EP0323323B1 - Procédé d'enrichissement de l'andalousite - Google Patents

Procédé d'enrichissement de l'andalousite Download PDF

Info

Publication number
EP0323323B1
EP0323323B1 EP88403286A EP88403286A EP0323323B1 EP 0323323 B1 EP0323323 B1 EP 0323323B1 EP 88403286 A EP88403286 A EP 88403286A EP 88403286 A EP88403286 A EP 88403286A EP 0323323 B1 EP0323323 B1 EP 0323323B1
Authority
EP
European Patent Office
Prior art keywords
andalusite
flotation
process according
taken separately
pulp
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.)
Expired - Lifetime
Application number
EP88403286A
Other languages
German (de)
English (en)
Other versions
EP0323323A1 (fr
Inventor
Florence Cariou
Jean-Jacques Predali
Philippe Raveneau
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.)
Imerys Refractory Minerals Glomel
Original Assignee
Denain Anzin Mineraux Refractaire Ceramique DAMREC SA
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 Denain Anzin Mineraux Refractaire Ceramique DAMREC SA filed Critical Denain Anzin Mineraux Refractaire Ceramique DAMREC SA
Priority to AT88403286T priority Critical patent/ATE85537T1/de
Publication of EP0323323A1 publication Critical patent/EP0323323A1/fr
Application granted granted Critical
Publication of EP0323323B1 publication Critical patent/EP0323323B1/fr
Anticipated expiration legal-status Critical
Expired - Lifetime legal-status Critical Current

