдается оплавление материала. Термическое разложение халькопирита интенсифицируется в присутствии окислителей.
Антимонит Sb2S3 вплоть до температуры плавления не меняет своей структуры. На воздухе при температуре 330С переходит в сенармонтит Sb2O3, который затем окисляется до тетраоксида Sb2O4. Выше 1000С Sb2O4 разлагается и возгоняется в виде Sb2O3. В слабоокислительной атмосфере Sb2O3 заметно улетучивается при 500С. То же самое наблюдается и в присутствие восстановителей. Антимонит – наиболее легко возгорающийся сульфид; при его возможно спекание материала с образованием прочных агломератов, что усложняет цианирование.
Пирротин при обжиге образует магнетит, переходящий в гематит; при повышенных температурах возможно образование расплава FeS*FeO*(Fe3O4); пирротин является депрессором золота при цианировании.
Оптимальные параметры обжига.
Обжиг пиритных концентратов с высокопробным золотом необходимо проводить при температуре 600С, обеспечивающей максимальное вскрытие золота с переводом сульфидов железа в малоактивную форму. Образование благоприятной для цианирования пористой структуры пиритных огарков возможно как в окислительной атмосфере, так и в инертной газовой среде. Однако во втором случае образующиеся при этом продукты термохимического разложения – пирротин, элементарная сера и другие компоненты с повышенной химической активностью снижают скорость и эффективность процесса цианирования.
При обжиге пиритных концентратов с низкопробным золотом в связи с вероятностью отрицательного влияния рудных компонентов при обжиге и возможными механическими потерями благородных металлов с пылями предварительно выделяют свободное металлическое золото методами гравитационно-флотационного обогащения.
Основной трудностью при окислительном обжиге мышьяково-пиритных руд является возможность образования высокотоксичного пятивалентного мышьяка. В связи с этим процесс обжига целесообразно вести в две стадии: первая – при ограничении доступа окислителя и вторая – при избытке окислителя. Избыток образующийся в первой стадии элементарной серы сдерживает переокисление мышьяка. Сульфиды меди, сурьмы и свинца перед обжигом также целесообразно выводить из пиритных и мышьяково-пиритных руд и продуктов с целью предотвращения образования химически активных депрессоров золота.
2.1.2. Хлорирующий обжиг.
При обжиге золотосодержащих сульфидных концентратов в присутствии хлорных агентов получают огарки, более благоприятные для цианирования, чем при обычном окислительном обжиге. Процессы хлорной металлургии условно можно разделить на две группы: Хлорирующий сегрегационный обжиг и Хлоридвозгоночный обжиг.
Хлорирующий сегрегационный обжиг.
Процесс заключается в нагревании руды с галоидной солью, коксом до температуры 750-850С в течении 10…30 минут. При взаимодействии паров воды с раскаленным твердым углеродом образуется газообразный водород, который восстанавливает образующиеся при обжиге летучие хлориды цветных и благородных металлов до металлической фазы, которые кристаллизуются на частичках угля. Процесс сегрегации включает три стадии:
- Образование газообразного хлорирующего агента:
- Хлорирование металлов с образованием хлоридов:
- Осаждение летучих хлоридов:
Хлоридвозгоночный обжиг
Сущность этого обжига сульфидных и окисленных золотосодержащих руд и концентратов заключается в селективном образовании и переводе в газовую фазу хлоридов цветных и благородных металлов. При этом железо и породные минералы остаются в огарке. Процесс хлоридвозгоночного обжига может проводиться в печах КС, трубчатых или шахтных.
Процесс хлоридовозгонки весьма универсален, его можно использовать для извлечения золота из концентратов практически любого состава. Важное достоинство этого процесса — возможность комплексной переработки концентратов с извлечением из них не только золота и серебра, но и сопутствующих цветных металлов. К недостаткам хлоридовозгонки следует отнести сложность аппаратурного оформления высокотемпературного обжига и улавливания возгонов. По данной причине хлоридовозгонку практически не применяют в золотодобывающей промышленности, за исключением завода Тобато (Япония).
