EP0193109A2 - Verfahren zur Aufbereitung von Kaolinit durch Flotation - Google Patents

Verfahren zur Aufbereitung von Kaolinit durch Flotation Download PDF

Info

Publication number
EP0193109A2
EP0193109A2 EP86102193A EP86102193A EP0193109A2 EP 0193109 A2 EP0193109 A2 EP 0193109A2 EP 86102193 A EP86102193 A EP 86102193A EP 86102193 A EP86102193 A EP 86102193A EP 0193109 A2 EP0193109 A2 EP 0193109A2
Authority
EP
European Patent Office
Prior art keywords
flotation
kaolinite
feldspar
collectors
range
Prior art date
Legal status (The legal status is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the status listed.)
Granted
Application number
EP86102193A
Other languages
English (en)
French (fr)
Other versions
EP0193109A3 (en
EP0193109B1 (de
Inventor
Wolfgang Dr. Von Rybinski
Holger Dr. Tesmann
Bohuslav Prof. Dr. Dobias
Current Assignee (The listed assignees may be inaccurate. Google has not performed a legal analysis and makes no representation or warranty as to the accuracy of the list.)
Henkel AG and Co KGaA
Original Assignee
Henkel AG and Co KGaA
Priority date (The priority date is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the date listed.)
Filing date
Publication date
Application filed by Henkel AG and Co KGaA filed Critical Henkel AG and Co KGaA
Priority to AT86102193T priority Critical patent/ATE70469T1/de
Publication of EP0193109A2 publication Critical patent/EP0193109A2/de
Publication of EP0193109A3 publication Critical patent/EP0193109A3/de
Application granted granted Critical
Publication of EP0193109B1 publication Critical patent/EP0193109B1/de
Anticipated expiration legal-status Critical
Expired - Lifetime legal-status Critical Current

Links

Classifications

    • BPERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
    • B03SEPARATION OF SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS; MAGNETIC OR ELECTROSTATIC SEPARATION OF SOLID MATERIALS FROM SOLID MATERIALS OR FLUIDS; SEPARATION BY HIGH-VOLTAGE ELECTRIC FIELDS
    • B03DFLOTATION; DIFFERENTIAL SEDIMENTATION
    • B03D1/00Flotation
    • B03D1/02Froth-flotation processes
    • BPERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
    • B03SEPARATION OF SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS; MAGNETIC OR ELECTROSTATIC SEPARATION OF SOLID MATERIALS FROM SOLID MATERIALS OR FLUIDS; SEPARATION BY HIGH-VOLTAGE ELECTRIC FIELDS
    • B03DFLOTATION; DIFFERENTIAL SEDIMENTATION
    • B03D1/00Flotation
    • B03D1/001Flotation agents
    • B03D1/002Inorganic compounds
    • BPERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
    • B03SEPARATION OF SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS; MAGNETIC OR ELECTROSTATIC SEPARATION OF SOLID MATERIALS FROM SOLID MATERIALS OR FLUIDS; SEPARATION BY HIGH-VOLTAGE ELECTRIC FIELDS
    • B03DFLOTATION; DIFFERENTIAL SEDIMENTATION
    • B03D1/00Flotation
    • B03D1/001Flotation agents
    • B03D1/004Organic compounds
    • B03D1/012Organic compounds containing sulfur
    • BPERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
    • B03SEPARATION OF SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS; MAGNETIC OR ELECTROSTATIC SEPARATION OF SOLID MATERIALS FROM SOLID MATERIALS OR FLUIDS; SEPARATION BY HIGH-VOLTAGE ELECTRIC FIELDS
    • B03DFLOTATION; DIFFERENTIAL SEDIMENTATION
    • B03D2201/00Specified effects produced by the flotation agents
    • B03D2201/007Modifying reagents for adjusting pH or conductivity
    • BPERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
    • B03SEPARATION OF SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS; MAGNETIC OR ELECTROSTATIC SEPARATION OF SOLID MATERIALS FROM SOLID MATERIALS OR FLUIDS; SEPARATION BY HIGH-VOLTAGE ELECTRIC FIELDS
    • B03DFLOTATION; DIFFERENTIAL SEDIMENTATION
    • B03D2201/00Specified effects produced by the flotation agents
    • B03D2201/02Collectors
    • BPERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
    • B03SEPARATION OF SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS; MAGNETIC OR ELECTROSTATIC SEPARATION OF SOLID MATERIALS FROM SOLID MATERIALS OR FLUIDS; SEPARATION BY HIGH-VOLTAGE ELECTRIC FIELDS
    • B03DFLOTATION; DIFFERENTIAL SEDIMENTATION
    • B03D2203/00Specified materials treated by the flotation agents; Specified applications
    • B03D2203/02Ores
    • B03D2203/04Non-sulfide ores