Links

Images

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 present invention which was carried out in the laboratories and mobile pilot installations of the company MINEMET RECHERCHE, relates to a process for the enrichment of an industrial mineral, andalusite, which is a particular form of aluminum silicate .
  • This mineral is often associated with other silicates and sometimes even with some having the same formula.
  • the flotation specialist already knows the reagents used to carry out a flotation of silicate compounds. These reagents are generally alkyl sulfonates, primary, secondary, tertiary amines or the salts of quaternary amines. It is also possible to use certain carboxylic acids, in particular those known under the name of fatty acids.
  • one of the aims of the present invention is to provide a method for enriching andalusite by separation of the latter from its gangue and in particular from other natural silicates such as quartz, feldspar plagioclase, muscovite. , biotite.
  • Another object of the present invention is to provide a process of the above type whose operating costs are as low as possible.
  • Another object of the present invention is to provide a process which avoids having to work at a temperature above ambient and which therefore allows use of the process under variable climatic conditions and in particular that its economy is not affected by the summer-winter rhythm.
  • step a) The two grinding and pulping operations of step a) can be carried out simultaneously in the case of wet grinding.
  • step a) is carried out so that said compound has a d80 at most equal to 0.5 millimeter (rounded figure according to mathematical use).
  • d x where x is between 1 and 100, is the smallest mesh allowing x% by weight of the product to pass.
  • d80 is the smallest mesh allowing 80% of the product to pass through.
  • said d80 be at most equal to 400 micrometers (a significant figure) and greater than the lower limit of flotation, which is of the order of 10 micrometers (a significant figure) .
  • the pH plays a very important role: it is maintained at a value less than 3 during step b) as well as in steps c) , d) and e).
  • the level of solid which, during steps b) and c), is preferably brought and maintained at a value at least equal to 50%.
  • the first flotation carried out is insufficient to bring the content of andalusite to a value substantially greater than 90%.
  • this content of 90% is a relatively low limit which is insufficient for certain commercial qualities and it is preferable that the content of andalusite is greater than 95%, even 98%.
  • This can be remedied by performing following step e) the following step: f) rewashing the concentrate obtained in step e).
  • This rewashing step is relatively classic per se in the enrichment process by flotation. In this specific case, it requires the addition of new quantities of flotation reagents, here the alkyl sulfonic acids and the alkali or ammonium salts.
  • This rewashing of the concentrate can be carried out in several sub-steps and in several flotation cells arranged in cascade.
  • a good guide for those skilled in the art to obtain good rewashability of the roughing concentrate is to stop this roughing flotation when only 80 to 95% of the andalusite is mounted in the form of scum.
  • step c) The amounts of alkylsulfonate used in step c), and where appropriate in step f), are between 300 to 1,500 grams per tonne of ore processed.
  • alkyl sulfonates used can be straight or branched chain and preferably have from 8 to 16 carbon atoms. They have at most two ramifications (three branches).
  • BAYMIN CO 300 and CO 301 from BAYER
  • SYNACTO 247 from PARAMINS
  • Aero-Promoters of the 800 series from CYANAMID
  • reagent 7723 from GERLAND
  • R 231 from at FLOAT ORE Ltd.
  • the pH of the pulp which may have changed during the addition of alkyl sulfonate, is brought to a value at most equal to 3 by addition of a strong mineral acid, in particular by means of an acid chosen from the group of strong hydrohalic acids (HCl), HBr, HI, sulfuric, nitric and phosphoric.
  • a strong mineral acid in particular by means of an acid chosen from the group of strong hydrohalic acids (HCl), HBr, HI, sulfuric, nitric and phosphoric.
  • the preferred temperature is therefore room temperature whatever the climatic conditions. It is perfectly possible to operate the process in the temperature range 10-30 ° C.
  • step a) of grinding should be carried out so as to release at least 60% of the said ferric sulfur compounds, preferably 80 to 95%. A good compromise is often 90%.
  • the duration of the proper flotation of said ferric sulfur compounds is equal to a value greater than the usual value of the sulfide flotation as skilled in the art can determine. As an indication, one chooses between 1.5 and 3 times said usual duration for this kind of compounds, all other things being equal.
  • Deschamming is advantageously carried out by eliminating at least 75%, preferably at least 90%, of solid particles smaller than 50 micrometers, (a significant figure).
  • the de-flaming be carried out as efficiently as possible, at the limit of the possibility of its means, which implies for these two techniques elimination of at least 95% of solid particles smaller than 50 micrometers.
  • One of the surprising and advantageous aspects of the process according to the present invention is that it has been shown that the adsorption of the sulfonate on andalusite is reversible and that it is therefore possible to obtain andalusite without sulfonate by rinsing. in basic medium (greater than or equal to 9) of the flotation concentrate.
  • the filtrate from step 2 of rinsing in basic medium can be recycled to step c) of the flotation process, especially if the level of solid in operation 1 is greater than 1/2, preferably 3 / 4 (rounded figures).
  • foaming agents for example those of the polyglycol Cyanamid type (cf. example 5).
  • Example 1 Description of the enrichment process at the pilot stage
  • FIG. 1 constituting the rheogram of the process tested.
  • a ball mill In a ball mill (A), the ore to be treated (1) and water (2) are introduced in an amount necessary to be at a mass concentration of solids of 30%.
  • the ball load stepped from 10 to 40 millimeters, is calculated so as to deliver at the outlet of the mill a pulp (3) whose particle size is for 80% by weight less than 240 micrometers.
  • the pulp (3) is then introduced into a double-blade reactor (B), brought to a solids concentration of 20 to 25% by the addition of water (4) and conditioned for 3 minutes in the presence of sulfuric acid in quantity sufficient to maintain a pH value of 5 and a dose of 100 grams per tonne of sulfide collector ore of the xanthat family.
  • the pulp (5) is then conveyed to the flotation cells intended to collect the iron-bearing sulphides.
  • This flotation step lasting 10 minutes, is carried out in several banks of MINEMET H 300 cells with 2 or 3 turbines (C) operating in series. Each turbine delivers 3.3 m3 / h of air.
  • the number of turbines is advantageously brought to a value at least equal to 5.
  • the introduction of 20 grams per tonne of surfactant (Methyl-isobutyl carbinol) at the start of the flotation makes it possible to recover in the form of foam the carrier sulfides iron and some ferric phyllitic minerals (6).
  • the floated product represents 2 to 3% of the weight of the food.
  • the rejection from this stage is pumped to a double-pitch screw classifier (or a cyclone) (D) in which the cut between the finest particles (less than 40 micrometers) which constitute the diluted rejection is effected by equivalence ( 8) and particles larger than 40 micrometers (9) which constitute the supply for the Andalusite flotation. This also thickens the pulp. (9) at a mass concentration value of solids of 70%.
  • the pulp (9) which contains 91.5% of the weight of ore is then introduced into two double blade conditioners (E) operating in series.
  • the second step is intended to condition for ten minutes the sulfonate introduced at the rate of 570 grams per tonne of general ore.
  • the pulp (11) emerging from this second packaging is pumped to the flotation cells (F) which consist of a bank of two MINEMET cells of the H 450 type followed by two banks of three MINEMET cells of the H 300 type.
  • Rejection rewash (16) also feeds the cells (F), which leads to a solids concentration close to 30%. This flotation lasts 9 minutes.
  • the collected product (15) constitutes the final Andalusite concentrate, while the solids which have not floated (16) return to the top of the roughing flotation. (F).
  • Al2O3 Fe2O3 Andal Al2O3 Fe2O3 Food 100 65.5 45.4 1.15 100 100 100 Pyrite flotation rejection 97.5 66.8 46.5 0.65 99.5 99.9 55.5 Schlamms 6.0 28.4 22.7 1.80 2.6 3.0 9.4 Andalusite flotation supply 91.5 69.4 48.1 0.58 96.9 96.9 46.1 Andalusite concentrate 65.0 89.2 59.2 0.59 88.5 84.8 33.3
  • This example also illustrates the positive influence of de-flaming on the iron content of the product since this operation makes it possible to reduce the iron content of the product by 10%.
  • steps A, B, C and D are identical to those described in Example 1.
  • step E is identical to that of the previous example.
  • step F water (21) is added so as to obtain a mass solids concentration of 25% in both cases.
  • the course of step F is modeled on that of Example 1 including the elimination of the products not collected (12).
  • the floating product (13) is again collected during the rewashing step (G) after addition of water (22) allowing a concentration close to 20% to be obtained.
  • Sulfuric acid is introduced during this step to maintain the pH at a value of 3.
  • the flotation time and the material used are those of Example 1 for this same step.
  • the rejection of this flotation (17) is not recycled while the concentrate (16) undergoes a second rewashing (H) after a new addition of water (18) to maintain a solids concentration of 20%.
  • Sufficient sulfuric acid is also used to maintain the pH at 3 and 250 grams per tonne of sulfonate feed ore.
  • the circuit is identical to that of the first rewash and makes it possible to collect the final Andalusite concentrate (19) and to eliminate a rejection of the second rewash (20).
  • Tables 2.1 and 2.2 make it possible to compare the balances obtained for the two concentrations of the conditioning (the calculations are carried out with respect to the product (11). It can be seen that the mode of conditioning has little influence on the Andalusite roughing flotation. On the other hand, diluted packaging results in ineffective washes (little gain in content for a significant loss of Andalusite yield). Content% Recoveries% Andalusite Al2O3 Andalusite Al2O3 Andalusian food. 72.2 48.0 100.0 100.0 Concent.
  • FIG. 3 constituting the rheogram of the process tested.
  • the pulp is conditioned in the presence of sulfuric acid in sufficient quantity to obtain a pH value of 5.
  • 60 grams per tonne of sulphide collector andalusite (Amyl-xanthante of potassium: AXK).
  • AXK Amyl-xanthante of potassium
  • MIBC Metal-isobutyl carbinol
  • 40 g / t of AXK and 15 g / t of MIBC are introduced in several doses.
  • the concentrate obtained (25) consists of a pulp of sulphides.
  • the rejection of this flotation (26) is again screened (D) at 63 micrometers in the presence of water (27).
  • the sieving pass is a rejection (28).
  • the rejection of sieving (29) is introduced into a flotation cell (E) previously described in (C) as well as water (30), which brings the concentration to 60% of solids.
  • a conditioning is then carried out for 10 minutes in the presence of sulfuric acid in sufficient quantity to obtain a pH value of between 2 and 5 according to the tests and of an alkyl-sulfonate type collector at the rate of 350 grams per ton.
  • Air is then introduced for 7 minutes so as to ensure the collection of andalusite and its overflow in the form of pulp (31).
  • the pH is maintained at the desired value by a measurement / regulation system by servo pump.
  • the characteristics of the andalusite concentrate, obtained after 7 minutes of flotation, are given in the following table for four different pH values.
  • the weight yield is equal to the ratio of the weight of solid in the concentrate (31) to the weight of initial solid (1) expressed as a percentage.
  • the Andalusite contents are those of the concentrate.
  • Andalusite yields are the ratios of the Andalusite weight of the concentrate to that contained in the feed of the Andalusite flotation (29).
  • the rheogram of the process illustrated in FIG. 4 is identical to that of Example 3 with regard to operations A, B, C and D.
  • the principle of step E of flotation for roughing Andalusite is also invariant. The only differences concerning roughing are the collector dose here equal to 1200 grams per tonne of ore in four additions, the flotation time (3.5 minutes for one test, 6 minutes for the other) and the dose d sulfuric acid introduced in sufficient quantity throughout the flotation to maintain a pH value of 3. It will also be noted that the ore (1) is different from that of Example 3.
  • the concentrate (31) is introduced into a flotation cell (F) together with water (35), which brings the solid concentration to 30%.
  • a conditioning is then carried out in the presence of sulfuric acid intended to maintain a pH value equal to 3.
  • Air is then introduced for 5 minutes to collect the andalusite by overflow (33).
  • this flotation are added, in two doses, 100 grams per tonne of ore coming from the collector of the alkyl sulfonate type as well as sulfuric acid in sufficient quantity to maintain the pH at the value of 3.
  • the product which has not been collected is collected in the bottom of the cell (36).
  • Example 5 Comparison of the results of industrial roughing flotation with and without the addition of foaming agent.
  • Example 2 The roughing flotation was carried out as in Example 1, with however a concentration of solid matter of approximately 20% and in cells of size clearly greater than that of the pilot since they had a capacity of approximately 4 m3 , each cell being equipped with four turbines.
  • the first results showed a phenomenon of silting that it was possible to alleviate using systems known per se of automatic sand removal and somewhat complicated upstream recycling.
  • This sanding phenomenon linked to a problem of change of scale, was resolved by adding a foaming agent of the polyglycol type (Aerofroth 65 from American Cyanamid).

