

7.4.1 Minerali auriferi
Il recupero dell'oro dai minerali auriferi dipende in gran parte dalla natura del giacimento, dalla mineralogia del minerale e dalla distribuzione dell'oro al suo interno. I metodi utilizzati per il recupero dell'oro consistono nelle seguenti operazioni elementari:
(1) Il metodo di preconcentrazione per gravità, utilizzato principalmente per il recupero dell'oro dai giacimenti alluvionali che contengono oro nativo a grana grossa. La gravità viene spesso utilizzata in combinazione con la flottazione e/o la cianurazione.
(2) I metodi idrometallurgici vengono normalmente impiegati per il recupero dell'oro da giacimenti ossidati (lisciviazione in cumulo), da minerali solfidici a basso tenore (cianurazione, CIP, CIL) e da minerali auriferi refrattari (autoclave, decomposizione biologica seguita da cianurazione).
(3) Per i minerali auriferi altamente refrattari (solfuri carboniosi, minerali auriferi arsenici) e per i minerali che contengono impurità che comportano un elevato consumo di cianuro, le quali devono essere rimosse prima della cianurazione, viene utilizzata una combinazione di processi pirometallurgici (torrefazione) e idrometallurgici.
(4) Il metodo di flottazione è una tecnica ampiamente utilizzata per il recupero dell’oro da minerali di rame auriferi, minerali di metalli comuni, minerali di rame-nichel, minerali del gruppo del platino e molti altri minerali per i quali non sono applicabili altri processi. La flottazione viene utilizzata anche per la rimozione delle impurità interferenti prima del trattamento idrometallurgico (ad esempio, la preflottazione con carbone), nonché per l’arricchimento di minerali a basso tenore di solfuri e refrattari in vista di un ulteriore trattamento. La flottazione è considerata il metodo più conveniente per la concentrazione dell’oro.
La tecnica di flottazione viene utilizzata non solo per il miglioramento della qualità del minerale aurifero a basso tenore in vista di un ulteriore trattamento, ma anche per l’arricchimento e la separazione di minerali auriferi difficili da trattare (refrattari). La flottazione è inoltre il metodo migliore per il recupero dell’oro dai minerali di metalli comuni e dai minerali di PGM contenenti oro. Escludendo la preconcentrazione per gravità, la flottazione rimane il metodo di arricchimento più conveniente dal punto di vista economico.
L’oro è di per sé un metallo raro e i tenori medi dei giacimenti a basso tenore variano tra 3 g/t e 6 g/t. L’oro si presenta prevalentemente in forma nativa in filoni silicatici, depositi alluvionali e placeri o incapsulato in solfuri. Altre forme comuni di oro sono le leghe con rame, tellurio, antimonio, selenio, metalli del gruppo del platino e argento. Nei minerali solfidici massicci, l’oro può presentarsi in diverse delle forme sopra citate, il che influisce sul recupero mediante flottazione.
Durante la flottazione dei minerali solfidici massicci auriferi, l’attenzione è generalmente rivolta alla produzione di concentrati di metalli comuni, mentre il recupero dell’oro diventa una considerazione secondaria. In alcuni casi, quando i minerali di metalli comuni contengono quantità significative di oro, quest’ultimo viene separato mediante flottazione dagli sterili dei metalli comuni. La flottazione dei minerali auriferi viene classificata in base al tipo di minerale (ad esempio, minerale d’oro, minerale di oro e rame, minerali di oro e antimonio, ecc.), poiché i metodi di flottazione utilizzati per il recupero dell’oro da minerali diversi presentano notevoli differenze.
La geologia del giacimento e la mineralogia del minerale svolgono un ruolo decisivo nella scelta del metodo di trattamento più adeguato per un determinato minerale aurifero. La geologia dei giacimenti auriferi varia notevolmente non solo da un giacimento all’altro, ma anche all’interno dello stesso giacimento. La tabella 7.1 illustra i principali tipi genetici di minerali auriferi e la loro composizione mineralogica.
Oltre il 50% della produzione mondiale totale di oro proviene da giacimenti sedimentari clastici. In molti tipi geologici di minerali si possono individuare diversi sottotipi, tra cui minerali primari, minerali secondari e minerali ossidici. Alcuni dei minerali secondari appartengono a un gruppo di minerali altamente refrattari. Il numero di minerali antichi e delle loro associazioni è relativamente esiguo e può essere suddiviso nei seguenti tre gruppi: (1) oro nativo e sue leghe; (2) telluridi; (3) oro associato ai metalli del gruppo del platino. La tabella 7.2 elenca i principali minerali auriferi e le loro associazioni.