Definitions

  • the invention relates to a process for the preparation of kaolinite by flotation, in particular a process by which kaolin and feldspar can be separated in the finest grain area and both minerals can be obtained in high yield in pure form.
  • Kaolinite is a naturally occurring industrial mineral, for whose diverse and different applications as a filler in the paper and ceramic industry, in the plastics industry, in the manufacture of paints, varnishes, rubber and cables, there is a growing and increasing demand.
  • Kaolinite arises from exogenous (weather, groundwater) and endogenous (hydrothermal hot solutions, deep vapors) influences with predominantly acidic pH values from feldspar (Ullmanns Encyclopedia of Technical Chemistry, Volume 13, page 509 (1977)).
  • feldspar Ullmanns Encyclopedia of Technical Chemistry, Volume 13, page 509 (1977)
  • raw kaolin which in addition to the main mineral kaolinite mostly also contains feldspar, quartz and various iron and titanium minerals, is usually carried out by wet processes in which the kaolinite-containing raw earth is suspended in water.
  • the following separation process is based on a separation of the different mineral components according to the grain size and the specific weight. Since the minerals quartz and feldspar accompanying the kaolinite are generally coarser ("antiparallel grain distribution"), it is possible to satisfactorily separate the coarser quartz and feldspar from kaolinite down to grain sizes of 20 ⁇ m (cf. M. Clement and HM Tröndle; Erzmetall 22, H. 3, 131 (1969)).
  • feldspar is a raw material that is sought after in the ceramic industry
  • the separation of kaolinite and feldspar from raw kaolin is aimed at obtaining a feldspar product in addition to the purest possible kaolinite, which meets the high demands for industrial use in glass and Ceramic industry is enough.
  • mechanical separation processes in aqueous turbidity are used for this.
  • the effectiveness of such separation processes reaches a limit if the grain sizes of kaolinite and feldspar are very close to each other in the fine grain range, since the specific weight of the two minerals (approx. 2.58 g / cm 3 ) is practical is equal to.
  • Flotation processes are used in mineral purification practice to remove heavy metal oxides, e.g. Oxides of iron and titanium, removed from kaolinite and thus improve the whiteness of the product.
  • Separate processes for the separation of kaolinite from quartz on the one hand and feldspar from quartz on the other hand by flotation of the minerals in the presence of an amine are also collectors from HM Trondle, M. Clement and B. Becher, Interceram 19, 185 and 268 (1970) according to Chemical Abstracts 74, 102589 u (1972). Hydrochlorides and hydroacetates of long-chain aliphatic amines were used as collectors in acidic turbidity.
  • polyvalent cations are adsorbed on the surfaces of the mineral particles which are suspended in the aqueous slurry and the flo can affect the minerality of these mineral particles within wide limits (B. Dobias, 6th International Congress for Surfactants, Zurich 1972, page 563 (1973)).
  • polyvalent cations are able to react with the collector surfactant to form complex compounds or poorly soluble precipitates, and in this way remove the surfactant from the desired adsorption process on the surface of the mineral particles.
  • this reduces the flotation yield unless increased amounts of the collector surfactant are used.
  • one and the same multivalent cation can have both activating and deactivating effects in the flotation of mineral particles for the selected collector (surfactant).
  • surfactant When which of the two properties dominates can only be determined empirically. As a rule, these effects, whose mechanisms of action are not fully known in detail, are more disruptive than beneficial in the flotation process itself. Preventing the undesired effect of polyvalent cations in the flotation process is therefore a special problem in the preparation of the respective minerals.
  • the invention therefore relates to a process for the selective separation of kaolinite and feldspar by flotation in aqueous slurry, which is characterized in that the flotation is carried out at a pH of the slurry, which occurs naturally when the mineral mixture is slurried in water water-soluble salts with trivalent metal ions as activators and depressors and in the presence of cationic or anionic surfactants as collectors and, if appropriate, with the addition of other auxiliaries customary in flotation.
  • the pH at which the process is carried out according to the invention is generally in the range between 5 and 8. This pH then results if the solid mineral mixtures are slurried in tap water or fully demineralized water or the mineral mixture is washed out of the rock under high pressure with water jet and brought to light.
  • activating acids for example hydrohalic acid or sulfuric acid
  • salts of trivalent metal ions are also added to the aqueous slurries as activators or depressors.
  • Salts or polysalts of aluminum and iron (III) salts are used.
  • the sulfuric salts of trivalent metals are used with advantage.
  • the concentration of the salts is in the range from 50 to 2000 g / t, preferably 100 to 1000 g / t, based on the anhydrous metal salt.
  • Aluminum salts for example aluminum sulfate, are particularly preferably used according to the present invention. It has been found that the Al (III) ion in aqueous slurries at pH values in the Be - rich to 8 activating effect on kaolinite and deactivating, ie pressing, acts from 5 to feldspar. By adding aluminum salts to the aqueous slurry, concentrates with a higher kaolinite concentration are obtained during flotation. At the same time, the kaolinite output is increased, so that feldspar in a higher purity is also obtained as a flotation residue.
  • Cationic or anionic surfactants can be used as collectors in the process according to the invention.
  • Compounds from the group of monoalkyltrimethylammonium compounds, dialkyldimethylammonium compounds, alkylarylammonium compounds, alkylamines, hydroxylamines and / or hydroxyalkylamine polyglycol ethers are used as cationic surfactants, the compounds mentioned preferably containing alkyl groups having 12 to 18 carbon atoms.
  • Preferred aryl radicals are phenyl and / or benzyl radicals.
  • the use of aluminum ions in the separation of kaolinite and feldspar achieved by flotation in particular enables a process to be carried out with the addition of anionic surfactants as collectors.
  • the flotation with anionic collectors has surprisingly been found to be particularly advantageous over the flotation with cationic surfactants in that heavy mineral components present in the ore can be separated from the kaolinite before the flotation, which leads to a higher degree of whiteness of the kaolinite concentrate and also an improved quality of the feldspar residue.
  • the subsequent processing of the kaolinite is facilitated in that anionic surfactants can be more easily desorbed from the surface of the kaolinite particles than cationic surfactants. It should also be borne in mind that anionic surfactants should be preferred over cationic surfactants due to their environmental behavior alone.
  • nonionic additives for example fatty alcohol, alkyl polyglycol ethers and / or alkylphenol polyglycol ethers.
  • the concentration of surfactants used as collectors according to the invention is in the range from 50 to 2000 g / t, preferably from 100 to 1000 g / t.
  • auxiliaries known to be used in flotation can be added for the separation of kaolinite and feldspar from the aqueous slurry caused by flotation.
  • auxiliaries are foaming agents on the one hand or anti-foaming agents on the other hand, which, in contrast to methods known from the prior art, are not absolutely necessary.
  • the first component is floated in the mineral mixture of kaolinite and feldspar, while feldspar with surprisingly high purity is obtained as a flotation residue in comparison with processes from the prior art.
  • the respective flotation steps are repeated, depending on the quality requirements for the products, a selective separation of the two components being achieved, particularly in the fine grain area.
  • a further post-cleaning step is sufficient to obtain concentrates with a kaolinite content between 93 and 97%.
  • the kaolinite fraction obtained by flotation is worked up in subsequent process steps.
  • the surfactants adsorbed on the surface are desorbed.
  • the binding of the surfactant molecule to the negatively charged surface of the kaolinite particles takes place via the ion bridges consisting of trivalent metal ions, so that the anionic surfactants can be desorbed more easily from the surface of the kaolinite than cationic surfactant molecules.
  • the quartz content of the raw products in question for the flotative separation of kaolinite and feldspar is due to a previously current separation process extremely low, so that quartz does not have to be separated.
  • the flotation experiments were carried out in a Humboldt-Wedag laboratory flotation cell of 1 1 or 2 1 content with a kaolinite / feldspar / quartz fraction with a particle size of 90% less than 20 ⁇ m. This fraction was taken from the intermediate stage of a conventional kaolinite processing plant.
  • the selectivity of the flotation i.e. The content of kaolinite and feldspar in the concentrate or in the flotation residue was determined using the known method of loss on ignition (DIN 51 081 for testing ceramic raw materials through change in weight during annealing (July 1979)).
  • the minerals mixture was treated 5 min in the flotation cell, wherein, in the examples 2 to 4 activating additives (sulfuric acid and / or aluminum-m i niumsulfat) were added.
  • activating additives sulfuric acid and / or aluminum-m i niumsulfat
  • the aqueous solution of a cationic collector Araphen R G2D was then added.
  • the flotation was carried out with the addition of a commercially available foamer (Araphen R G2 D 1 5 ).
  • Example 2 While, according to Example 1 (without activating additives), an extremely poor separation performance of the flotation was achieved both with regard to the kaolinite output in the concentrate and with regard to the kaolinite content in the flotation residue, the selectivity could be improved by the addition of sulfuric acid (Example 2).
  • the addition of aluminum sulfate significantly improved the selectivity in the flotation, so that concentrates with a high kaolinite content were obtained in a single post-cleaning step.
  • cetylpyridinium chloride as a cationic collector, a significant increase in the selectivity of the separation and an increase in the amount applied were measured when aluminum sulfate was added.

Landscapes

  • Chemical & Material Sciences (AREA)
  • Inorganic Chemistry (AREA)
  • Silicates, Zeolites, And Molecular Sieves (AREA)
  • Paper (AREA)
  • Emulsifying, Dispersing, Foam-Producing Or Wetting Agents (AREA)
  • Treatment Of Sludge (AREA)

Abstract

Die Erfindung betrifft ein Verfahren zur selektiven Trennung von Kaolinit und Feldspat durch Flotation in wässriger Trübe, dadurch gekennzeichnet, daß man die Flotation bei dem pH-Wert der Trübe, der sich natürlicherweise bei Aufschlämmen der Mineralienmischung in Wasser einstellt, unter Verwendung von Wasserlöslichen Salzen mit dreiwertigen Metallionen als Aktivatoren und Depressoren und in Gegenwart Kationischer und/oder anionischer Tenside als Sammler sowie gegebenenfalls unter Zusatz sonstiger, in der Flotation üblicher Hilfsstoffe durchführt.