Landscapes

  • Chemical & Material Sciences (AREA)
  • Inorganic Chemistry (AREA)
  • Paper (AREA)
  • Treatment Of Water By Ion Exchange (AREA)
  • Catalysts (AREA)
  • Saccharide Compounds (AREA)
  • Silicon Compounds (AREA)
  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
  • Transition And Organic Metals Composition Catalysts For Addition Polymerization (AREA)
  • Solid-Sorbent Or Filter-Aiding Compositions (AREA)

Description

  • La présente invention, qui a été réalisée dans les làboratoires et les installations pilotes mobiles de la Société MINEMET RECHERCHE, a pour objet un procédé d'enrichissement d'un minéral industriel, l'andalousite, qui est une forme particulière de silicate d'aluminium.
  • Ce minéral est souvent associé à d'autres silicates et parfois même à certains présentant la même formule.
  • La séparation des silicates entre eux est une opération particulièrement délicate car elle mettrait souvent en jeu des mécanismes de flottation similaires. La flottation de tels minéraux nécessite souvent de longues études et un savoir-faire important car il est fréquent que des composés de même formule flottent très différemment. On peut citer comme exemples le quartz et la calcédoine. Cette difficulté se retrouve aussi pour d'autres minéraux non-silicatés : on peut citer la pyrite et la marcassite qui, bien qu'ayant une formule identique, en raison de leur réseau cristallin différent, voient, dans des conditions identiques, leur sélectivité vis-à-vis d'autres sulfures métalliques inversée lors des flottations.
  • Le spécialiste en flottation connait d'ores et déjà les réactifs permettant de réaliser une flottation de composés silicatés. Ces réactifs sont en général les alcoylsulfonates, les amines primaires, secondaires, tertiaires ou les sels d'amines quaternaires. On peut également utiliser certains acides carboxyliques, notamment ceux connus sous le nom d'acides gras.
  • Cependant, dans le cas de l'andalousite, compte tenu des marges peu élevées de ce minéral industriel, un grand nombre de techniques ne peuvent être appliquées en raison de leur coût. En outre, ce silicate d'aluminium est généralement extrêmement difficile à séparer de sa gangue elle-même silicatée. Parmi les minéraux constitutifs de cette gangue, on peut citer notamment le quartz, le feldspath plagioclase, la muscovite et la biotite. De plus, pour obtenir une qualité commerciale, il faut que la teneur en fer soit extrêmement faible.
  • Un minéral voisin de l'andalousite, la kyanite (appelée parfois disthène), mais qui possède des propriétés distinctes de l'andalousite, a déja fait l'objet d'études en vue d'un enrichissement par flottation. Toutefois, les auteurs de cette dernière étude sont parvenus à des conclusions différentes de celles de la recherche objet de la présente demande et d'autre part n'avaient conclu à la possibilité d'enrichissement que dans des conditions particuliérement onéreuses et peu sélectives vis-à-vis des silicates présents lorsqu'elles sont appliquées à la flottation de l'andalousite.
  • A titre de référence d'études sur les kyanites, on peut citer l'article de V.A. HAW "Kyanite in Canada" in The Canadian Mining and Metallurgical, Jan. 1954, pages 27-34, dans lequel l'auteur indique que les meilleurs résultats sont obtenus dans la zone de pH 4,0-4,5 à une température de 30°C. On retrouve des conditions pratiquement similaires dans l'article de J.S. BROWNING paru dans les Transactions of AIME en septembre 1969 (vol. 244, pages 283-287) sous le titre "Flotation of Southeastern Kyanite Ore" : pH de 3,7 à l'ébauchage et 3,9 au relavage et température de 27°C lors du conditionnement. Ces conditions conduisent à l'obtention de concentré de kyanite dont la teneur en Fe₂O₃ est de 2,8 ou 4,2 % selon le minerai et la teneur en alumine de 54,3 à 54,6 %, ce qui correspond à une efficacité insuffisante de la flottation, en l'absence de conditions suffisamment sélectives vis-à-vis des porteurs de fer autres que la pyrite.
  • C'est pourquoi un des buts de la présente invention est de fournir un procédé d'enrichissement de l'andalousite par séparation de cette dernière d'avec sa gangue et notamment d'avec les autres silicates naturels tels que quartz, feldspath plagioclase, muscovite, biotite.
  • Un autre but de la présente invention est de fournir un procédé du type précédent dont les coûts opératoires soient aussi faibles que possible.
  • Un autre but de la présente invention est de fournir un procédé qui évite d'avoir à travailler à une température supérieure à l'ambiante et qui donc permette une utilisation du procédé dans des conditions climatiques variables et notamment que son économie ne soit pas touchée par le rythme été-hiver.
  • Ces buts, ainsi que d'autres qui apparaîtront par la suite, sont atteints au moyen d'un procédé d'enrichissement de l'andalousite présente dans un composé en contenant, par séparation d'avec d'autres silicates par flottation pour obtenir un concentré dont la teneur en andalousite est supérieure à 90 %, caractérisé par le fait qu'il comporte au moins les étapes suivantes :
    • a) broyage éventuel et mise en pulpe dudit composé contenant de l'andalousite
    • b) pré-conditionnement dudit composé contenant de l'andalousite, le taux de solide dans la pulpe étant supérieur à 30 % (un chiffre significatif) ;
    • c) conditionnement pendant au moins dix minutes après addition d'un alcoyl sulfonate ;
    • d) dilution éventuelle de ladite pulpe pour l'amener à un taux de solide compris entre 0,1 et 0,3 ;
    • e) flottation par barbotage de bulles d'air calibrées de manière connue en soi, la flottation proprement dite durant au plus dix minutes, le pH étant maintenu à une valeur inférieure à 3 pendant les étapes b), c), d) et e).
  • Lorsque, pour diverses raisons telles qu'une gangue basique ou addition de réactifs basiques, le pH s'élève au-dessus du maximum indiqué, il est préférable de réguler le pH dans les étapes c), d) et e) à une valeur inférieure à 4.
  • Les deux opérations de broyage et de mise en pulpe de l'étape a) peuvent être réalisées simultanément en cas de broyage humide.
  • Il est préférable que le broyage de l'étape a) soit menée de manière que ledit composé présente un d₈₀ au plus égal à 0,5 millimètre (chiffre arrondi selon l'usage mathématique).
  • Rappelons que dx, où x est compris entre 1 et 100, est la plus petite maille laissant passer x % en poids du produit. Ainsi, le d₈₀ est la plus petite maille laissant passer 80 % du produit.
  • Pour obtenir un bon rendement de la flottation, il est souhaitable ledit d₈₀ soit au plus égal à 400 micromètres (un chiffre significatif) et supérieur à la limite inférieure de la flottation, qui est de l'ordre de 10 micromètres (un chiffre significatif).
  • Pour obtenir une bonne sélectivité vis-à-vis des autres silicates et de la gangue en général, le pH joue un rôle très important : il est maintenu à une valeur inférieure à 3 pendant l'étape b) ainsi que dans les étapes c), d) et e).
  • Dans le domaine de la sélectivité, un autre paramètre joue un rôle non négligeable : le taux de solide, qui, lors des étapes b) et c), est de préférence porté et maintenu à une valeur au moins égale à 50 %.
  • En général, la première flottation réalisée est insuffisante pour porter la teneur de l'andalousite à une valeur sensiblement supérieure à 90 %. En outre, cette teneur de 90 % est une limite relativement basse qui est insuffisante pour certaines qualités commerciales et il est préférable que la teneur en andalousite soit supérieure à 95 %, voire 98 %. Cela peut être pallié en réalisant à la suite de l'étape e) l'étape suivante :