Tabella 7.1 Tipi genetici comuni dei giacimenti auriferi
| Tipo di minerale | Descrizione |
| Magmatico | L'oro si presenta sotto forma di lega con rame, nichel e metalli del gruppo del platino. In genere contiene una bassa quantità di oro. |
| Minerali presenti nelle rocce sedimentarie clastiche | I giacimenti alluvionali, in genere costituiti da conglomerati, contengono quarzo, sericite, clorite, tormalina e, talvolta, rutilo e grafite. L’oro può presentarsi in granuli grossolani.Alcuni giacimenti contengono fino al 3% di pirite. La dimensione delle particelle d’oro contenute nella pirite varia da 0,01 μm a 0,07 μm. |
| Idrotermale | Questo tipo comprende una varietà di minerali, tra cui (1) minerali auriferi-piritici, (2) minerali auriferi-cupriferi, (3) minerali auriferi-polimetallici e (4) minerali auriferi ossidici, solitamente situati nella zona superiore delle zone solfidiche.Il tenore di pirite nel minerale varia dal 3% al 90%. Altri minerali di scarto comuni sono il quarzo, gli alluminosilicati, la dolomite ecc. |
| Minerali metasomatici o skarn | A volte si tratta di minerali auriferi molto complessi e refrattari. Normalmente tali minerali sono composti da quarzo, sericite, cloriti, calcite e magnetite. Talvolta il minerale contiene wolframite e scheelite. |
Tabella 7.2 Maggiore oro mminerali
| Gruppo | Minerale | Formula chimica | Tenore di impurità |
| Oro nativo e sue leghe | Oro nativo, elettro, cuproauride, amalgama, bismutauride | AuAu/AgAu/CuHg/AuAu/Bi | 0-15%Ag15%-50%Ag 5%-10%Cu 10%-34%Au 2%-4%Bi |
| Telluridi | Calaverite, Silvanite, Petzite | AuTe₃AgAuTe₄ Ag₃AuTe₂ | Instabile |
Continua la tabella 7.2
| Gruppo | Minerale | Formula chimica | Tenore di impurità |
| Oro associato al platino | Krennerite | AuTe₂ (Pt,P¹) | Fino a 10%Pt |
| Oro platino | AuPt | 30%-40%Rh | |
| Rodite | AuRh | 5%-11%Rh | |
| metalli del gruppo | oro di Rodi | AuRh | 5%Os+5%-7%Ir |
| Aurosmiride | Au, Ir, Os |
7.4.2 Proprietà di flottazione dei minerali auriferi
L'oro nativo e le sue leghe, privi di contaminanti superficiali, sono facilmente flottabili con collettori a base di xantati. Molto spesso, tuttavia, le superfici dell'oro sono contaminate o ricoperte da vari tipi di impurità. Le impurità presenti sulle superfici dell'oro possono essere argentite, ossidi di ferro, galena, arsenopirite o ossidi di rame. Lo spessore dello strato può essere dell’ordine di 1-5 μm. Per questo motivo, le proprietà di flottazione dell’oro nativo e delle sue leghe variano notevolmente. L’oro ricoperto da ossidi di ferro o di rame è molto difficile da flottare e richiede un trattamento speciale per rimuovere le impurità.
I tellururi, invece, galleggiano facilmente in presenza di piccole quantità di agente collettore, e si ritiene che siano naturalmente idrofobici. I tellururi provenienti dal Minnesota (USA) sono stati separati per galleggiamento utilizzando agenti collettori a base di diti fosfato, con un recupero dell’oro superiore al 9%.
Il comportamento di flottazione dell’oro associato ai metalli del gruppo del platino è apparentemente lo stesso di quello dei minerali del gruppo del platino (PGM) o di altri minerali associati ai PGM (ad esempio nichel, pirrotite, rame e pirite). Pertanto, lo schema di reagenti sviluppato per i PGM consente di recuperare anche l’oro. Normalmente, per la flottazione dei PGM e dell’oro associato, si utilizza una combinazione di xantato e diti fosfato, insieme a depressori della ganga quali gomma di guar, destrina o cellulosa modificata. Negli impianti sudafricani di PGM, il recupero dell’oro nel concentrato di PGM varia dal 75% all’80%.
Forse il problema più complesso nella flottazione dell’oro nativo e delle sue leghe è la tendenza dell’oro a formare strati, filamenti e scaglie e ad assumere forme diverse durante la macinazione. Le particelle con spigoli vivi tendono a staccarsi dalle bolle d’aria, causando perdite di oro. Questo fattore legato alla forma influisce anche sul recupero dell’oro mediante il metodo gravitazionale.
Nella flottazione dei minerali di metalli comuni contenenti oro, alcuni modificatori normalmente utilizzati per la flottazione selettiva di rame-piombo, piombo-zinco e rame-piombo-zinco hanno un effetto negativo sulla flottabilità dell’oro. Tali modificatori includono ZnSO₄·7H₂O, SO₂, Na₂S₂O₅ e il cianuro, se aggiunti in quantità eccessive.
L'adsorbimento del collettore sull'oro e la sua flottabilità risultano notevolmente migliorati dalla presenza di ossigeno. La fig. 7.5 mostra la relazione tra l'adsorbimento del collettore, la concentrazione di ossigeno nella polpa e il tempo di condizionamento. Anche il tipo di modificatore e il pH sono parametri importanti nella flottazione dell'oro.