Description

  • Die Erfindung betrifft ein Verfahren zur Aufbereitung von Kaolinit durch Flotation, insbesondere ein Verfahren, durch das Kaolin und Feldspat im Feinstkornbereich getrennt und beide Mineralien in Reinform in hohen Ausbeuten erhalten werden können.
  • Kaolinit ist ein natürlich vorkommendes Industriemineral, für dessen vielfältige und unterschiedliche Anwendungen als Füllstoff in der Papier- und Keramikindustrie, in der Kunststoffindustrie, bei der Herstellung von Farben, Lacken, Gummi und Kabeln ein großer und steigender Bedarf besteht. Kaolinit entsteht durch exogene (Witterung, Grundwasser) und endogene (hydrothermale heiße Lösungen, Tiefendämpfe) Einflüsse bei überwiegend sauren pH-Werten aus Feldspat (Ullmanns Enzyklopädie der technischen Chemie, Band 13, Seite 509 (1977)). Hohe Qualitätsansprüche an das Kaolinit-Produkt in Bezug auf die Reinheit sind umso schwieriger zu erfüllen, je höher in bestehenden und neu er-: schlossenen Kaolinit-Lagerstätten die Anteile von noch nicht kaolinisiertem Feldspat und Quarz sind. Kaolinit muß selektiv von diesen Begleitgesteinen abgetrennt werden.
  • Die Aufbereitung des Rohkaolins, der neben dem Hauptmineral Kaolinit meist auch noch Feldspat, Quarz sowie verschiedene Eisen- und Titanminerale enthält, erfolgt meist durch nasse Verfahren, in denen die kaolinithaltige Roherde in Wasser aufgeschlämmt wird. Dem folgenden Trennprozeß liegt eine Trennung der verschiedenen Mineralanteile nach der Korngröße und dem spezifischen Gewicht zugrunde. Da die den Kaolinit begleitenden Mineralien Quarz und Feldspat im allgemeinen gröber sind ("antiparallele Kornverteilung"), gelingt es so, den gröberen Quarz und Feldspat bis zu Korngrößen von 20 µm von Kaolinit befriedigend abzutrennen (vgl. M. Clement und H. M. Tröndle; Erzmetall 22, H. 3, 131 (1969)).
  • Unter dem Aspekt, daß auch Feldspat ein in der keramischen Industrie begehrtes Rohmaterial ist, wird bei der Trennung von Kaolinit und Feldspat aus Rohkaolin angestrebt, neben möglichst reinem Kaolinit zugleich ein Feldspatprodukt zu erhalten, das hohen Ansprüchen für eine industrielle Verwertung in der Glas- und Keramikindustrie genügt. Bekanntermaßen werden dazu mechanische Trennverfahren in wässriger Trübe angewendet. Die Effektivität derartiger Trennverfahren erreicht jedoch dann eine Grenze, wenn die Korngrößen von Kaolinit und Feldspat im Feinstkornbereich sehr nahe beieinander liegen, da das spezifische Gewicht der beiden Minerale (ca. 2,58 g / cm3) praktisch gleich ist. In einem solchen Fall ist der Anspruch auf hohe Reinheit beider Endprodukte, Kaolinit und Feldspat, mit einem Verlust in den unauftrennbaren Kornklassen (Feinstkornbereich) verbunden, der wirtschaftlich deutlich ins Gewicht fällt. Die Trennung von Kaolinit und Feldspat in wässriger Trübe wird im einzelnen erläutert in B. M. Coope, Industrial Minerals, 1979, 33 bis 49 und H. H. Murray, Int. J. of Mineral Processing 7, 263 (1980).
  • Flotationsverfahren werden in der Praxis der Mineralienreinigung verwendet, um Schwermetalloxide, z.B. Oxide des Eisens und Titans, aus Kaolinit zu entfernen und damit den Weißgrad des Produkts zu verbessern. Auch sind getrennte Verfahren zur Abtrennung von Kaolinit von Quarz einerseits und Feldspat von Quarz andererseits durch Flotation der Mineralien in Gegenwart eines Amins'als Sammler aus H. M. Tröndle, M. Clement und B. Becher, Interceram 19, 185 und 268 (1970) entsprechend Chemical Abstracts 74, 102589 u (1972) bekannt. Als Sammler in sauren Trüben wurden Hydrochloride und Hydroacetate von langkettigen aliphatischen Aminen verwendet.
  • Flotationsversuche mit Kaolin-Quarz- bzw. Feldspat-Quarz-Mischungen werden ebenfalls in H. M. Tröndle, M. Clement und B. Brehler, Keramische Zeitschrift 21, 423 und 489 (1969), entsprechend Chemical Abstracts 72, 102251 m (1970) beschrieben. Fluorwasserstoff- und chlorwasserstoffsaure wässrige Trüben wurden mit langkettigen aliphatischen Aminen als Sammlern zur Tren- nung der jeweiligen Kaolinit- bzw. Feldspat-Mineralien von Quarz.eingesetzt. Im Verfahren der Trennung des Kaolinits von Quarz wurde zudem gefunden, daß eine starke Abnahme des Kaolinitausbringens bei alkalischen pH-Werten der wässrigen Trübe darauf zurückzuführen ist, daß die undissoziierten Aminmoleküle, die gemäß der nachfolgenden Gleichung (1) entstehen, nicht mehr an der negativ geladenen Kaolinoberfläche adsorbieren und damit die Austragung des Kaolinit-Anteils der Trübe mit Hilfe des Ammoniumsalzes verhindern.
    Figure imgb0001
  • Für die Aufbereitung von kaolinit- und feldspathaltigen wässrigen Trüben ist insbesondere des Bereich der Feinstkörnung beider mineralischen Partikel interessant; eine Trennung der beiden Mineralien in diesem Kornbereich im industriellen Maßstab ist bisher nicht möglich. Dieser Bereich spielt jedoch insofern in der Praxis eine hervorragende Rolle als bei der Auswaschung der Kaolinit und Feldspat enthaltenden Lagerstätten Mineraliengemische mit einer Kornverteilung von 90 % kleiner als 30 µm für Kaolinit und 10 % kleiner als 30 um für Feldspat anfallen. Für die Verwendung in der Keramik geeignete Kaoline weisen sogar einen Feinstkornanteil (kleiner als 2 µm) von 50 % und mehr auf. Im Bereich dieser Korngrößen bereitet die selektive Flotation in wässriger Trübe große Probleme. Die unmittelbare Flotation zur Trennung von Kaolinit und Feldspat in diesem Kornbereich wurde bisher nicht beschrieben.
  • Es ist bekannt, daß mehrwertige Kationen an den Oberflächen der Mineralpartikel, die in der wässrigen Trübe aufgeschlämmt sind, adsorbiert werden und die Flotierbarkeit dieser Mineralpartikel in weiten Grenzen beeinflussen können (B. Dobias, 6. Internationaler Kongreß für grenzflächenaktive Stoffe, Zürich 1972, Seite 563 (1973)). Außerdem sind mehrwertige Kationen in der Lage, mit dem Sammlertensid unter Bildung von Komplexverbindungen oder schwer löslichen Niederschlägen zu reagieren und auf diese Weise das Tensid dem erwünschten Adsorptionsvorgang an der Oberfläche der Mineralpartikel zu entziehen. Damit sinkt erfahrungsgemäß die Flotationsausbeute, wenn nicht erhöhte Mengen des Sammlertensids eingesetzt werden.
  • Ein und dasselbe mehrwertige Kation kann - je nach der Zusammensetzung des durch Flotation aufzubereitenden Systems - für den gewählten Sammler (Tensid) sowohl aktivierende wie deaktivierende Wirkung bei der Flotation von Mineralpartikeln zeigen. Wann welche der beiden Eigenschaften dominiert, ist nur empirisch zu ermitteln. In der Regel wirken sich diese Effekte, deren Wirkungsmechanismen im Detail nicht vollständig bekannt sind, im Flotationsprozeß selbst eher störend als förderlich aus. Die unerwünschte Wirkung mehrwertiger Kationen im Flotationsvorgang zu unterbinden, ist daher ein spezielles Problem in der Aufbereitung der jeweiligen Mineralien.