    f) relavage du concentré obtenu à l'étape e).
  • Cette étape de relavage est "per se" relativement classique dans les processus d'enrichissement par flottation. Dans ce cas précis, elle nécessite l'addition de nouvelles quantités de réactifs de flottation, ici les acides alcoyl-sulfoniques et les sels alcalins ou d'ammonium. Ce relavage du concentré peut être réalisé en plusieurs sous-étapes et en plusieurs cellules de flottation disposées en cascade.
  • En outre, de manière extrêmement surprenante, il a été démontré, dans le cadre de la présente étude que le relavage n'était efficace que si l'étape de flottation proprement dite e), appelée par les hommes de métier "flottation d'ébauchage" était menée suffisamment rapidement, souvent au détriment du rendement poids.
  • Un bon guide pour les hommes de métier pour obtenir une bonne relavabilité du concentré d'ébauchage est d'arrêter cette flottation d'ébauchage lorsque seulement 80 à 95 % de l'andalousite est montée sous forme d'écume.
  • En général, une durée d'environ dix minutes (un chiffre significatif), comme indiqué précédemment, permet d'obtenir de bons résultats.
  • Les quantités d'alcoylsulfonate utilisées lors de l'étape c), et le cas échéant dans l'étape f), sont comprises entre 300 à 1 500 grammes par tonne de minerai traité.
  • Les alcoylsulfonates utilisés peuvent être à chaîne linéaire ou ramifiée et ont de préférence de 8 à 16 atomes de carbone. Ils comportent au plus deux ramifications (soit trois branches). On peut utiliser notamment ceux vendus sous les noms commerciaux de BAYMIN CO 300 et CO 301 de chez BAYER, SYNACTO 247 de chez PARAMINS, les Aero-Promoters de la série 800 de chez CYANAMID, le réactif 7723 de chez GERLAND et le R 231 de chez FLOAT ORE Ltd.
  • Avantageusement, le pH de la pulpe, qui peut avoir changé lors de l'addition d'alcoylsulfonate, est ramené à une valeur au plus égale à 3 par addition d'un acide minéral fort, notamment au moyen d'un acide choisi dans le groupe des acides halohydriques forts (HCl), HBr, HI, sulfurique, nitrique et phosphoriques.
  • Un des avantages de la présente invention est que, contrairement aux procédés connus pour des minéraux voisins, il n'est pas besoin de réguler la température. La température préférée est donc la température ambiante quelles que soient les conditions climatiques. Il est parfaitement possible de faire fonctionner le procédé dans l'intervalle de température 10-30°C.
  • Une des contraintes importantes pour la commercialisation des andalousites est leur teneur en fer qui doit être aussi faible que possible et de préférence ne pas excéder 1,5 % exprimé en Fe₂O₃.
  • Dans le cas où il y a du fer sous forme de composés sulfurés ferrifères, on réalise entre les étapes a) et b) une flottation, ou une éventuelle séparation magnétique dans le cas de la pyrrhotite, de ces derniers par des techniques connues en soi. Il est bien entendu que, pour que cette flottation soit efficace, il convient que l'étape a) de broyage est menée de manière à libérer au moins 60 % desdits composés sulfurés ferrifères, de préférence 80 à 95 %. Un bon compromis est souvent 90 %.
  • Au cours de l'étude qui a conduit à la présente invention, il a été montré de manière surprenante que pour réaliser une bonne élimination de composés sulfurés ferrifères, tels que la pyrite, la marcassite, la chalcopyrite, la pyrrhotine, il est préférable que la durée de la flottation proprement dite desdits composés sulfurés ferrifères soit égale à une valeur supérieure à la valeur usuelle de la flottation des sulfures telle que l'homme de métier peut la déterminer. A titre indicatif, on choisit entre 1,5 et 3 fois ladite durée usuelle pour ce genre de composés, toutes choses étant égales par ailleurs.
  • Il a été remarqué de manière surprenante qu'en agissant ainsi en utilisant les collecteurs classiques des sulfures, de préférence les xanthates, on flottait non seulement les composés sulfurés ferrifères mais aussi les composés phylliteux ferrifères.
  • Pour obtenir une bonne sélectivité, la présence de fines particules est gênante et ces dernières doivent être éliminées en réalisant un déschlammage avant l'étape b).
  • Le déschlammage est avantageusement réalisé par l'élimination d'au moins 75 %, de préférence d'au moins 90 %, des particules solides inférieures à 50 micromètres, (un chiffre significatif).
  • Toutefois, suivant la technique de classification utilisée, de préférence une technique de classification par équivalence, il est préférable que le déschlammage soit mené de la manière la plus efficace possible, à la limite de la possibilité de ses moyens, ce qui implique pour ces deux techniques une élimination d'au moins 95 % des particules solides inférieures à 50 micromètres.
  • Un des aspects surprenants et avantageux du procédé selon la présente invention est qu'il a pu être montré que l'adsorbtion du sulfonate sur l'andalousite est réversible et qu'il est donc possible d'obenir de l'andalousite sans sulfonate par rinçage en milieu basique (supérieur ou égal à 9) du concentré de flottation.
  • A titre indicatif, un tel rinçage peut être réalisé par la séquence d'opérations suivantes :
    • 1. Conditionnement (repulpage) avec de la soude (NaOH) (1 kg/t de concentré) pendant 5 mn (taux de solide supérieur à 10 %) ;
    • 2. Essorage sur tamis ;
    • 3. Conditionnement (repulpage) à l'eau pendant 5 mn ;
    • 4. Essorage sur tamis (les opérations 3 et 4 peuvent être renouvellées une ou plusieurs fois suivant le degré d'élimination du sulfonate désiré ;
  • Des essais de flottation standard sur le gateau repulpé à pH naturel (environ 9) et à 20 % de taux de pulpe environ n'entraîne pas d'andalousite dans la surverse démontrant ainsi l'absence d'adsorbtion résiduelle significative des alcoyl sulfonates sur l'andalousite. Il est à noter que cette technique de flottation permet d'abaisser la teneur de sulfonate dans les eaux mères et qu'une telle technique peut être utilisée pour éliminer une partie des alcoyl sulfonates.
  • On peut recycler le filtrat issu de l'étape 2 de rinçage en milieu basique vers l'étape c) du procédé de flottation, surtout si le taux de solide dans l'opération 1 est supérieur à 1/2, de préférence à 3/4 (chiffres arrondis).
  • Par ailleurs, pour éviter les risques d'ensablement des installations industrielles de flottation, il est souhaitable d'ajouter des moussants, par exemples ceux du type polyglycol Cyanamid (cf. exemple 5).
  • Les exemples non limitatifs suivants permettent à l'homme de métier de mieux appréhender les différents paramètres du procédé selon l'invention.
  • Exemple 1 : Description du procédé d'enrichissement au stade pilote
  • On se reportera à la figure 1 constituant le rhéogramme du procédé testé.