Fig. 7.5 Relazione tra l’adsorbimento dello xantato sull’oro e il condizionamento
tempo trascorso in presenza di diverse concentrazioni di xantato
1 — concentrazione 1; 2 — concentrazione 2; 3 — concentrazione 3
7.4.3 Flottazione di diversi tipi di minerali auriferi
7.4.3.1 Minerali auriferi a basso tenore di solfuri
La lavorazione di questo tipo di minerale prevede solitamente una combinazione di concentrazione per gravità, cianurazione e flottazione. Nel caso di un minerale contenente oro a grana grossa, l’oro viene spesso recuperato mediante gravità e flottazione, seguite dalla cianurazione del concentrato di flottazione rimacinato. In alcuni casi, la flottazione viene effettuata anche sugli scarti della cianurazione. La combinazione di reagenti utilizzata nella flottazione dipende dalla natura della ganga presente nel minerale. I collettori abitualmente impiegati sono xantati, diti fosfati e mercaptani. Nella sezione di lavaggio del circuito di flottazione, vengono utilizzati due tipi di collettori come collettori secondari. Nel caso di un minerale parzialmente ossidato, i collettori ausiliari, quali oli idrocarburici con solforante, spesso producono risultati migliori. Il regolatore di pH preferito è il carbonato di sodio, che agisce come disperdente e anche come reagente complessante per alcuni cationi di metalli pesanti che hanno un effetto negativo sulla flottazione dell’oro. L’uso della calce spesso comporta la depressione dell’oro nativo e dei solfuri auriferi. Il pH ottimale per la flottazione varia tra 8,5 e 10,0. Anche il tipo di schiumogeno svolge un ruolo importante nella flottazione dell’oro nativo e dei solfuri auriferi. Gli esteri glicolici e gli alcoli ciclici (olio di pino) possono migliorare significativamente il recupero dell’oro. Tra i reagenti modificanti (depressori), il silicato di sodio, l’amido, le destrine e le poliacrilammidi a basso peso molecolare vengono spesso scelti come depressori della ganga. Anche l’acido fluorosilicico e i suoi sali possono avere un effetto positivo sulla flottabilità dell’oro. La presenza di ferro solubile nella polpa è altamente dannosa per la flottazione dell’oro. L’uso di piccole quantità di agenti complessanti del ferro, come i polifosfati e gli acidi organici, può eliminare l’effetto dannoso del ferro.
7.4.3.2 Minerali di mercurio e antimonio contenenti oro
In generale, questi minerali appartengono a una categoria di minerali difficili da trattare, in cui la cianurazione produce solitamente un basso grado di estrazione. Il mercurio è parzialmente solubile nel cianuro, il che ne aumenta il consumo e ne riduce il rendimento di estrazione. È stato sviluppato un metodo di flottazione efficace utilizzando lo schema di processo illustrato nella Fig. 7.6, in cui i migliori risultati metallurgici sono stati ottenuti con un approccio basato su macinazione e flottazione in tre fasi.

Fig. 7.6 Schema di processo di flottazione messo a punto per il trattamento di minerali contenenti oro, mercurio e antimonio
(Srdjan M. Bulatovic, 2010)
I risultati metallurgici ottenuti con diverse configurazioni di macinazione sono riportati nella tabella 7.3.
La flottazione è stata effettuata a pH alcalino, regolato con calce. Il collettore a base di xantato con agente schiumogeno a base di alcool ciclico (olio di pino, acido cresilico) si è dimostrato il più efficace. L’uso di piccole quantità di un collettore di tipo diti fosfato, in combinazione con lo xantato, ha dato risultati positivi.
Tabella 7.3 Recupero dell’oro ottenuto utilizzando diverso flowsheets
| Prodotto | Recupero nel concentrato/% | Analisi dei residui / % (g · t⁻¹) | ||||||||
| Au | Ag | Sb | Come | S | Au | Ag | Sb | Come | S | |
| Macinazione-flottazione monostadio | 88.1 | 89.2 | 72.9 | 68.4 | 70.1 | 1.7 | 5.0 | 0.04 | 0.035 | 0.38 |
| Macinazione-flottazione a due fasi | 92.2 | 91.8 | 93.4 | 78.7 | 81.2 | 1.0 | 4.1 | 0.015 | 0.022 | 0.27 |
| Macinazione-flottazione in tre fasi | 95.3 | 95.2 | 95.7 | 81.2 | 85.7 | 0.7 | 2.2 | 0.005 | 0.015 | 0.19 |
7.4.3.3 Minerali auriferi carbonacei contenenti argilla
Questi minerali appartengono a un gruppo di minerali auriferi refrattari, per i quali è possibile ricorrere a tecniche di flottazione al fine di: (1) rimuovere le impurità interferenti prima del processo di trattamento idrometallurgico del minerale finalizzato al recupero dell’oro; (2) preconcentrare il minerale in vista di un successivo trattamento pirometallurgico o idrometallurgico. Esistono diversi metodi di flottazione utilizzati per l’arricchimento di questo tipo di minerale. Di seguito vengono descritti alcuni dei metodi più importanti.
(1) Preflottazione della ganga carboniosa e del carbonio. In questa tecnica, tramite flottazione vengono recuperati solo la ganga carboniosa e il carbonio, in vista di un successivo trattamento idrometallurgico delle code di flottazione finalizzato al recupero dell’oro. La ganga carboniosa e il carbonio sono naturalmente galleggianti utilizzando solo un agent schiumogeno, oppure una combinazione di un agent schiumogeno e un olio idrocarburico leggero (olio combustibile, cherosene, ecc.). Quando il minerale contiene argilla, vengono utilizzati regolatori per la dispersione dell’argilla. Alcuni dei reagenti regolatori più efficaci includono i silicati di sodio e l’amido ossidato.