2.1.3. Кислотно-кислородное выщелачивание.
Единственным растворителем пирита при нормальной температуре и атмосферном давлении является азотная кислота, разлагающая FeS2 по реакции:
FeS2+4HNO3=Fe (NO3)3+2S+NO (г) +2H2O
При ведении процесса с дополнительным окислителем и подогревом, процесс растворения пирита может протекать с частичным окислением сульфидной серы до сульфатов и серной кислоты:
2FeS2+10HNO3=Fe2 (SO4)3+H2SO4+10NO+4H2O
Аналогично происходит растворение в азотной кислоте и других сульфидов, образующих в данных условиях водорастворимые соли: нитраты, сульфаты и др.
Данные закономерности являются основой кислотно-кислородного выщелачивания, которое осуществлено в виде следующих технологий:
NITROX – процесс, особенностью которого является выщелачивание сульфидов азотной кислотой в присутствии воздуха при атмосферном давлении и нагревании пульпы до 80-90 °С в течении 1-2 ч. Данный вариант обеспечивает полное окисление железа, мышьяка, сульфидной серы и цветных металлов. Недостатком технологии является образование значительного количества элементарной серы, отрицательно сказывающейся на последующем выщелачивании золота из твердого остатка цианированием.
Arseno – процесс, предполагающий использование в качестве растворителя сульфидов не азотной, а азотистой кислоты – HNO2, которая по мнению авторов, обеспечивает более высокую кинетику выщелачивания, чем азотная. Химизм процесса:
2NO2 (г) + H2O⇄HNO2+HNO3
3HNO2⇄HNO3+2NO (г) +H2O
Еще одним отличием этой технологии от Nitrox, является использование кислорода при избыточном давлении (5 кПа), при этом температура сохраняется на уровне 80-90 °С. Как и в предыдущем варианте, проблемы с выделением элементарной серы сохраняются в полной мере.
2.1.4. Кучное выщелачивание.
Сущность метода заключается в том, что руда, уложенная в виде штабелей (кучи) на водонепроницаемом основании, орошается сверху цианистым раствором. Этот метод пригоден для переработки пористых руд и песков, структура которых доступна для просачивания растворов цианида по трещинам зернистого материала к свободным частицами золота. Крупность материала для выщелачивания золота: дробленой руды 5…20 мм, недробленой – до 100 мм. Глинистые вещества снижают проницаемость для растворов, замедляют скорость процесса и снижают извлечение золота. Для таких руд рекомендуют проводить предварительное окомкование с добавкой цемента, цианида и извести.
Кучное выщелачивание развивается в основном в связи с необходимостью переработки накопленных в большом количестве отвалов, глинистых забалансовых руд и хвостов флотации золотоизвлекательных предприятий. Окомкование и агломерация являются необходимыми операциями по подготовке материала для кучного выщелачивания. Агломерации подвергают или весь дробленый материал или только часть расклассифицированной тонкой шламистой фракции.
Сооружение штабелей является решающей операцией, определяющей конечный результат КВ. Штабели могут сооружаться в один или несколько слоев (этажей). Высота штабеля зависит от прочности основания, изоляции, профиля местности, физических и химических свойств перерабатываемого материала. Откосы защищают с помощью грунтовою слоя, пленочных покрытий. Перед пленкой предварительно укладывают слой рубероида, стеклоткани и резинотканевого материала.
Система орошения кучи включает оросительные устройства в штабеле, схемы орошения и оросители различных видов. При использовании растворов цианидов при выщелачивании открытых штабелей высотой более 4 м применяют закрытую укладку оросителей. Коллекторы изолируют инертным материалом (носок, грунт, руда), водонепроницаемой пленкой. Орошение может быть постоянным, цикличным, точечным, разбрызгиванием через форсунки; применяют прудовое орошение через канавы, траншеи и прудки.