  • Dans un broyeur à boulets (A), on introduit le minerai à traiter (1) et de l'eau (2) en quantité nécessaire pour être à une concentration massique en solides de 30 %. La charge de boulets, étagée de 10 à 40 millimètres, est calculée de façon à délivrer à la sortie du broyeur une pulpe (3) dont la granulométrie soit pour 80 % en poids inférieur à 240 micromètres. La pulpe (3) est alors introduite dans un réacteur à doubles pales (B), mise à une concentration en solides de 20 à 25 % par une addition d'eau (4) et conditionnée 3 minutes en présence d'acide sulfurique en quantité suffisante pour maintenir une valeur de pH de 5 et d'une dose de 100 grammes par tonne de minerai de collecteur de sulfures de la famille des xanthates. La pulpe (5) est ensuite acheminée vers les cellules de flottation destinées à collecter les sulfures porteurs de fer. Cette étape de flottation, d'une durée de 10 minutes, est réalisée dans plusieurs bancs de cellules MINEMET H 300 à 2 ou 3 turbines (C) fonctionnant en série. Chaque turbine délivre 3,3 m³/h d'air. Le nombre de turbines est avantageusement porté à une valeur au moins égale à 5. L'introduction de 20 grammes par tonne de tensio-actif (Méthyl-isobutyl carbinol) au début de la flottation permet de récupérer sous forme d'écumes les sulfures porteurs de fer ainsi que quelques minéraux phylliteux ferrifères (6). Dans cet exemple le produit flotté représente 2 à 3 % du poids de l'alimentation. Le rejet de cette étape est pompé vers un classificateur à vis à double pas (ou un cyclone) (D) dans lequel s'effectue par équivalence la coupure entre les particules les plus fines (inférieures à 40 micromètres) qui constituent le rejet dilué (8) et les particules de dimension supérieure à 40 micromètres (9) qui constituent l'alimentation de la flottation andalousite. Cette opération permet également l'épaississement de la pulpe (9) à une valeur de concentration massique en solides de 70 %.
  • La pulpe (9) qui contient 91,5 % du poids de minerai est alors introduite dans deux conditionneurs à doubles pales (E) fonctionnant en série.
  • Pendant le premier conditionnement, d'une durée de 6 minutes, on effectue un appoint d'eau (10) de façon à obtenir une concentration en solides de 50 % et une addition d'acide sulfurique en quantité suffisante pour maintenir une valeur de pH égale si possible à 2,8 et dans tous les cas inférieure à 3. La seconde étape est destinée à conditionner pendant une dizaine de minutes le sulfonate introduit à raison de 570 grammes par tonne de minerai tout-venant. La pulpe (11) sortant de ce second conditionnement est pompée vers les cellules de flottation (F) qui sont constituées d'un banc de deux cellules MINEMET du type H 450 suivi de deux bancs de trois cellules MINEMET du type H 300. Le rejet de relavage (16) alimente également les cellules (F), ce qui conduit à une concentration en solides voisine de 30 %. Cette flottation a une durée de 9 minutes. L'ensemble des turbines délivre 40 m³ d'air à l'heure. Au cours de la flottation d'ébauchage il est nécessaire de maintenir le pH à une valeur inférieure à 3 et d'introduire une dose de 570 grammes par tonne de sulfonate. Les produits non collectés (12), qui représentent 26,5 % du poids de départ, constituent le rejet de la flottation andalousite. L'andalousite est quant à elle collectée sous la forme d'une écume (13) qui alimente l'étage de relavage (G). Cette dernière étape, d'une durée de 9 minutes, est réalisée à une concentration massique de 20 %, ce qui implique une addition d'eau (14). Le pH est également maintenu à une valeur au plus égale à 3 par addition d'acide sulfurique et l'on ajoute 200 grammes par tonne de minerai tout-venant de sulfonate en tête des deux bancs de cellules MINEMET H 300 triples.
  • Le produit collecté (15) constitue le concentré final d'andalousite, tandis que les solides qui n'ont pas flotté (16) retournent en tête de la flottation d'ébauchage (F).
  • Dans ces conditions opératoires, et pour un minerai d'alimentation (1) titrant 45,4 % d'alumine et 1,15 % de fer exprimé en Fe₂O₃, on obtient un produit épuré qui titre 59,2 % d'alumine et moins de 0,6 % de Fe₂O₃ tout en récupérant plus de 88 % de l'andalousite contenue (voir tableau ci-dessous).
    Produit Poids % Teneurs % Récupérations %
    Andal. Al₂O₃ Fe₂O₃ Andal Al₂O₃ Fe₂O₃
    Alimentation 100 65,5 45,4 1,15 100 100 100
    Rejet flottation pyrite 97,5 66,8 46,5 0,65 99,5 99,9 55,5
    Schlamms 6,0 28,4 22,7 1,80 2,6 3,0 9,4
    Alimentation flottation andalousite 91,5 69,4 48,1 0,58 96,9 96,9 46,1
    Concentré d'andalousite 65,0 89,2 59,2 0,59 88,5 84,8 33,3
  • Cet exemple illustre également l'influence positive du déschlammage sur la teneur en fer du produit puisque cette opération permet de faire baisser de 10 % la teneur en fer du produit. Ceci résulte de l'utilisation du classificateur à vis (ou un cyclone) (D) qui permet l'élimination par élutriation de minéraux phylliteux ferrifères.
  • Exemple 2 : Influence de la concentration en solides de la pulpe lors du conditionnement précédant la flottation andalousite
  • L'influence de la concentration en solides de la pulpe lors du conditionnement qui précède la flottation andalousite sur le résultat de cette flottation est nettement mise en évidence par la comparaison de deux essais pilote effectués l'un avec un pourcentage massique de solides de 25 %, l'autre de 50 %.
  • Le schéma de ces deux essais s'apparente d'assez près à celui de l'exemple précédant. On se réfèrera donc au rhéogramme de la figure 1 pour les étapes comprises entre A et E et au rhéogramme de la figure 2 pour les étapes suivantes (F, G et H).
  • Dans cet exemple, les étapes A, B, C et D sont identiques à celles décrites dans l'exemple 1. Par contre, il existe des différences dans les opérations suivantes. L'addition d'eau (10) est évidemment variable pour les deux essais décrits ici : les concentrations en solides de la pulpe lors du conditionnement sont de 25 % ou 50 %. Mis à part cette variation, l'étape E est identique à celle de l'exemple précédent. Avant l'étape de flottation d'ébauchage de l'andalousite (F), on ajoute de l'eau (21) de façon à obtenir une concentration en solides massique de 25 % dans les deux cas. Le déroulement de l'étape F est calqué sur celle de l'exemple 1 y compris l'élimination des produits non collectés (12). Le produit flotte (13) est à nouveau collecté au cours de l'étape de relavage (G) après addition d'eau (22) permettant d'obtenir une concentration voisine de 20 %. On introduit au cours de cette étape de l'acide sulfurique pour maintenir le pH à une valeur de 3. Le temps de flottation et le matériel utilisé sont ceux de l'exemple 1 pour cette même étape. Le rejet de cette flottation (17) n'est pas recyclé tandis que le concentré (16) subit un second relavage (H) après une nouvelle addition d'eau (18) pour maintenir une concentration en solides de 20 %. On utilise également de l'acide sulfurique en quantité suffisante pour maintenir le pH à 3 et 250 grammes par tonne de minerai d'alimentation de sulfonate. Le circuit est identique à celui du premier relavage et permet de collecter le concentré final d'andalousite (19) et d'éliminer un rejet du second relavage (20).
  • Les tableaux 2.1 et 2.2 permettent de comparer les bilans obtenus pour les deux concentrations du conditionnement (les calculs sont effectués par rapport au produit (11). On constate que le mode de conditionnement influe peu sur la flottation d'ébauchage andalousite. Par contre, le conditionnement dilué se traduit par une inefficacité des relavages (peu de gain de teneur pour une perte importante de rendement andalousite).
    Teneurs % Récupérations %
    Andalousite Al₂O₃ Andalousite Al₂O₃
    Alimentation andal. 72,2 48,0 100,0 100,0
    Concent. d'ébauchage 75,4 49,5 94,4 97,4
    Concentré de relavage 1 79,4 51,5 69,7 74,9
    Concentré de relavage 2 81,1 52,2 64,4 70,1