(2) Metodo di flottazione a due stadi. In questa tecnica, la ganga carboniosa viene sottoposta a una flottazione preliminare utilizzando il metodo sopra descritto, seguita dalla flottazione dei solfuri auriferi mediante combinazioni di attivatori e collettori. Da studi approfonditi condotti su minerali carboniosi contenenti oro, è emerso che il solfato di rame trattato con ammine primarie migliora notevolmente il recupero dell’oro. Anche i sali di ammonio e il solfuro di sodio (Na₂S·9H₂O) hanno un effetto positivo sulla flottazione dei solfuri auriferi, a un pH compreso tra 7,5 e 9,0. I risultati metallurgici ottenuti con e senza solfato di rame modificato sono riportati nella Tabella 7.4.
Tabella 7.4 Effetto del CuSO₄ modificato con ammine sulla flottazione dei solfuri auriferi da minerale refrattario carbonioso
| Reagente utilizzato | Prodotto | Peso/% | Analisi/% (g · t⁻¹) | Distribuzione/% | ||
| Au | S | Au | S | |||
| CuSO₄ + xantato | Concentrato di solfuro d'oro | 30.11 | 9.63 | 4.50 | 69.1 | 79.7 |
| Coda di solfuro d'oro | 69.89 | 1.86 | 0.49 | 30.9 | 20.3 | |
| Testa | 100.00 | 4.20 | 1.70 | 100.0 | 100.0 | |
| CuSO₄ modificato con ammine + xantato | Concentrato di solfuro d'oro | 26.30 | 13.2 | 5.80 | 84.7 | 90.8 |
| Coda di solfuro d'oro | 73.70 | 0.85 | 0.21 | 15.3 | 9.2 | |
| Testa | 100.00 | 4.10 | 1.68 | 100.0 | 100.0 | |
(3) Metodo di flottazione in atmosfera di azoto. Questa tecnica utilizza un’atmosfera di azoto durante la macinazione e la flottazione per rallentare l’ossidazione dei solfuri reattivi ed è stata applicata con successo ai minerali carboniosi provenienti dal Nevada (USA). L’efficacia del metodo dipende da: (1) la quantità di ganga carboniosa presente nel minerale; (2) la quantità e il tipo di argilla. I minerali ad alto contenuto di carbonio o con un elevato contenuto di argilla (o entrambi) non sono adatti alla flottazione in atmosfera di azoto.
7.4.3.4 Minerali di rame contenenti oro
La flottabilità dell’oro proveniente dai minerali di rame-oro auriferi dipende dalla natura e dalla presenza dell’oro in tali minerali, nonché dalla sua associazione con i solfuri di ferro. L’oro presente nel minerale di rame porfirico può presentarsi sotto forma di oro nativo, elettro, cuproauride e sali solforati associati all’argento. Durante la flottazione dei minerali di rame-oro porfirici, l’attenzione è solitamente rivolta alla produzione di un concentrato di rame-oro commerciabile e l’ottimizzazione del recupero dell’oro è di norma vincolata alla commerciabilità del concentrato stesso. I minerali che influenzano il recupero dell’oro in questi minerali sono i solfuri di ferro (ad esempio pirite, marcasite, ecc.), nei quali l’oro è solitamente associato sotto forma di minuscole inclusioni.
Pertanto, il tenore di solfuro di ferro del minerale determina il recupero dell'oro nel concentrato finale. La fig. 7.7 illustra la relazione tra il tenore di pirite del minerale e il recupero dell'oro nel concentrato di rame per due diversi tipi di minerale. La maggior parte delle perdite d'oro si verifica nella pirite.

Gli schemi di reagenti utilizzati negli impianti commerciali per il trattamento dei minerali porfirici di rame-oro variano notevolmente. Alcuni impianti, in cui lo scarto della pirite rappresenta un problema, utilizzano un collettore a base di diti fosfati a un pH alcalino compreso tra 9,0 e 11,8 (ad esempio OK Tedi/PNG, Grasberg/Indonesia). Quando il contenuto di pirite nel minerale è basso, si utilizzano xantati e diti fosfati in un ambiente a base di calce o carbonato di sodio.
Negli ultimi anni, nello sviluppo di processi commerciali per il recupero dell’oro dai minerali porfirici di rame-oro, è stata data particolare importanza alla flottazione in massa di tutti i solfuri, seguita dalla rimacina del concentrato in massa e dalla flottazione sequenziale di rame e oro dalla pirite. Tale schema di processo (Fig. 7.8) può anche includere un condizionamento ad alta intensità nella fase di separazione tra materiale pulito e materiale da scartare. Il confronto tra i risultati metallurgici ottenuti utilizzando lo schema di processo standard a flottazione sequenziale e quello a flottazione in massa è riportato nella Tabella 7.5. Utilizzando lo schema di processo a flottazione in massa si è ottenuto un notevole miglioramento nel recupero dell’oro.

Tabella 7.5 Confronto tra i risultati metallurgici ottenuti con il metodo convenzionale e schemi di flottazione in massa su minerali provenienti dal Perù
| Schema di processo utilizzato | Prodotto | Peso/% | Analisi/% (g · t⁻¹) | Distribuzione/% | ||
| Au | S | Au | S | |||
| Convenzionale (Cu/Au sequenziale) | Concentrato di Cu/Au – Scarti di Cu/Au – Testa | 2,28 97,72100,00 | 27.60.0310.66 | 32,97 0,23 0,98 | 95.44.6100.0 | 76.723.3100.0 |
| All'ingrosso | Concentrato di Cu/Au – Scarti di Cu/Au – Testa | 2,32 97,68100,00 | 27.10.0320.66 | 36,94 0,14 0,96 | 95.24.8100.0 | 85.814.2100.0 |
Durante la lavorazione dei minerali di rame e oro contenenti argilla, l'uso di piccole quantità di Na₂S (a pH naturale) migliora notevolmente sia la metallurgia del rame che quella dell'oro.