  • Die aktivierende bzw. deaktivierende ("drückende") Wirkung mehrwertiger Metallkationen auf silikatische Mineralien ist zum Teil aus der Literatur bekannt. So wird in Chemical Abstracts 68, 116 041a (1968) berichtet, daß Aluminium-, Eisen- und Calciumionen einen aktivierenden Effekt bei der Flotation von Quarz, Feldspat und Sillimanit haben. Wird dabei die Konzen- tration an Eisen(III)- und Aluminium(III)-Salzen auf Werte oberhalb von 300 mg pro Liter erhöht, tritt in sauren und alkalischen pH-Wert Bereichen ein deutlicher Rückgang der aktivierenden Wirkung bei der Silikatflotation ein.
  • Die Verwendung kationischer Sammler in sauren Medien bei der Flotationstrennung von Quarz-Feldspat-Sanden in Gegenwart von Kupfer(II)-, Calcium-, Eisen(III)-und Aluminium(III)-Ionen wird in Chemical Abstracts 71, 5014h (1969) beschrieben. In stark schwefelsauren oder salzsauren Medien wirken die genannten Kationen aktivierend auf Feldspat und drückend auf Quarz.
  • In Chemical Abstracts 79, 147 840p (1973) wird die Feldspattrennung von begleitenden Materialien durch Flotation in Gegenwart von aliphatischen Aminen oder Petroleum-Sulfonaten in stark schwefelsauren Lösungen beschrieben. Den wässrigen Trüben werden Si02, Al203 und Fe203 als Aktivatoren zugesetzt, wobei mit steigenden Konzentrationen an Sammlern die Ausbringung an Feldspat aus den Trüben ansteigt.
  • In Neue Bergbautechnik 9, 349 (1979), entsprechend Chemical Abstracts 92, 150 570 (1980) wird beschrieben, daß Aluminiumtrichlorid bei der wässrigen Flotation von Feldspat-Quarz-Mischungen in Gegenwart langkettiger aliphatischer Amine eine aktivierende Wirkung auf Feldspat und eine drückende Wirkung auf Quarzanteile in der Trübe ausübt. Das Problem der Trennung von Kaolinit und Feldspat in wässrigen Trüben wird jedoch in keiner der genannten Literaturstellen angesprochen.
  • Es wurde nun gefunden, daß es zur Trennung von Kaolinit und Feldspat durch Flotation keineswegs notwendig ist, die wässrige Trübe mit Hilfe von Halogenwasserstoffsäuren oder Schwefelsäure auf stark saure pH-Werte einzustellen. Eine selektive Trennung von Kaolinit und Feldspat gelingt vielmehr auch bei natürlichem pH-Wert, der sich bei Aufschlämmung der Mineralien in Wasser auf einen Wert von 5 bis 8 einstellt. Es wurde außerdem gefunden, daß im natürlichen pH-Wert-Bereich der Zusatz dreiwertiger Metallionen, beispielsweise Al3+ oder Fe3+, in Form entsprechender Salze, die Selektivität bei der Flotationstrennung von Kaolinit und Feldspat im Feinstkornbereich deutlich verbessert. Es wurde weiterhin gefunden, daß bei Einstellung der wässrigen Trübe auf natürliche pH-Werte und Verwendung dreiwertiger Metallionen die Flotation mit anionischen Tensiden als Sammlern gegenüber der kationischen Flotation vorteilhaft ist.
  • Die Erfindung betrifft daher ein Verfahren zur selektiven Trennung von Kaolinit und Feldspat durch Flotation in wässriger Trübe, das dadurch gekennzeichnet ist, daß man die Flotation bei einem pH-Wert der Trübe, der sich natürlicherweise bei Aufschlämmen der Mineralienmischung in Wasser einstellt, unter Verwendung von wasserlöslichen Salzen mit dreiwertigen Metallionen als Aktivatoren und Depressoren und in Gegenwart kationischer oder anionischer Tenside als Sammlern sowie gegebenenfalls unter Zusatz sonstiger, in der Flotation üblicher Hilfsstoffe durchführt.
  • Der pH-Wert, bei dem das Verfahren erfindungsgemäß durchgeführt wird, liegt im allgemeinen im Bereich zwischen 5 und 8. Dieser pH-Wert ergibt sich dann, wenn die in fester Form abgebauten Mineralienmischungen in Leitungswasser oder vollentsalztem Wasser aufgeschlämmt werden oder die Mineralienmischung unter hohem Druck mit Wasserstrahlung aus dem Felsgestein ausgewaschen und zutage gefördert wird. Der Zusatz großer Mengen aktivierender Säuren, beispielsweise Halogenwasserstoffsäure oder Schwefelsäure, zur Einstellung eines stark sauren pH-Wertes, wie er aus dem Stand der Technik bei derartigen Flotationsverfahren zwingend einzustellen war, ist für das Erreichen einer effektiven und selektiven Trennung von Kaolinit und Feldspat gemäß der Erfindung nicht mehr erforderlich.
  • Erfindungsgemäß werden den wässrigen Trüben außerdem als Aktivatoren bzw. Depressoren Salze dreiwertiger Metallionen zugesetzt. Dabei werden Salze oder Polysalze des Aluminiums und Eisen(III)-Salze verwendet. In der Praxis werden mit Vorteil die schwefelsauren Salze dreiwertiger Metalle eingesetzt. Die Konzentration der Salze liegt dabei im Bereich von 50 bis 2000 g/t, bevorzugt bei 100 bis 1000 g/t, bezogen auf das wasserfreie Metallsalz.
  • Besonders bevorzugt werden gemäß der vorliegenden Erfindung Aluminiumsalze, beispielsweise Aluminiumsulfat, verwendet. Es wurde nämlich gefunden, daß das Al(III)-Ion in wässrigen Trüben bei pH-Werten im Be- reich von 5 bis 8 aktivierend auf Kaolinit und desaktivierend, d.h. drückend, auf Feldspat einwirkt. Durch die Zugabe von Aluminiumsalzen zur wässrigen Trübe werden bei der Flotation Konzentrate mit höherer Kaolinitkonzentration erhalten. Gleichzeitig wird die Ausbringung an Kaolinit gesteigert, so daß als Flotationsrest auch Feldspat in einer höheren Reinheit anfällt.
  • Als Sammler können in dem erfindungsgemäßen Verfahren kationische oder anionische Tenside verwendet werden. Als kationische Tenside werden dazu Verbindungen aus der Gruppe Monoalkyltrimethylammoniumverbindungen, Dialkyldimethylammoniumverbindungen, Alkylarylammoniumverbindungen, Alkylamine, Hydroxylamine und/oder Hydroxyalkylaminpolyglykolether verwendet, wobei die genannten Verbindungen bevorzugt Alkylgruppen mit 12 bis 18 C-Atomen enthalten. Als Arylreste kommen bevorzugt Phenyl- und/oder Benzylreste in Frage.
  • Der Einsatz von Aluminiumionen bei der durch Flotation erreichten Trennung von Kaolinit und Feldspat ermöglicht jedoch insbesondere eine Verfahrensführung unter Zusatz anionischer Tenside als Sammler. Die Flotation mit anionischen Sammlern hat sich überraschenderweise insofern als besonders vorteilhaft gegenüber der Flotation mit kationischen Tensiden herausgestellt, als im Erz vorhandene Schwermineralanteile vor der Flotation von Kaolinit abgetrennt werden können, was zu einem höheren Weißegrad des Kaolinitkonzentrates und einer ebenfalls verbesserten Qualität des Feldspatrestes führt. Zudem wird die nachfolgende Aufbereitung des Kaolinits insofern erleichtert, als anionische Tenside leichter von der Oberfläche der Kaolinitteilchen desorbiert werden können als kationische Tenside. Zudem ist zu berücksichtigen, daß allein schon aufgrund ihres Umweltverhaltens anionische Tenside gegenüber kationischen Tensiden zu bevorzugen sind.