    Tableau 2.1 : Bilan partiel de la flottation pilote de l'andalousite dans le cas d'un conditionnement dilué (25 % de solides)
    Teneurs % Récupérations %
    Andalousite Al₂O₃ Andalousite Al₂O₃
    Alimentation andal. 67,7 47,4 100,0 100,0
    Concent. d'ébauchage 75,6 51,7 99,0 96,7
    Concentré de relavage 1 86,2 58,8 82,9 80,7
    Concentré de relavage 2 87,4 59,6 78,0 75,9

    Tableau 2.2 : Bilan partiel de la flottation pilote de l'andalousite dans le cas d'un conditionnement concentré (50 %) de solides)
  • Exemple 3 : Influence du pH sur le résultat de la flottation de l'andalousite
  • On se reportera à la figure 3 constituant le rhéogramme du procédé testé.
  • Dans un broyeur à boulets de porcelaine A chargé de 50 boulets, on broie 1 kg de minerai (1) en présence d'eau (2) à 70 % poids de matières solides pendant 50 minutes. La pulpe obtenue (3) dont le d₈₀ est de 250 micromètres est tamisée en présence d'eau (4) sur un tamis (B) à maille 63 micromètres. Le refus de tamisage (34) est introduit dans une cellule de flottation (C) de marque MINEMET de 2,5 litres de capacité en présence d'eau (23), ce qui porte la concentration à 40 % poids de solides. Le passant de tamisage (24) est considéré comme rejet.
  • Dans la cellule (C) on réalise un conditionnement de la pulpe en présence d'acide sulfurique en quantité suffisante pour obtenir une valeur de pH de 5. On introduit également 60 grammes par tonne d' andalousite de collecteur de sulfure (Amyl-xanthante de potassium : AXK). Après deux minutes, on introduit de l'air pour réaliser la flottation après avoir mis 8 grammes par tonne d'un tensio-actif (Méthyl-isobutyl carbinol : MIBC). Au cours de la flottation des sulfures, d'une durée de 10 minutes, on introduit en plusieurs doses 40 g/t d'AXK et 15 g/t de MIBC. Le concentré obtenu (25) est constitué d'une pulpe de sulfures.
  • Le rejet de cette flottation (26) est de nouveau tamisé (D) à 63 micromètres en présence d'eau (27). Le passant de tamisage est un rejet (28). Le refus de tamisage (29) est introduit dans une cellule de flottation (E) précédemment décrite en (C) ainsi que de l'eau (30), ce qui porte la concentration à 60 % de solides. On réalise alors un conditionnement de 10 minutes en présence d' acide sulfurique en quantité suffisante pour obtenir une valeur de pH comprise entre 2 et 5 suivant les essais et d'un collecteur de type alkyl-sulfonate à raison de 350 grammes par tonne. On introduit ensuite de l'air pendant 7 minutes de façon à assurer la collection de l'andalousite et son débordement sous forme de pulpe (31). Au cours de la flottation le pH est maintenu à la valeur souhaitée par un système de mesure/régulation par pompe asservie.
  • On introduit également deux autres doses égales de sulfonate représentant au total 700 grammes par tonne de mineral. Après la flottation, on vide la cellule du reste de la pulpe (32) contenant le produit n'ayant pas flotté.
  • Les caractéristiques du concentré d'andalousite, obtenu après 7 minutes de flottation, sont données dans le tableau suivant pour quatre valeurs de pH différentes. Dans ce tableau le rendement poids est égal au rapport du poids de solide dans le concentré (31) sur le poids de solide initial (1) exprimé en pourcentage. Les teneurs andalousite sont celles du concentré. Les rendements andalousite sont les rapports du poids d'andalousite du concentré sur celui contenu dans l'alimentation de la flottation andalousite (29).
    pH Rendement poids % Teneur andalousite % Rendement andalousite %
    2 66,6 90,1 97,7
    3 68,6 85,2 99,5
    4 85,3 69,4 99,7
    5 82,8 69,8 98,9
  • On constate la nette diminution de sélectivité lorsque l'on augmente le pH de la flottation andalousite. En particulier, pour la valeur de pH couramment utilisée pour la kyanite, la sélectivité est insuffisante.
  • Exemple 4 : Influence du temps d'ébauchage d' andalousite sur l'efficacité du premier relavage
  • Le rhéogramme du procédé illustré à la figure 4 est identique à celui de l'exemple 3 pour ce qui concerne les opérations A, B, C et D. Le principe de l'étape E de flottation d'ébauchage de l'andalousite est également invariant. Les seules différences concernant l'ébauchage sont la dose de collecteur égale ici à 1 200 grammes par tonne de minerai en quatre additions, le temps de flottation (3,5 minutes pour un essai, 6 minutes pour l'autre) et la dose d'acide sulfurique introduite en quantité suffisante pendant toute la flottation pour maintenir une valeur de pH de 3. On notera également que le minerai (1) est différent de celui de l'exemple 3.
  • A la suite de cette flottation, le concentré (31) est introduit dans une cellule de flottation (F) ainsi que de l'eau (35), ce qui porte la concentration en solides à 30 %. On réalise alors un conditionnement en présence d'acide sulfurique destiné à maintenir une valeur de pH égale à 3. On introduit alors de l'air pendant 5 minutes pour collecter l'andalousite par débordement (33). Au cours de cette flottation sont ajoutés, en deux doses, 100 grammes par tonne de minerai tout-venant du collecteur du type alkyl sulfonate ainsi que de l'acide sulfurique en quantité suffisante pour maintenir le pH à la valeur de 3. A la fin de cette opération, on recueille dans le fond de la cellule le produit n'ayant pas été collecté (36).
  • Les résultats des deux essais portant sur l'influence du temps de flottation d'ébauchage sur l'efficacité du relavage sont donnés dans le tableau suivant.
    Concentré d'ébauchage Concentré relavé
    % poids % Al₂O₃ Rdt* Al₂O₃ % poids % Al₂O₃ Rdt* Al₂O₃
    Ebauchage 3,5 mn 62,9 58,2 90,3 60,9 59,3 90,2
    Ebauchage 6 mn 75,2 53,4 98,4 70,4 53,6 92,4
    * Rdt = rendement
  • On constate qu'avec un ébauchage court le relavage permet un gain de teneur sans perte de rendement. A l'inverse, lorsque l'ébauchage dure 6 minutes, le relavage ne permet quasiment pas de gain de teneur malgré une perte importante de rendement. Exemple montrant qu'au cours de la flottation industrielle, on a tout intérêt à ajouter au début de la flottation d'ébauchage de l'andalousite 1/20 à 1/10 kg/t (chiffres arrondis) d'un moussant de type polyglycol (par exemple Aerofroth 65 d'American Cyanamid) pour éviter les phénomènes d'ensablement.
  • De même la flottation d'ébauchage pour des concentrations en solide de la pulpe inférieures à 25 voire à 20 % joue également un rôle dans la lutte contre les phénomènes d'ensablement.
  • Exemple 5 : Comparaison des résultats de la flottation d'ébauchage industrielle avec et sans ajout de moussant.
  • La flottation d'ébauchage a été réalisée comme dans l'exemple 1, avec toutefois une concentration en matière solide d'environ 20 % et dans des cellules de taille nettement supérieure à celle du pilote puisqu'elles avaient une capacité d'environ 4 m³, chaque cellule étant équipée de quatre turbines.
  • Les premiers résultats ont montré un phénomène d'ensablement qu'il était possible de pallier à l'aide de systèmes connus en soi de désensablage automatique et d'un recyclage en amont quelque peu compliqué. Ce phénomène d'ensablement, lié à un problème de changement d'échelle, a été résolu en ajoutant un agent moussant du type polyglycol (Aerofroth 65 d'American Cyanamid).
  • Les résultats sont résumés dans le tableau ci-après :
    Concentré d'ébauchage industriel
    Masse % Teneur Al₂O₃ % Récupération Al₂O₃ %
    Flottation d'ébauchage classique 59,4 58,3 71
    Flottation d'ébauchage avec 80 g/t de moussant 73,2 58,4 85