In presenza di cationi solubili (ad es. Fe, Cu), l'aggiunta di piccole quantità di acido organico (ad es. ossalico, tartarico) migliora il recupero dell'oro dal concentrato di rame.
Alcuni minerali di rame porfirici contengono minerali di ganga naturalmente flottabili, come cloriti e alluminosilicati, oltre a quarzo preattivato. Il silicato di sodio, la carbossimetilcellulosa e le destrine sono comuni agenti depressivi utilizzati per controllare la flottazione della ganga. Il recupero dell’oro dai minerali di rame-oro a solfuri massicci è solitamente molto inferiore rispetto a quello dei minerali di rame-oro porfirici, poiché molto spesso una gran parte dell’oro è associata alla pirite. Normalmente, il recupero dell’oro da questi minerali non supera il 60%. Durante il trattamento dei minerali di rame-oro contenenti pirrotite e marcasite, l’uso di Na₂H₂PO₄ a valori di pH alcalini inibisce la pirrotite e la marcasite, migliorando anche la metallurgia del rame e dell’oro.
7.4.3.5 Minerali di rame-oro ossidati
I minerali ossidici di rame e oro sono solitamente accompagnati da fanghi di idrossido di ferro e da vari minerali argillosi. Il trattamento di questi minerali è difficile e risulta ancora più complicato in presenza di minerali argillosi.
Recentemente, una nuova classe di agenti collettori, a base di xantati modificati con esteri, è stata impiegata con successo nel trattamento di minerali di rame ossidati contenenti oro, mediante un metodo di solfidazione. La tabella 7.6 mette a confronto i risultati metallurgici ottenuti sul minerale di Igarape Bahia utilizzando lo xantato e un nuovo agente collettore.
Il modificatore utilizzato nella flottazione di questi minerali comprendeva una miscela di silicato di sodio e Calgon. È stata ottenuta una buona selettività anche utilizzando amido bollito.
Tabella 7.6 Effetto del collettore PM230 sul recupero di rame e oro dal minerale di rame e oro ossidato di Igarape Bahia
| Reagente utilizzato | Prodotto | Peso/% | Analisi/% (g ·t⁻¹) | Distribuzione/% | ||
| Au | S | Au | S | |||
| Na₂S = 2500 g/t PAX① = 200 g/t | Concentrato di rame Cl | 9.36 | 33.3 | 14.15 | 67.0 | 50.0 |
| Coda di rame | 90.64 | 1.61 | 1.46 | 33.0 | 50.0 | |
| Feed | 100.00 | 4.65 | 2.65 | 100.0 | 100.0 | |
| Na₂S = 2500 g/t PAX①PM230 (1:1) = 200 g/t | Concentrato di rame Cl | 10.20 | 39.5 | 21.79 | 88.0 | 85.5 |
| Coda di rame | 89.80 | 0.61 | 0.42 | 12.0 | 14.5 | |
| Feed | 100.00 | 0.61 | 0.42 | 12.0 | 14.5 | |
① PAX = xantato di amile e potassio.
7.4.3.6 Minerali di oro e antimonio
I minerali di oro-antimonio contengono solitamente stibnite (1,5%-4,0% Sb), pirite, arsenopirite, oro (1,5-3,0 g/t) e argento (40-150 g/t). Diversi impianti negli Stati Uniti e in Russia sono in funzione già da tempo. Esistono due processi commerciali disponibili per il trattamento di questi minerali:
(1) Flottazione selettiva dei solfuri auriferi seguita dalla flottazione della stibnite con variazione del pH. La stibnite galleggia bene in condizioni di pH neutro e debolmente acido, mentre in ambiente alcalino (cioè pH > 8) viene ridotta. Sfruttando questo fenomeno, i solfuri auriferi vengono sottoposti a flottazione con xantato e un agente schiumogeno alcolico in ambiente alcalino (cioè pH > 9,3), seguita dalla flottazione della stibnite a un pH di circa 6,0, dopo l’attivazione con nitrato di piombo. I risultati metallurgici tipici ottenuti con questo metodo sono riportati nella Tabella 7.7.
Tabella 7.7 Risultati metallurgici del prodotto ottenuti mediante un metodo di flottazione sequenziale
| Prodotto | Peso/% | Analisi/% (g · t⁻¹) | Distribuzione/% | ||||
| Au | Ag | Sb | Au | Ag | Sb | ||
| Concentrato d'oro | 2.34 | 42.3 | 269.3 | 20.0 | 53 | 13 | 15 |
| Concentrato di stibnite | 4.04 | 6.2 | 559.8 | 51.0 | 13 | 51 | 64 |
| Tailing | 93.62 | 0.65 | 18.7 | 0.7 | 34 | 36 | 21 |
| Feed | 100.00 | 1.86 | 46.4 | 3.2 | 100.0 | 100.0 | 10.0 |
(2) Flottazione in massa seguita da flottazione sequenziale dei solfuri auriferi e dalla separazione della stibnite. Questo metodo veniva applicato presso l'impianto di concentrazione di Bradly (USA) e prevedeva le seguenti fasi:
I risultati metallurgici dell'impianto ottenuti con questo metodo sono riportati nella tabella 7.8.