  • Als anionische Tenside werden bevorzugt Verbindungen aus der Gruppe Fettsäuren, Alkylsulfate, Alkylethersulfate, Alkylbenzolsulfonate, Petrolsulfonate, Estersulfonate, Alkylsulfosuccinate, Alkylsulfosuccinamide, Alkylphosphate und/oder Alkyletherphosphate verwendet. Dabei finden besonders bevorzugt Alkylbenzolsulfonate, Petrolsulfonate, Fettalkoholsulfate, Estersulfonate und/oder Alkylsulfosuccinate mit den oben genannten Kettenlängen der Alkylreste Verwendung.
  • Gemäß dem Verfahren der vorliegenden Erfindung ist es auch möglich, Mischungen von kationischen und anionischen Tensiden mit nichtionischen Zusätzen, beispielsweise Fettalkohol, Alkylpolyglykolethern und/oder Alkylphenolpolyglykolethern, zu verwenden.
  • Die Konzentration an Tensiden, die erfindungsgemäß als Sammler verwendet werden, liegt im Bereich von 50 bis 2000 g/t, bevorzugt bei 100 bis 1000 g/t.
  • Erfindungsgemäß können für die durch Flotation bewirkte Trennung von Kaolinit und Feldspat der wässrigen Trübe weitere, in der Flotation bekanntermaßen verwendete Hilfsstoffe zugesetzt werden. Als solche Hilfsstoffe sind beispielsweise Schäumer einerseits oder Antischaummittel andererseits zu nennen, die im Gegensatz zu aus dem Stand der Technik bekannten Verfahren jedoch nicht zwingend notwendig sind.
  • Bei Verwendung der erfindungsgemäß vorgesehenen Bestandteile wird in der Mineralienmischung von Kaolinit und Feldspat die erste Komponente flotiert, während Feldspat mit im Vergleich zu Verfahren aus dem Stand der Technik überraschend hoher Reinheit als Flotationsrest anfällt. Die jeweiligen Flotationsschritte werden - in Abhängigkeit von den Qualitätsanforderungen an die Produkte - gegebenenfalls wiederholt, wobei insbesondere im Feinstkornbereich eine selektive Trennung der beiden Komponenten erreicht wird. Erfindungsgemäß reicht ein weiterer Nachreinigungsschritt aus, um Konzentrate mit einem Kaolinitgehalt zwischen 93 und 97 % zu erhalten.
  • Der durch Flotation erhaltene Kaolinitanteil wird in nachfolgenden Verfahrensschritten aufgearbeitet. Dabei werden die auf der Oberfläche adsorbierten Tenside desorbiert. Bei den bevorzugt verwendeten anionischen Tensiden erfolgt die Bindung des Tensidmoleküls an die negativ geladene Oberfläche der Kaolinitpartikel über die aus dreiwertigen Metallionen bestehenden Ionenbrücken, so daß die anionischen Tenside leichter von der Oberfläche des Kaolinits desorbiert werden können als kationische Tensidmoleküle.
  • Ein weiterer Vorteil des erfindungsgemäßen Verfahrens ist darin zu sehen, daß die durch anionische oder kationische Tenside bewirkte Flotation von Kaolinit in Gegenwart von dreiwertigen Metallionen, bevorzugt Aluminium(III)-Ionen, weitgehend unabhängig ist von der Wasserhärte und vom Gehalt der Trübe an indifferenten Elektrolyten. Zweiwertige Ionen, beispielsweise Cal- cium- oder Magnesiumionen, verbessern zwar ebenfalls die Selektivität bei der Flotation der Kaolinit-/Feldspat-Mineralmischung, jedoch tritt dieser Effekt erst bei sehr hohen Ionenkonzentrationen ein, die den Zusatz der genannten Ionen zur Flotationstrübe unwirtschaftlich machen würden.
  • Besonders bewährt hat sich die durch Flotation bewirkte selektive Trennung von Kaolinit und Feldspat gemäß der Erfindung im Bereich geringer Korngrößen der beteiligten Mineralien, d.h. insbesondere dann, wenn herkömmliche Trennverfahren große Probleme mit sich brachten. Korngrößen im Bereich von 30 bis 2 um werden für die Anwendung des erfindungsgemäßen Verfahrens bevorzugt.
  • Normalerweise ist bei den für die flotative Trennung von Kaolinit und Feldspat in Frage kommenden Rohprodukten der Quarzgehalt aufgrund eines vorher durchlaufenen Trennprozesses außerordentlich gering, so daß Quarz nicht abgetrennt werden muß. Es ist jedoch auch möglich, bei hohem Quarzgehalt des Rohproduktes nach der Flotation von Kaolinit durch erneute Aktivierung mit Aluminiumionen und Zugabe eines Sammlers Feldspat zur Abtrennung von Quarz zu flotieren. Dies geschieht dann praktisch nach aus dem Stand der Technik bekannten Verfahren.
  • Die Erfindung wird durch die nachstehenden Beispiele näher erläutert.
  • Die Flotationsversuche wurden in einer Humboldt-Wedag-Laborflotationszelle von 1 1 bzw. 2 1 Inhalt mit einer Kaolinit/Feldspat/Quarz-Fraktion einer Teilchengröße von 90 % kleiner 20 µm durchgeführt. Diese Fraktion war der Zwischenstufe einer herkömmlichen Kaolinit-Aufbereitungsanlage entnommen worden.
  • Die Selektivität der Flotation, d.h. der Gehalt an Kaolinit und Feldspat im Konzentrat bzw. im Flotationsrest, wurde nach der bekannten Methode über den Glühverlust (DIN 51 081 zur Prüfung keramischer Roh- und Werkstoffe durch Gewichtsänderung beim Glühen (Juli 1979)) ermittelt.
  • Beispiele 1 bis 4
  • Die Mineralienmischung wurde 5 min in der Flotationszelle vorbehandelt, wobei in den Beispielen 2 bis 4 aktivierende Zusätze (Schwefelsäure und/oder Alumi-niumsulfat) zugegeben wurden. Anschließend wurde die wässrige Lösung eines kationischen Sammlers AraphenR G2D zugesetzt. Die Flotation erfolgte unter Zusatz eines handelsüblichen Schäumers (AraphenR G2D15).
  • Die Ergebnisse sind der nachfolgenden Tabelle 1 zu entnehmen.
    Figure imgb0002
  • Ergebnis:
  • Während gemäß Beispiel 1 (ohne aktivierende Zusätze) eine ausgesprochen schlechte Trennleistung der Flotation sowohl hinsichtlich der Ausbringung an Kaolinit im Konzentrat als auch hinsichtlich des Kaolinitgehaltes im Flotationsrest erzielt wurde, konnte durch den Schwefelsäurezusatz (Beispiel 2) die Selektivität verbessert werden. Der Zusatz von Aluminiumsulfat verbesserte die Selektivität bei der Flotation erheblich, so daß schon durch einen einzigen Nachreinigungsschritt Konzentrate mit einem hohen Kaolinitgehalt erhalten wurden.
  • Beispiele 5 bis 7
  • Anstelle des kationischen Sammlers der Beispiele 1 bis 4 wurde Cetylpyridiniumchlorid als kationischer Sammler eingesetzt. Die Ergebnisse sind der nachfolgenden Tabelle 2 zu entnehmen.
    Figure imgb0003
  • Ergebnis:
  • Auch bei Verwendung von Cetylpyridiniumchlorid als kationischem Sammler wurde eine deutliche Erhöhung der Selektivität der Trennung sowie eine Erhöhung der ausgebrachten Menge bei Zugabe von Aluminiumsulfat gemessen.
  • Beispiele 8 bis 11
  • Im Unterschied zu den Beispielen 1 bis 7 wurde die Flotation mit einem anionischen Sammler (Natriumalkylbenzolsulfonat) in Abwesenheit (Beispiel 8) bzw. in Gegenwart (Beispiele 9 bis 11) aktivierender Zusätze durchgeführt. Die Ergebnisse sind der nachfolgenden Tabelle 3 zu entnehmen.
    Figure imgb0004
  • Ergebnis:
  • Während die Verwendung eines anionischen Sammlers in Abwesenheit aktivierender Zusätze relativ schlechte Ergebnisse hinsichtlich der Ausbringung an Kaolinit und dem Restgehalt an Kaolinit im Flotationsrest erbrachte, wurde bei Zusatz von Al(III)-Ionen zur Flotationslösung eine selektive Trennung von Kaolinit und Feldspat erreicht, wobei sowohl die Ausbringung an Kaolinit als auch der Gehalt an Kaolinit im Flotationsrest deutlich günstiger waren als bei Verwendung von Schwefelsäure als Aktivator.