Claims (15)

  1. Procédé d'enrichissement de l'andalousite présente dans un composé en contenant par séparation d'avec d'autres silicates par flottation pour obtenir un concentré dont la teneur en andalousite est supérieure à 90 %, caractérisé par le fait qu'il comporte au moins les étapes suivantes :
    a) broyage éventuel et mise en pulpe dudit composé contenant de l'andalousite,
    b) pré-conditionnement dudit composé contenant de l'andalousite, le taux de solide dans la pulpe étant supérieur à 30 % (un chiffre significatif);
    c) conditionnement pendant au moins dix minutes après addition d'un alcoyl sulfonate ;
    d) dilution éventuelle de ladite pulpe pour l'amener à un taux de solide compris entre 15 et 30 % ;
    e) flottation par barbotage de bulles d'air calibrées de manière connue en soi, la flottation proprement dite durant au plus, dix minutes,
    le pH étant maintenu à une valeur inférieure à 3 pendant les étapes b), c), d) et e).
  2. Procédé selon la revendication 1, caractérisé par le fait que l'étape a) de broyage est menée de manière que ledit composé présente un d₈₀ au plus égal à 0,5 millimètre.
  3. Procédé selon les revendications 1 ou 2, caractérisé par le fait que le taux de solide lors des étapes b) et c) est maintenu à une valeur au moins égale à 50 %.
  4. Procédé selon les revendications 1 à 3 prises séparément, caractérisé par le fait qu'il comporte à la suite de l'étape e) l'étape suivante :
    f) relavage du concentré obtenu à l'étape e).
  5. Procédé selon les revendications 1 à 4 prises séparément, caractérisé par le fait que la quantité d'alcoyl sulfonate utilisée lors de l'étape c) est comprise entre 300 à 1 500 grammes par tonne d'andalousite contenue dans ledit composé.
  6. Procédé selon les revendications 1 à 5, prises séparément, caractérisé par le fait que l'on utilise pour fixer le pH un acide minéral fort choisi dans le groupe des acides sulfurique, nitrique et phosphorique.
  7. Procédé selon les revendications 1 à 6, prises séparément, caractérisé par le fait que la température est la température ambiante.
  8. Procédé selon les revendications 1 à 7 , prises séparément, caractérisé par le fait que l'on réalise entre les étapes a) et b) une flottation des composés sulfurés ferrifères par des techniques connues en soi et par le fait que l'étape a) de broyage est menée de manière à libérer au moins 60 % desdits composés sulfurés ferrifères.
  9. Procédé selon la revendication 8 , caractérisé par le fait que la durée de la flottation proprement dite des composés sulfurés ferrifères est égale à 1,1 à 1,5 fois la durée usuelle pour ce genre de composés.
  10. Procédé selon les revendications 1 à 9, prises séparément, caractérisé par le fait que l'on réalise un déschlammage avant l'étape b).
  11. Procédé selon la revendication 10, caractérisé par le fait que le déschlammage est réalisé par l'élimination d'au moins 90 % des particules solides inférieures à 50 micromètres.
  12. Procédé selon la revendication 11, caractérisé par le fait que le déschlammage est réalisé par l'élimination d'au moins 95 % des particules solides inférieures à 50 micromètres.
  13. Procédé selon les revendications 10 et 11 prises séparément, caractérisé par le fait que le déschlammage est réalisé au moyen de tamis ou d'hydrocyclones.
  14. Procédé selon les revendications 1 à 13 prises séparément, caractérisé par le fait qu'il comporte en outre l'étape g) lavage du concentré d'andalousite au moyen d'une solution aqueuse basique.
  15. Procédé selon les revendications 1 à 14 prises séparément, caractérisé par le fait que l'on ajoute dans l'une des étapes c) ou d) un agent moussant à une concentration comprise entre 1/20 et 1/10 de kg/t d'andalousite.
EP88403286A 1987-12-24 1988-12-22 Procédé d'enrichissement de l'andalousite Expired - Lifetime EP0323323B1 (fr)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
AT88403286T ATE85537T1 (de) 1987-12-24 1988-12-22 Verfahren zur aufbereitung von andalusit.

Applications Claiming Priority (2)

Application Number Priority Date Filing Date Title
FR8718135A FR2625115B1 (fr) 1987-12-24 1987-12-24 Procede d'enrichissement de l'andalousite
FR8718135 1987-12-24

Publications (2)

Publication Number Publication Date
EP0323323A1 EP0323323A1 (fr) 1989-07-05
EP0323323B1 true EP0323323B1 (fr) 1993-02-10

Family

ID=9358290

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
EP88403286A Expired - Lifetime EP0323323B1 (fr) 1987-12-24 1988-12-22 Procédé d'enrichissement de l'andalousite

Country Status (8)

Country Link
US (1) US4900431A (fr)
EP (1) EP0323323B1 (fr)
AT (1) ATE85537T1 (fr)
AU (1) AU609362B2 (fr)
CA (1) CA1311864C (fr)
DE (1) DE3878440T2 (fr)
FR (1) FR2625115B1 (fr)
ZA (1) ZA889630B (fr)