Tabella 7.8 Risultati metallurgici dell'impianto ottenuti mediante un metodo di flottazione in massa
| Prodotto | Peso/% | Analisi/% (g · t⁻¹) | Distribuzione/% | ||||
| Au | Ag | Sb | Au | Ag | Sb | ||
| Concentrato d'oro | 1.80 | 91.1 | 248.8 | 1.5 | 61.0 | 31.3 | 2.0 |
| Concentrato di antimonio | 1.80 | 13.0 | 684.2 | 51.3 | 9.0 | 58.6 | 75.0 |
| Cose di mezzo | 0.50 | 46.6 | 248.8 | 20.0 | 8.6 | 6.0 | 8.0 |
| Concentrato sfuso | 4.10 | 51.7 | 440.0 | 29.0 | 78.6 | 85.9 | 85.0 |
| Tailing | 95.90 | 0.6 | 3.1 | 0.2 | 21.4 | 14.1 | 15.0 |
| Feed | 100.00 | 2.7 | 21.0 | 1.3 | 100.0 | 100.0 | 100.0 |
Recenti studi condotti su minerali provenienti dal Kazakistan hanno dimostrato che la flottazione sequenziale con l'impiego di un collettore a base di tionocarbammato ha dato risultati metallurgici migliori rispetto a quelli ottenuti con lo xantato.
7.4.3.7 Minerali auriferi arsenici
Esistono due grandi gruppi di minerali auriferi arsenici di valore economico. Si tratta dei solfuri massicci di metalli comuni contenenti oro arsenico (ad esempio il giacimento di piombo-zinco di Olympias, in Grecia) e dei minerali auriferi arsenici privi di metalli comuni. I minerali massicci di metalli comuni contenenti oro arsenicale sono rari e nel mondo esistono solo pochi giacimenti. Un tipico minerale di oro arsenicale contiene arsenopirite come principale minerale arsenico. Tuttavia, alcuni minerali auriferi arsenicali, come quelli del Nevada negli Stati Uniti (giacimento di Getchel), contengono realgar e orpimento come principali minerali contenenti arsenico. La pirite, se presente in un minerale aurifero arsenicale, può contenere tracce di oro sotto forma di minuscole inclusioni.
La flottazione dei minerali auriferi arsenici associati a metalli comuni viene effettuata utilizzando una tecnica di flottazione sequenziale, in cui alla flottazione dei metalli comuni segue quella della pirite/arsenopirite contenente oro. La pirite/arsenopirite viene sottoposta a flottazione a pH debolmente acido con un collettore xantato.
I minerali auriferi arsenici che non contengono quantità significative di metalli di base vengono trattati mediante un metodo di flottazione in massa, in cui tutti i solfuri vengono innanzitutto recuperati in un concentrato di massa. Nel caso in cui l’oro sia contenuto nella pirite o nell’arsenopirite, si procede alla separazione della pirite e dell’arsenopirite. Sono disponibili due metodi commerciali. Il primo metodo utilizza la depressione dell’arsenopirite e la flottazione della pirite, e consiste nelle seguenti fasi:
(1) Riscaldare il concentrato sfuso a 75 °C a un pH di 4,5 (regolato con H₂SO₄) in presenza di piccole quantità di fosfato disodico. La temperatura viene mantenuta per circa 10 minuti.
(2) Flottazione della pirite utilizzando come collettore lo xantato di etile o lo xantato di butile di potassio. In questa separazione si ricorre solitamente anche a un agente schiumogeno a base di glicole.
Questo metodo è altamente sensibile alla temperatura. La fig. 7.9 mostra l'effetto della temperatura sulla separazione tra pirite e arsenopirite. In questo caso specifico, la maggior parte dell'oro era associata alla pirite.
È possibile ottenere una separazione efficace tra pirite e arsenopirite anche utilizzando il perossidisolfuro di potassio come depressivo dell’arsenopirite. Il secondo metodo prevede la depressione della pirite e la flottazione dell’arsenopirite. In questo metodo, il concentrato grezzo viene trattato con dosi elevate di calce (cioè pH > 12), seguite da una fase di condizionamento con CuSO₄ per attivare l’arsenopirite. L’arsenopirite viene quindi sottoposta a flottazione utilizzando un collettore a base di tionocarbammato.

Fig. 7.9 Effetto della temperatura sulla separazione della pirite e dell’arsenopirite da un concentrato di pirite/arsenopirite sfuso
La separazione dell'arsenopirite dalla pirite è importante ai fini della riduzione dei costi di lavorazione a valle. Normalmente, per il recupero dell'oro si ricorre alla tostatura o all'ossidazione sotto pressione, seguite dalla cianurazione.
7.4.3.8 Minerali di solfuro di metalli comuni
Molto spesso i minerali di piombo-zinco, rame-zinco, rame-piombo-zinco e rame-nichel contengono quantità significative di oro (ovvero tra 1 e 9 g/t). L’oro presente in questi tipi di minerali si trova solitamente sotto forma di oro elementare. Gran parte dell’oro presente in questi minerali è finemente disseminato nella pirite, che è considerata non recuperabile. Data l’importanza di produrre concentrati di rame, piombo e zinco di qualità commerciale, si presta poca o nessuna attenzione al miglioramento del recupero dell’oro, sebbene in molti casi esista la possibilità di ottimizzarlo. Normalmente, il recupero dell’oro dai minerali di metalli comuni variava da 30% a 75%.