Claims (11)

1. Verfahren zur selektiven Trennung von Kaolinit und Feldspat durch Flotation in wässriger Trübe, dadurch gekennzeichnet, daß man die Flotation
a) bei dem pH-Wert der Trübe, der sich natürlicherweise bei Aufschlämmen der Mineralienmischung in Wasser einstellt,
b) unter Verwendung von wasserlöslichen Salzen mit dreiwertigen Metallionen als Aktivatoren und Depressoren und
c) in Gegenwart kationischer und/oder anionischer Tenside als Sammler sowie
d) gegebenenfalls unter Zusatz sonstiger, in der Flotation üblicher Hilfsstoffe
durchführt.
2. Verfahren nach Anspruch 1, dadurch gekennzeichnet, daß man die Flotation bei einem pH-Wert im Bereich von 5 bis 8 durchführt.
3. Verfahren nach Ansprüchen 1 und 2, dadurch gekennzeichnet, daß man als wasserlösliche Salze Chloride und/oder Sulfate dreiwertiger Metallionen verwendet.
4. Verfahren nach Ansprüchen 1 bis 3, dadurch gekennzeichnet, daß man als Salze dreiwertiger Metallionen Aluminium- und/oder Eisen(III)-Salze verwendet.
5. Verfahren nach Ansprüchen 1 bis 4, dadurch gekennzeichnet, daß man Aluminiumsulfat als Aktivator verwendet.
6. Verfahren nach Ansprüchen 1 bis 5, dadurch gekennzeichnet, daß man die Aktivatorkonzentration auf einen Bereich von 50 bis 2000 g/t, bevorzugt auf 100 bis 1000 g/t, bezogen auf das wasserfreie Salz, einstellt.
7. Verfahren nach Ansprüchen 1 bis 6, dadurch gekennzeichnet, daß man anionische Tenside als Sammler verwendet.
8. Verfahren nach Ansprüchen 1 bis 7, dadurch gekennzeichnet, daß man die Sammlerkonzentration auf einen Bereich von 50 bis 2000 g/t, bevorzugt auf einen Bereich von 100 bis 1000 g/t, einstellt.
9. Verfahren nach Ansprüchen 1 bis 8, dadurch gekennzeichnet, daß man als anionische Sammler Alkylbenzolsulfonate, Petrolsulfonate, Fettalkoholsulfate, Estersulfonate und/oder Alkylsulfosuccinate verwendet, in denen die Alkylreste 12 bis 18 C-Atome aufweisen.
10. Verfahren nach Ansprüchen 1 bis 9, dadurch gekennzeichnet, daß man der Flotationstrübe einen Schäumer zusetzt.
11. Verfahren nach Ansprüchen 1 bis 10, dadurch gekennzeichnet, daß man zur Schaumregulierung ein Antischaummittel zusetzt.
EP86102193A 1985-02-27 1986-02-20 Verfahren zur Aufbereitung von Kaolinit durch Flotation Expired - Lifetime EP0193109B1 (de)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
AT86102193T ATE70469T1 (de) 1985-02-27 1986-02-20 Verfahren zur aufbereitung von kaolinit durch flotation.