Дренажная система состоит из серии элементов сбора раствора, прошедшею через штабель и транспортирования в карту (емкость) продуктивных растворов. Дренажная система в пределах штабеля состоит из коллекторной части, фильтрующего материала и сборных трубок. Дренажная система внутри штабеля определяется уклоном площадки, проницаемостью руды, объемом раствора. Рудная масса при хорошей проницаемости сама может служить дренажом. Дренажная система снаружи штабеля должна пропускать растворы выщелачивания и потоки во время ливней. Применяют следующие системы дренажа продуктивных растворов: через песчано-гравийный слой; через дренажные трубы; через фильтры; через дренажные колодцы и траншеи.
Прудки (карты) продуктивных растворов должны иметь необходимый объем. Продуктивные растворы КВ перерабатывают с извлечением из них золота, применяя различные способы осаждения:
- Цементация на металлических порошках цинка, алюминия, свинца и железа;
- Сорбционные методы (адсорбция на активированном угле и ионообменных смолах);
- Электролитическое осаждение;
2.1.5. Бактериальное окисление.
Выщелачивание с использованием микроорганизмов практиковалось за много столетий до открытия бактерий. Процесс осуществлялся в Китае за 100 - 200 лет до н.э, в Европе, начиная со второго столетия н.э. Выщелачивание медной руды проводилось с 1687 г. на месторождении Falun Mine (Швеция), а обожженной медной руды с 1752 г. на руднике Rio Tinto (Испания). В настоящее время бактериальные методы применяются в промышленных масштабах примерно в двадцати странах, работает около сорока предприятий, на которых осуществляются подземное, кучное и чановое выщелачивание меди, золота и урана из бедных и забалансовых руд, из концентратов и продуктов, а также из отвалов обогатительной и горнодобывающей отраслей.
Бактериальное окисление
Считают, что участие тионовых железобактерий в окислении сульфидов может быть прямым и косвенным. В первом случае, бактерии, закрепляясь на поверхности сульфида, принимают непосредственное участие в окислительном процессе, выполняя функцию переносчика электронов от сульфида к кислороду. Химизм протекающих при этом процессов описывается реакциями:
2FeS2 + 7О2 + 2Н2О = 2FeSO4 + 2H2SO4;
11 2FeAsS + 6,5О2 + ЗН2О = 2FeSO4 + 2H3AsО4.
В качестве промежуточного продукта окисления образуется элементарная сера. В присутствии бактерий она окисляется затем кислородом до серной кислоты. Во втором случае роль бактерий состоит в ускорении процесса окисления сульфата закиси железа до сульфата оксида:
2FeSО4 + 0,5О2 + H2SO4 = Fe2(SO4)3 + Н2О.
При обычных температурах и давлениях кислорода этот процесс в отсутствии бактерий протекает очень медленно. Образующийся сульфат оксида вступает в химическое (без участия бактерий) взаимодействие с сульфидами, окисляя их до сульфатов. Скорость этих реакций достаточно высока. Таким образом, косвенное участие бактерий в окислении сульфидов состоит в регенерации сульфата оксида железа.
Процесс биоокисления для переработки упорных золотосодержащих руд и концентратов был промышленно внедрен в 1986 году, на золотом руднике Fairview в Южной Африке. Процесс показал высокую надежность, и в настоящее время в мире существует 19 подобных фабрик.
Принципиальные преимущества кучного биовыщелачивания заключаются в быстром запуске и вводе объекта в эксплуатацию, низких затратах, отсутствии любых токсичных выбросов, а также минимизации или полном отсутствии сбросов воды, так как все растворы циркулируют в замкнутом цикле. Однако, технология BIOX ориентирована на культивирование бактерий под каждый вид сырья и применение в регионах с аридным климатом, становясь менее универсальным перед другими технологиями. Кроме того, бактериальное выщелачивание может оказаться неприемлемым ввиду длительности процесса. Обычно продолжительность в агитационном режиме составляет 4-6 суток. В случае пиритной минерализации 13 бактериальное выщелачивание может затянуться на 15-20 суток, что при переработке руды по фабричной технологии не допустимо.
2.1.6. Автоклавное выщелачивание.