Families Citing this family (11)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
FR2661845B1 (fr) * 1990-05-09 1992-09-04 Damrec Snc Procede d'enrichissement de l'andalousite par flottation.
US5364453A (en) * 1992-09-22 1994-11-15 Geobiotics, Inc. Method for recovering gold and other precious metals from carbonaceous ores
US5338338A (en) * 1992-09-22 1994-08-16 Geobiotics, Inc. Method for recovering gold and other precious metals from carbonaceous ores
DE102006010939A1 (de) * 2006-03-09 2007-09-13 Clariant International Limited Flotationsreagenz für Silikate
DE102006019561A1 (de) * 2006-04-27 2007-10-31 Clariant International Limited Flotationsreagenz für silikathaltige Mineralien
CN102029225A (zh) * 2010-09-25 2011-04-27 徐霖 两段调浆浮选分离长石与石英的方法
CN102476076A (zh) * 2010-11-25 2012-05-30 何建庭 伯、仲烷基磺酸钠的新用途
CN103111364B (zh) * 2013-03-06 2014-12-17 合肥万泉非金属矿科技有限公司 一种尾矿中提取石英、长石的工艺
CN108927291B (zh) * 2017-05-24 2022-10-25 中蓝连海设计研究院有限公司 一种用于红柱石矿分选的组合捕收剂及制备方法与用途
CN112007763B (zh) * 2019-12-16 2022-03-22 中蓝连海设计研究院有限公司 一种用于红柱石矿分选的组合捕收剂及其制法与用途
CN112058500B (zh) * 2020-07-29 2022-03-11 中钢集团马鞍山矿山研究总院股份有限公司 一种磁铁精矿浮选脱硫泡沫产品综合利用的选矿方法

Family Cites Families (7)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US2238439A (en) * 1939-07-25 1941-04-15 Hercules Powder Co Ltd Froth flotation process
US2289741A (en) * 1941-04-09 1942-07-14 Phosphate Recovery Corp Concentration of kyanite
US2305502A (en) * 1941-04-09 1942-12-15 Phosphate Recovery Corp Concentration of kyanite
US2326807A (en) * 1942-02-06 1943-08-17 Minerals Separation North Us Concentration of kyanite
US3117924A (en) * 1960-12-16 1964-01-14 Armour & Co Flotation process to produce separate aluminum silicates and zircon concentrates from a heavy mineral beach sand concentrate
US3214018A (en) * 1962-10-08 1965-10-26 Feldspar Corp Froth flotation of micaceous minerals
US4213851A (en) * 1978-08-11 1980-07-22 Occidental Petroleum Corporation Flotation separation of glass from a mixture of comminuted inorganic materials using hydrocarbon sulfonates

Also Published As

Publication number Publication date
CA1311864C (fr) 1992-12-22
US4900431A (en) 1990-02-13
FR2625115A1 (fr) 1989-06-30
AU609362B2 (en) 1991-04-26
ATE85537T1 (de) 1993-02-15
DE3878440T2 (de) 1993-09-16
FR2625115B1 (fr) 1990-10-19
ZA889630B (en) 1990-03-28
EP0323323A1 (fr) 1989-07-05
AU2742488A (en) 1989-06-29
DE3878440D1 (de) 1993-03-25

Similar Documents

Publication Publication Date Title
EP0323323A1 (fr) Procédé d'enrichissement de l'andalousite
CN102489393A (zh) 一种从多金属矿浮硫尾矿分离回收白钨矿和萤石的选矿方法
US3796308A (en) Bacterial oxidation in upgrading sulfidic ores and coals
Abu-Eishah et al. Beneficiation of calcareous phosphate rocks using dilute acetic acid solutions: optimisation of operating conditions for Ruseifa (Jordan) phosphate
JP2018162509A (ja) モリブデン精鉱の分離方法
FR3139581A1 (fr) Procédé d'enrichissement en lithium
CN111438001A (zh) 用组合抑制剂浮选分离锡石硫化矿泥矿中氧化铁矿的方法
FR2543452A1 (fr) Procede d'enrichissement, par flottation en presence d'un acide aminophosphonique, d'un minerai oxyde
CN114950724A (zh) 一种复杂白钨矿常温回收有价组分的选矿方法
JP2018034128A (ja) モリブデン精鉱の分離方法
CN101629236A (zh) 含硫化物粗粒钨粗精矿的脱硫工艺
US1710522A (en) Process for concentrating manganese ore
EA018909B1 (ru) Способ выделения никельсодержащих сульфидов из руд
CA2025151A1 (fr) Procede de traitement de minerais contenant des terres rares
US10596578B2 (en) Production method for low-sulfur iron ore
EP0104961B1 (fr) Procédé de traitement d'une argile pour en éliminer les impuretés à base de titane
CN115228615A (zh) 氧化铅锌矿分选方法
CN1212906A (zh) 洗煤工艺
US2136726A (en) Concentration method
JP5991232B2 (ja) モリブデナイトの回収方法
FR2480733A1 (fr) Procede d'enrichissement des minerais phosphates
FR3164400A1 (fr) Procédé d’enrichissement de minerais de phosphate.
FR2492409A1 (fr) Procede d'amelioration des bauxites, des argiles bauxitiques et des argiles contenant du minerai d'aluminium
CN121155765A (zh) 一种抛尾废石选铁选钛的方法
FR2861606A1 (fr) Procede de traitement des minerais de phosphate carbonates

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: A1

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

17P Request for examination filed

Effective date: 19891120

17Q First examination report despatched

Effective date: 19900410

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 ES FR GB GR IT LI LU NL SE

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 FAILURE TO SUBMIT A TRANSLATION OF THE DESCRIPTION OR TO PAY THE FEE WITHIN THE PRESCRIBED TIME-LIMIT;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: 19930210

Ref country code: ES

Free format text: THE PATENT HAS BEEN ANNULLED BY A DECISION OF A NATIONAL AUTHORITY

Effective date: 19930210

Ref country code: SE

Effective date: 19930210

Ref country code: NL

Effective date: 19930210

Ref country code: GR

Free format text: LAPSE BECAUSE OF FAILURE TO SUBMIT A TRANSLATION OF THE DESCRIPTION OR TO PAY THE FEE WITHIN THE PRESCRIBED TIME-LIMIT

Effective date: 19930210

Ref country code: AT

Effective date: 19930210

REF Corresponds to:

Ref document number: 85537

Country of ref document: AT

Date of ref document: 19930215

Kind code of ref document: T

REF Corresponds to:

Ref document number: 3878440

Country of ref document: DE

Date of ref document: 19930325

GBT Gb: translation of ep patent filed (gb section 77(6)(a)/1977)

Effective date: 19930512

NLV1 Nl: lapsed or annulled due to failure to fulfill the requirements of art. 29p and 29m of the patents act
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

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

Ref country code: LI

Effective date: 19931231

Ref country code: CH

Effective date: 19931231

Ref country code: BE

Effective date: 19931231

Ref country code: LU

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

Effective date: 19931231

26N No opposition filed
BERE Be: lapsed

Owner name: S.A. DENAIN-ANZIN MINERAUX REFRACTAIRE CERAMIQUE

Effective date: 19931231

REG Reference to a national code

Ref country code: CH

Ref legal event code: PL

REG Reference to a national code

Ref country code: GB

Ref legal event code: IF02

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

Ref country code: DE

Payment date: 20031205

Year of fee payment: 16

REG Reference to a national code

Ref country code: FR

Ref legal event code: CD

Ref country code: FR

Ref legal event code: CJ

REG Reference to a national code

Ref country code: FR

Ref legal event code: CD

Ref country code: FR

Ref legal event code: TP

REG Reference to a national code

Ref country code: GB

Ref legal event code: 732E

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: 20050701

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

Ref country code: FR

Payment date: 20071114

Year of fee payment: 20

Ref country code: GB

Payment date: 20071127

Year of fee payment: 20

REG Reference to a national code

Ref country code: GB

Ref legal event code: PE20

Expiry date: 20081221

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

Ref country code: GB

Free format text: LAPSE BECAUSE OF EXPIRATION OF PROTECTION

Effective date: 20081221