Applications Claiming Priority (2)

Application Number Priority Date Filing Date Title
DE19853506808 DE3506808A1 (de) 1985-02-27 1985-02-27 Verfahren zur aufbereitung von kaolinit durch flotation
DE3506808 1985-02-27

Publications (3)

Publication Number Publication Date
EP0193109A2 true EP0193109A2 (de) 1986-09-03
EP0193109A3 EP0193109A3 (en) 1989-11-08
EP0193109B1 EP0193109B1 (de) 1991-12-18

Family

ID=6263637

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
EP86102193A Expired - Lifetime EP0193109B1 (de) 1985-02-27 1986-02-20 Verfahren zur Aufbereitung von Kaolinit durch Flotation

Country Status (4)

Country Link
US (2) US4714544A (de)
EP (1) EP0193109B1 (de)
AT (1) ATE70469T1 (de)
DE (2) DE3506808A1 (de)

Cited By (3)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
DE3615385A1 (de) * 1985-05-22 1986-11-27 Skw Trostberg Ag, 8223 Trostberg Verfahren zur trennung von mineralien durch flotation
EP2205367A1 (de) * 2007-10-02 2010-07-14 Institut National de la Recherche Scientifique Verfahren, dekontaminierendes und chemisches kit zur dekontaminierung von durch metalle und hydrophobe organische verbindungen verschmutzten medien
WO2019234257A1 (de) 2018-06-08 2019-12-12 Sms Group Gmbh Trockenaufbereitung von kaolin bei der herstellung von hpa

Families Citing this family (6)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US5411149A (en) * 1992-08-11 1995-05-02 Arch Development Corporation Aqueous biphasic extraction process with pH and particle control
US7250494B2 (en) * 1998-06-15 2007-07-31 Biosynexus Incorporated Opsonic monoclonal and chimeric antibodies specific for lipoteichoic acid of Gram positive bacteria
FR2855829B1 (fr) * 2003-06-06 2005-09-09 Valois Sas Joint de valve et dispositif de distribution de produit fluide comportant un tel joint
EP2343131B1 (de) * 2010-01-08 2016-03-30 Université de Lorraine Flotationsverfahren zur Rückgewinnung von Feldspat aus einem Feldspaterz
CN113231193B (zh) * 2021-05-14 2023-08-15 中国地质科学院郑州矿产综合利用研究所 一种高岭土尾矿制备高纯石英砂的方法
CN115582207B (zh) * 2022-08-26 2024-10-18 中南大学 一种用于弱碱性环境下选择性捕收石英的药剂及应用方法

Citations (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
SU236374A1 (ru) * Научно исследовательский , проектный институт обогащени , механической обработки полезных ископаемых Уралмеханобр Способ селективной флотации кварц-полевошпатовых песков

Family Cites Families (11)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US3203968A (en) * 1959-06-03 1965-08-31 Sebba Felix Ion flotation method
US3337048A (en) * 1964-12-02 1967-08-22 Minerals & Chem Philipp Corp Method for beneficiating clay by flotation
US3462013A (en) * 1967-07-19 1969-08-19 Engelhard Min & Chem Method for beneficiating clay by flotation of colored impurities
US3979282A (en) * 1968-03-11 1976-09-07 English Clays Lovering Pochin & Company Limited Flotation of fine-grained materials
US3599879A (en) * 1970-02-17 1971-08-17 English Clays Lovering Pochin Grinding treatment of clay
JPS5220923B1 (de) * 1971-03-10 1977-06-07
US3804243A (en) * 1972-06-26 1974-04-16 Engelhard Min & Chem Separation of mica from clay by froth flotation
US3837488A (en) * 1972-08-01 1974-09-24 Engelhard Min & Chem Separation of mica from clay by froth flotation of clay
US4038179A (en) * 1975-06-02 1977-07-26 Akira Katayanagi Hydrochloric acid flotation process for separating feldspar from siliceous sand
US4501658A (en) * 1982-08-25 1985-02-26 Freeport Kaolin Company Method of conditioning clay for flotation using in situ ferrous activator
US4518491A (en) * 1982-09-13 1985-05-21 Anglo-American Clays Corporation Beneficiation of clays by froth flotation

Patent Citations (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
SU236374A1 (ru) * Научно исследовательский , проектный институт обогащени , механической обработки полезных ископаемых Уралмеханобр Способ селективной флотации кварц-полевошпатовых песков

Non-Patent Citations (4)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Title
CHEMICAL ABSTRACTS, Band 68, Nr. 25, 17. Juni 1968, Seite 11200, Zusammenfassung Nr. 116041x, Columbus, Ohio, US; N.I. NIKOL'SKAYA et al.: "Effect of salts of multivalent cations on the floatability of certain silicate minerals", & TR. IRKUTSK POLITEKH. INST. NO. 33, 135-40(1967) *
CHEMICAL ABSTRACTS, Band 71, Nr. 2, 14. Juli 1969, Seite 130, Zusammenfassung Nr. 5014h, Columbus, Ohio, US; & SU-A-236 374 ("URALMEKHANOBR," URAL SCIENTIFIC-RESEARCH AND DESIGN INSTITUTE OF BENEFICIATION AND MECHANICAL TREATMENT OF MINERALS) 03-02-1969 *
CHEMICAL ABSTRACTS, Band 74, Nr. 20, 17. Mai 1971, Seite 168, Zusammenfassung Nr. 102589u, Columbus, Ohio, US; H.M. TRONDLE et al.: "Flotation of kaolinite and feldspar with amines as collectors", & INTERCERAM 1970, 19(3), 185-91; (4), 268-9 *
CHEMICAL ABSTRACTS, Band 92, Nr. 18, 5. Mai 1980, Seite 240, Zusammenfassung Nr. 150570z, Columbus, Ohio, US; S. CHAL'OVSKA et al.: "Study of the effect of aluminum(3+) on some physicochemical factors in the elementary process of flotation for the glass/aqueous dodecylamine solution system", & NEUE BERGBAUTECH. 1979, 9(6), 349-50 *

Cited By (5)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
DE3615385A1 (de) * 1985-05-22 1986-11-27 Skw Trostberg Ag, 8223 Trostberg Verfahren zur trennung von mineralien durch flotation
EP2205367A1 (de) * 2007-10-02 2010-07-14 Institut National de la Recherche Scientifique Verfahren, dekontaminierendes und chemisches kit zur dekontaminierung von durch metalle und hydrophobe organische verbindungen verschmutzten medien
EP2205367A4 (de) * 2007-10-02 2013-11-27 Inst Nat Rech Scient Verfahren, dekontaminierendes und chemisches kit zur dekontaminierung von durch metalle und hydrophobe organische verbindungen verschmutzten medien
US9073106B2 (en) 2007-10-02 2015-07-07 Institut National De La Recherche Scientifique Process, decontaminant and chemical kit for the decontaminating media polluted with metals and hydrophobic organic compounds
WO2019234257A1 (de) 2018-06-08 2019-12-12 Sms Group Gmbh Trockenaufbereitung von kaolin bei der herstellung von hpa

Also Published As

Publication number Publication date
DE3506808A1 (de) 1986-08-28
EP0193109A3 (en) 1989-11-08
DE3682916D1 (de) 1992-01-30
US4714544A (en) 1987-12-22
EP0193109B1 (de) 1991-12-18
ATE70469T1 (de) 1992-01-15
US4744892A (en) 1988-05-17