Nel caso di minerali di rame-zinco e di rame-piombo-zinco, l’oro si accumula nel concentrato di rame. Durante il trattamento dei minerali di piombo-zinco, l’oro tende a finire nel concentrato di piombo. Le informazioni relative al recupero dell’oro dai minerali di metalli comuni sono scarse. Gli studi più recenti condotti su vari minerali di metalli comuni hanno rivelato alcune caratteristiche importanti del comportamento di flottazione dell’oro proveniente da questi minerali. È stato dimostrato che il recupero dell’oro nel concentrato di metalli comuni può essere sostanzialmente migliorato con una scelta adeguata degli schemi di reagenti.
7.4.3.9 Minerali di piombo-zinco contenenti oro
Alcuni di questi minerali contengono quantità significative di oro, che vanno da 0,9 g/t a 6,0 g/t. Il recupero dell’oro da questi minerali variava da 35% a 75%. Studi di laboratorio hanno dimostrato che l’uso di dosi elevate di solfato di zinco, un comune depressore dello zinco utilizzato nella flottazione del piombo, riduce significativamente la flottabilità dell’oro. L’effetto dell’aggiunta di ZnSO₄·7H₂O sul recupero dell’oro nel concentrato di piombo è illustrato nella Fig. 7.10.
Al fine di migliorare il recupero dell'oro dal concentrato di piombo, è possibile utilizzare un depressore alternativo allo ZnSO₄·7H₂O. Si possono impiegare combinazioni di depressori quali Na₂S + NaCN o Na₂SO₃ + NaCN.

Fig. 7.10 Effetto delle aggiunte di ZnSO₄ sul recupero dell'oro dai minerali di piombo-zinco
Il recupero dell’oro dai minerali di rame-zinco è solitamente superiore a quello ottenibile dai minerali di piombo-zinco o di rame-piombo-zinco. Ciò è attribuibile a due fattori principali: nella scelta di uno schema di reagenti per il trattamento dei minerali di Cu-Zn, le opzioni disponibili sono più numerose rispetto a quelle per gli altri tipi di minerali, il che può portare alla selezione di uno schema di reagenti più favorevole alla flottazione dell’oro. Inoltre, per il trattamento di questi minerali è possibile utilizzare un sistema di depressanti senza cianuro, il che a sua volta comporta un miglioramento del recupero dell’oro. Questa opzione non è disponibile durante il trattamento dei minerali di piombo-zinco. La tabella 7.9 mostra l’effetto di diverse combinazioni di depressanti sul recupero dell’oro da un minerale di rame-zinco. L’uso di un sistema depressivo senza cianuro ha determinato un miglioramento sostanziale nel recupero dell’oro nel concentrato di rame.
Tabella 7.9 Effetto di diverse combinazioni di agenti depressivi sul recupero dell’oro rispetto a il concentrato di rame proveniente dal minerale della zona inferiore di Kutcho Creek
| Sistema di depressione | Prodotto | Peso/% | Analisi/% (g · t⁻¹) | Distribuzione/% | ||||
| Au | Ag | Sb | Au | Ag | Sb | |||
| ZnSO₄, NaCN, CaOPH 8,5 Cu, 10,5 Zn | Concentrato di rame | 3.10 | 20.4 | 26.2 | 330 | 45.1 | 85.6 | 2.8 |
| Concentrato di zinco | 5.34 | 1.20 | 0.61 | 55.4 | 4.6 | 3.4 | 82.2 | |
| Residui di lavorazione | 91.56 | 0.77 | 0.11 | 0.58 | 50.3 | 11.0 | 15.0 | |
| Feed | 100.00 | 1.4 | 0.95 | 3.60 | 100.0 | 100.0 | 100.0 | |
7.4 Minerali auriferi
Continua la tabella 7.9
| Sistema di depressione | Prodotto | Peso/% | Analisi/% (g · t⁻¹) | Distribuzione/% | ||||
| Au | Ag | Sb | Au | Ag | Sb | |||
| Na₂SO₃, NaHS, CaOpH 8,5 Cu, 10,5 Zn | Concentrato di rame | 3.05 | 32.5 | 28.1 | 2.80 | 68.3 | 87.4 | 2.3 |
| Concentrato di zinco | 5.65 | 1.20 | 0.55 | 54.8 | 4.7 | 3.2 | 84.6 | |
| Residui di lavorazione | 91.30 | 0.43 | 0.10 | 0.52 | 27.0 | 9.4 | 13.1 | |
| Feed | 100.00 | 1.45 | 0.98 | 3.66 | 100.0 | 100.0 | 100.0 | |
Minerali di rame-piombo-zinco contenenti oro
A causa della natura complessa di questi minerali e della necessità di un schema di reagenti relativamente complesso per il loro trattamento, il recupero dell’oro è generalmente inferiore a quello ottenibile da un minerale di piombo-zinco o di rame-zinco. Uno dei principali problemi associati alla flottazione dell’oro da questi minerali è legato alla mineralogia dell’oro. Una gran parte dell’oro è solitamente contenuta nella pirite, in particelle di dimensioni inferiori al micron. Se sono presenti oro elementare a grana grossa ed elettro, le superfici dell’oro sono spesso ricoperte di ferro o piombo, il che può comportare una sostanziale riduzione della flottabilità.