Возможны варианты автоклавного вскрытия золота:
- кислотное окисление сульфидов, в которых «законсервировано» тонкодисперсное золото с последующим цианированием или другим видом выщелачивания золота;
- кислотно-аммиачное выщелачивание золотосодержащих сульфидов с одновременным растворением золота в автоклаве.
Процесс выщелачивания в автоклавах проводят при температуре 120...200 °С в атмосфере воздуха или кислорода при высоком давлении. Скорость и степень окисления пирита и других сульфидов определяют температура и парциальное давление кислорода.
Полное окисление пирита и переход его в оксид железа (Fe2O3) наблюдается при темпера туре 140 °С, давлении кислорода 2000 кПа и продолжительности 2 ч. При температуре более 120 °С сера пирита начинает оплавляться, обволакивая зерна сульфидов; при этом снижаются скорость и степень их окисления. Избыток серы при последующем цианировании приводит к перерасходу цианида, который расходуется на образование роданид-ионов. Во избежание этого избыток серы связывают, обрабатывая пульпу щелочами: известью и сернистым натрием.
Окисление пирита в автоклаве проходит в несколько стадий:
Арсенопирит окисляется по реакции
Значительная часть мышьяка переходит в раствор в виде мышьяковой кислоты, часть остается в осадке в виде гидроксида железа Fe2O3*nH2O, адсорбирующего весь растворенный мышьяк. Для удаления мышьяка перед цианированием проводят щелочную обработку.
Пирротин окисляется при температуре 110... 115 °С и давлении в несколько сот килопаскалей, по реакции: Вскрытое при окислении сульфидов золото может быть извлечено растворами цианидов или другими растворителями, в том числе тиокарбамидом с извлечением золота 93...95%.
При щелочном (NаОН и КОН) автоклавном выщелачивании сульфидов наблюдается очень высокий расход щелочи - около 330 кг на 1 г пирита, а при разложении арсенопирита и пирротина - значительно выше. При аммиачном выщелачивании простые сульфиды окисляются с выделением растворимых сульфатов или нерастворимых гидратов и оксидов. Мышьяк переходит в раствор в форме анионов AsO33- и AsO43-; последние образуют труднорасгворимыс аммиачные соединения. Эффективность растворения золота в этом процессе зависит от присутствия тиосульфатов и гидросульфидов:
Процесс ведут при температуре 100... 190 С. На фабриках «МакЛафлин» и «Гетчслл» (США) перерабатывают сульфидные руды, содержащие золото в количестве 4...6 г/т, по схеме: предварительная кислотная обработка - автоклавное вскрытие золота окислением сульфидов при температуре 160... 180 °С. давлении 2200 к Па: промывка пульпы противоточной декантацией, нейтрализация известью и цианирование по методу СIР. Извлечение золота 92...93%.
На фабрике «Меркнор» (США) руду, содержащую 2...3 г/т золота, до 1,7% серы, перерабатывают по схеме: автоклавное окисление сульфидов в щелочной среде - цианирование. Температура выщелачивания 220 °С. давление 3350 кПа; щелочная среда образуется за счет присутствия в руде 20% карбонатов: цианирование ведут по метолу СIР: извлечение золота 83...90%.
На фабрике «Кэннон» (США) сульфидную руду (пирит) с содержанием 8... К) г/т золота после измельчения до крупности 95% класса -0.074 мм обогащают флотацией. Флотационный концентрат цианируют в две стадии с автоклавным окислением между стадиями: золото из раствора осаждают цинковой пылью; извлечение золота 92%.
Фабрика «Портера» (Папуа - Новая Гвинея) перерабатывает сульфидную (пирит) руду с содержанием золота 36 т/т методом флотационного обогащения. Получаемый низкосортный ипритный концентрат содержит 9% серы при извлечении в нею 90...95% золота. Концентрат перерабатывают но схеме: окисление в автоклавах кислородом при температуре 190 °С и давлении 1800 кПа в течение 3 ч; обесшламливание кислого раствора в сгустителе; цианирование шлама осуществляют по стандартной угольно-сорбционной технологии с получением золотых слитков.