Similar Documents

Publication Publication Date Title
EP2012929B1 (de) Flotationsreagenz für silikathaltige mineralien
DE2615699C2 (de) Verfahren zum Aufhellen von natürlichem calcitischen Mineral
EP0193109B1 (de) Verfahren zur Aufbereitung von Kaolinit durch Flotation
EP0056850A1 (de) Verfahren zur Teilentsalzung von Wässern mit einer Kombination von schwach saurem und basischem Ionenaustauschermaterial und anschliessender Regeneration des Ionenaustauschermaterials
DE2604441B2 (de) Verfahren zur magnetischen Aufbereitung von Tonen unter Verwendung von magnetischen Teilchen
DE860032C (de) Verfahren zum Entschlaemmen von Sylvinit
DE1277212B (de) Verfahren zur Herstellung von Kieselsaeure-Tonerde-Spaltkatalysatoren
DE1467110B2 (de) Verfahren zum Entfärben und Klären von wäßrigen Phosphorsäurelösungen
DD237482A1 (de) Verfahren fuer die flotation von erzen
EP0270018B1 (de) Verwendung von N-Alkyl- und N-Alkenylasparaginsäuren als Co-Sammler für die Flotation nichtsulfidischer Erze
DE3202672C2 (de)
DE102017129673B3 (de) Verfahren zur Trennung von Mineralien und Verwendung von kolloidalem Siliciumdioxid
EP0012346A1 (de) Stabile wässrige Zeolith-Suspensionen, Verfahren zu ihrer Herstellung und ihre Verwendung
EP0002016B1 (de) Verfahren zur Reinigung von Ammoniumfluoridlösungen
DE3900827A1 (de) Verfahren zur selektiven flotation von phosphormineralen
DE2633468A1 (de) Verfahren zur herstellung von hochreinem sio tief 2
DE10217693C1 (de) Verwendung von Fettaminsalzen in Kombination mit Fettsäuren als Hilfsmittel für die Flotation von Kalisalzen (Sylvinit)
EP0379997B1 (de) Verfahren zur Erhöhung der Effektivität von Wasserreinigungsanlagen
DE2731824A1 (de) Verfahren zur flotation von erzen
DE1097420B (de) Verfahren zum Klaeren von sauren anorganischen Phosphatloesungen
DE19610920A1 (de) Verfahren zur Herstellung von hochreinem Lapislazuli-Pigment aus Lapislazuli enthaltenden Rohstoffen
DE2008108A1 (de) Verfahren zur Gewinnung von fein verteiltem, silikathaltigem Material
DE405112C (de) Verfahren zur Reinigung von ton- und kaolinhaltigen Substanzen auf kolloidchemischemischem Wege
DE931703C (de) Verfahren zur flotativen Aufbereitung von Kalirohsalzen, die durch Schlaemme verunreinigt sind
DE3224302C2 (de) Flotationshilfsmittel zur Gewinnung von Phosphaten und Kali

Legal Events

Date Code Title Description
PUAI Public reference made under article 153(3) epc to a published international application that has entered the european phase

Free format text: ORIGINAL CODE: 0009012

AK Designated contracting states

Kind code of ref document: A2

Designated state(s): AT BE CH DE FR GB IT LI NL SE

PUAL Search report despatched

Free format text: ORIGINAL CODE: 0009013

AK Designated contracting states

Kind code of ref document: A3

Designated state(s): AT BE CH DE FR GB IT LI NL SE

17P Request for examination filed

Effective date: 19900126

17Q First examination report despatched

Effective date: 19900620

GRAA (expected) grant

Free format text: ORIGINAL CODE: 0009210

AK Designated contracting states

Kind code of ref document: B1

Designated state(s): AT BE CH DE FR GB IT LI NL SE

REF Corresponds to:

Ref document number: 70469

Country of ref document: AT

Date of ref document: 19920115

Kind code of ref document: T

GBT Gb: translation of ep patent filed (gb section 77(6)(a)/1977)
ET Fr: translation filed
PGFP Annual fee paid to national office [announced via postgrant information from national office to epo]

Ref country code: CH

Payment date: 19920122

Year of fee payment: 7

REF Corresponds to:

Ref document number: 3682916

Country of ref document: DE

Date of ref document: 19920130

PGFP Annual fee paid to national office [announced via postgrant information from national office to epo]

Ref country code: NL

Payment date: 19920229

Year of fee payment: 7

ITF It: translation for a ep patent filed
PGFP Annual fee paid to national office [announced via postgrant information from national office to epo]

Ref country code: AT

Payment date: 19920327

Year of fee payment: 7

PGFP Annual fee paid to national office [announced via postgrant information from national office to epo]

Ref country code: BE

Payment date: 19920403

Year of fee payment: 7

PLBE No opposition filed within time limit

Free format text: ORIGINAL CODE: 0009261

STAA Information on the status of an ep patent application or granted ep patent

Free format text: STATUS: NO OPPOSITION FILED WITHIN TIME LIMIT

26N No opposition filed
PGFP Annual fee paid to national office [announced via postgrant information from national office to epo]

Ref country code: FR

Payment date: 19930209

Year of fee payment: 8

PGFP Annual fee paid to national office [announced via postgrant information from national office to epo]

Ref country code: GB

Payment date: 19930210

Year of fee payment: 8

PGFP Annual fee paid to national office [announced via postgrant information from national office to epo]

Ref country code: SE

Payment date: 19930215

Year of fee payment: 8

PG25 Lapsed in a contracting state [announced via postgrant information from national office to epo]

Ref country code: AT

Effective date: 19930220

PG25 Lapsed in a contracting state [announced via postgrant information from national office to epo]

Ref country code: LI

Effective date: 19930228

Ref country code: CH

Effective date: 19930228

Ref country code: BE

Effective date: 19930228

BERE Be: lapsed

Owner name: HENKEL K.G.A.A.

Effective date: 19930228

PG25 Lapsed in a contracting state [announced via postgrant information from national office to epo]

Ref country code: NL

Effective date: 19930901

NLV4 Nl: lapsed or anulled due to non-payment of the annual fee
REG Reference to a national code

Ref country code: CH

Ref legal event code: PL

PG25 Lapsed in a contracting state [announced via postgrant information from national office to epo]

Ref country code: GB

Effective date: 19940220

PG25 Lapsed in a contracting state [announced via postgrant information from national office to epo]

Ref country code: SE

Effective date: 19940221

GBPC Gb: european patent ceased through non-payment of renewal fee

Effective date: 19940220

PG25 Lapsed in a contracting state [announced via postgrant information from national office to epo]

Ref country code: FR

Effective date: 19941031

REG Reference to a national code

Ref country code: FR

Ref legal event code: ST

EUG Se: european patent has lapsed

Ref document number: 86102193.9

Effective date: 19940910

PGFP Annual fee paid to national office [announced via postgrant information from national office to epo]

Ref country code: DE

Payment date: 19970228

Year of fee payment: 12

PG25 Lapsed in a contracting state [announced via postgrant information from national office to epo]

Ref country code: DE

Free format text: LAPSE BECAUSE OF NON-PAYMENT OF DUE FEES

Effective date: 19981103

PG25 Lapsed in a contracting state [announced via postgrant information from national office to epo]

Ref country code: IT

Free format text: LAPSE BECAUSE OF NON-PAYMENT OF DUE FEES;WARNING: LAPSES OF ITALIAN PATENTS WITH EFFECTIVE DATE BEFORE 2007 MAY HAVE OCCURRED AT ANY TIME BEFORE 2007. THE CORRECT EFFECTIVE DATE MAY BE DIFFERENT FROM THE ONE RECORDED.

Effective date: 20050220