Il tipo di collettore e la configurazione del processo giocano un ruolo importante nel recupero dell’oro da questi minerali. Con un processo che prevede la flottazione in massa di Cu-Pb seguita dalla separazione di Cu-Pb, il recupero dell’oro è superiore a quello ottenuto con un processo di flottazione sequenziale di Cu-Pb. Nelle prove di laboratorio, un collettore di tipo Aerophine, in combinazione con lo xantato, ha avuto un effetto positivo sul recupero dell’oro rispetto ai collettori a base di diti fosfato o tionocarbammato. La tabella 7.10 mette a confronto i risultati metallurgici ottenuti con un collettore Aerophine con quelli ottenuti con un collettore a base di diti fosfato.
Tabella 7.10 Effetto del tipo di collettore sulla metallurgia di Cu-Pb-Zn-Au proviene da un minerale ad alto tenore di piombo, Crandon (USA)
| Collezionista | Prodotto | Peso/% | Analisi/% (g · t⁻¹) | Distribuzione/% | ||||||
| Au | Cu | Pb | Zn | Au | Cu | Pb | Zn | |||
| 30 g/t di xantato, 20 g/t di ditiofosfato, 3477 | Concentrato di rame | 2.47 | 22.4 | 25.5 | 1.20 | 4.50 | 41.6 | 78.6 | 2.3 | 1.3 |
| Concentrato di piombo | 1.80 | 2.50 | 0.80 | 51.5 | 8.30 | 3.4 | 1.8 | 71.3 | 1.7 | |
| Concentrato di zinco | 13.94 | 1.10 | 0.60 | 0.80 | 58.2 | 11.5 | 10.4 | 8.6 | 92.2 | |
| Tailing | 81.79 | 0.71 | 0.089 | 0.28 | 0.52 | 43.5 | 9.1 | 17.8 | 4.8 | |
| Feed | 100.00 | 1.33 | 0.80 | 1.30 | 8.80 | 100.0 | 100.0 | 100.0 | 100.0 | |
| 30 g/t di xantato, 20 g/t di aerofina 3418A | Concentrato di rame | 2.52 | 31.3 | 26.1 | 1.10 | 5.00 | 60.6 | 80.1 | 2.1 | 1.4 |
| Concentrato di piombo | 1.92 | 2.80 | 0.90 | 51.1 | 9.20 | 4.1 | 2.1 | 72.5 | 2.0 | |
| Concentrato di zinco | 13.91 | 0.90 | 0.50 | 0.72 | 58.5 | 9.6 | 8.5 | 7.4 | 92.5 | |
| Tailing | 81.65 | 0.41 | 0.093 | 0.30 | 0.44 | 25.7 | 9.3 | 18.0 | 4.1 | |
| Feed | 100.00 | 1.30 | 0.82 | 1.35 | 8.80 | 100.0 | 100.0 | 100.0 | 100.0 | |
Capitolo 7: Pratiche di arricchimento dei minerali metallici non ferrosi
Data la natura complessa dei minerali di Cu-Pb-Zn contenenti oro, anche gli schemi di trattamento con reagenti utilizzati sono complessi. È necessario ricorrere a modificatori di reagenti quali ZnSO₄, NaCN e calce, che hanno tutti un effetto negativo sulla flottazione dell’oro.
7.4.4 Conclusioni
La flottazione dei minerali auriferi, sia che abbia lo scopo di produrre concentrati sfusi destinati a ulteriori processi di recupero dell’oro (ad esempio, pirometallurgia, idrometallurgia), sia che miri al recupero dell’oro dai concentrati di metalli comuni, rappresenta un metodo di grande importanza per la concentrazione dell’oro e la riduzione dei costi a valle.
La flottazione dell'oro elementare, dell'elettrum e dei tellururi è solitamente molto efficiente, tranne quando questi minerali vengono separati da solfuri massicci di metalli comuni.
La flottazione dei solfuri auriferi da minerali contenenti solfuri di metalli comuni presenta numerose difficoltà e dovrebbe essere considerata come la flottazione del minerale specifico che contiene oro (ad esempio pirite, arsenopirite, rame, ecc.), poiché l’oro è solitamente associato a questi minerali in particelle di dimensioni micrometriche.
La scelta di una tecnica di flottazione per la preconcentrazione dell’oro dipende in larga misura dalla mineralogia del minerale, dalla composizione della ganga e dalla granulometria delle particelle d’oro. Non esiste un metodo universale per la flottazione dei minerali auriferi e il processo viene adattato alle caratteristiche del minerale. Per ogni minerale è necessario uno schema di reagenti e un diagramma di flusso specifici. Nella maggior parte degli impianti in funzione esistono margini di miglioramento per la metallurgia dell’oro. La maggior parte di questi miglioramenti deriva dalla scelta di schemi di reagenti più efficaci, inclusi collettori e modificatori.
Forse i minerali più difficili da trattare sono i solfuri carboniosi contenenti argilla.
Sono stati compiuti progressi significativi nelle opzioni di trattamento di questi minerali. Tra i nuovi metodi disponibili figurano nuovi attivatori di solfuri (ad esempio CuSO₄ trattato con ammine, sali di ammonio) e la flottazione con azoto gassoso.