FR2492409A1

FR2492409A1 - Procede d'amelioration des bauxites, des argiles bauxitiques et des argiles contenant du minerai d'aluminium

Info

Publication number: FR2492409A1
Application number: FR8022368A
Authority: FR
Inventors: David Weston
Original assignee: Reynolds Metals Co
Current assignee: Reynolds Metals Co
Priority date: 1980-08-21
Filing date: 1980-10-20
Publication date: 1982-04-23
Also published as: GB2082554A

Abstract

L'INVENTION SE RAPPORTE AUX TRAITEMENTS DES MINERAIS. ELLE CONCERNE UN PROCEDE D'AMELIORATION DE MATIERES ALUMINIFERES, COMME LA BAUXITE ET LES ARGILES BAUXITIQUES, AU MOYEN D'AU MOINS TROIS OPERATIONS D'ENRICHISSEMENT, A SAVOIR UNE DISPERSION 10 D'UNE PULPE DE LA MATIERE A UN PH DE 8,9 A 12,5, UN TAMISAGE 11 SUR UN TAMIS DE GROSSEUR APPROPRIEE ET LE PASSAGE 14 DANS UN SEPARATEUR MANGETIQUE A HAUTE INTENSITE. UTILISATION PAR LES UTILISATEURS DE MINERAIS ALUMINIFERES.

Description

L'invention concerne principalement l'amélioration des bauxites, des

argiles bauxitiques et des argiles contenant du minerai d'aluminium. Le procédé classique utilisé pour l'amélioration des bauxites (American Institute of Mining and Metallurgical Engineers, document technique rédigé par le personnel d'Alcan International, présenté à la Réunion Annuelle des 6 au Mars 1977 à Atlanta, Géorgie, E.U.A.) consiste d'abord à broyer la matière première à une grosseur déterminée, normalement de 7 à 8 cm, puis à tamiser à l'état humide sur un tamis à mailles de 0,833 ime, à garder le refus en tant que bauxite améliorée et à rejeter le passant

comme déchet. Dans ce cas, l'amélioration vise princi-

palement à diminuer la quantité de silice dans le refus tout en éliminant une partie des minerais de fer et de titane. La quantité rejetée comme déchet représente

habituellement au minimum 40% de la matière d'alimenta-

tion primitive et contient un pourcentage relativement élevé des minerais d'aluminium désirables qui ont pour composition chimique A12093.xH20. Dans le traitement des argiles, qui est surtout applicable à l'industrie des

réfractaires, il semble que le seul procédé d'améliora-

tion important pratiqué A l'échelle industrielle consiste à utiliser des séparateurs à grande intensité de champ magnétique, l'agent magnétique étant de la laine d'acier,

principalement pour diminuer la teneur en fer de la ma-

tière première. Ces séparateurs magnétiques sont du type fabriqué par Sala Company à Sala, Suède. Lorsqu'on utilise de la laine d'acier comme agent magnétique, il faut diminuer pratiquement la grosseur du produit jusqu'à moins de 10/, ce qui est difficile et coftteux; autrement, toute matière granulaire notablement plus grosse que 10m" s'accroche à la laine d'acier et il en résulte de grandes pertes de la fraction désirable de la matière première. En outre, -on ne peut éliminer économiquement que de petites quantités de matière magnétiquement susceptible, étant donné la quantité limitée de matière magnétique que peut retenir la laine d'acier, ou encore on ne peut traiter que de petites quantitées de matière au moyen d'un tel séparateur magnétique à grande intensité de champ, ce qui entratne des investissements élevés par tomnne de matière traitée.

En appliquant l'invention à l'améliora-

tion des bauxites et en utilisant plusieurs stades d'en-

richissement peu colteux, on est arrivé à utiliser un séparateur magnétique à grande intensité du type Jones qui n'utilise aucun type spécifique d'agent magnétique tel que la laine d'acier, ce qui permet d'éliminer de la matière première de grandes quantités de minéraux magnétiquement susceptibles, en particulier des minerais de fer et de titane, à un coltt relativement bas. En

outre, si nécessaire, on applique un stade de déschlauma-

ge, de préférence entre 2,0 et 100,m, cette combinai-

son ayant pour effet d'améliorer la bauxite initiale dans une mesure notablement plus grande qu'il n'était

possible antérieurement, en éliminant de grandes quan-

tités de minerais de fer et de titane en même temps que

la silice, ce qui aboutit à une bauxite de qualité no-

tablesent meilleure qu'il n'était économiquement possi-

ble antérieurement, avec un accroissement appréciable de la récupération des minerais A1203.xH20 désirables, x étant le nombre de molécules d'eau combinées à Al25 a1203 Dans le traitement d'amélioration des

argiles, on utilise selon l'invention plusieurs nouvel-

les étapes d'enrichissement et peu cofteuses, faisant appel au séparateur magnétique du type Jones, pour éliminer la majeure partie des minerais de fer et de

titane avec des pertes minimes des minerais d'alumi-

niuvm désirables qui, dans le cas présent, sont norma-

lement formés principalement de kaolinite dont la

composition chimique est A1203.2SiO2.2H20.

En conséquence, un but principal de

l'invention est de fournir un procédé nouveau d'améliora-

tion des bauxites consistant à diminuer au moins les teneurs en fer et en titane de la matière première et, dans la plupart des cas, également le pourcentage de silice. Un autre but est de fournir un procédé nouveau et peu coeteux permettant d'améliorer les argiles bau- zitiques et autres en obtenant un produit ayant une teneur en fer et en titane notablement inférieure à

celle de la matière première, avec des pertes relati-

vement faibles de minéraux désirables contenant de l'aluminium. D'autres buts et avantages de l'invention

appara tront à la lecture de la description.

En vue des buts et avantages ci-dessus, l'invention, sous son aspect le plus large, a pour objet un procédé d'amélioration des bauxites, des

argiles bauxitiques et des argiles qui diminue notable-

ment au moins la teneur des minerais de fer et de

titane et qui, dans le cas des bauxites, diminue appré-

ciablement aussi la teneur en silice, ce procédé comprenant les étapes suivantes s (a) Préparation de la matière première; dans le traitement de matières premières telles que la bauxite et les argiles bauxitiques, le circuit

normal consiste à broyer la matière à une grosseur suf-

fisamment petite pour qu'elle soit encore divisée dans des appareils de fragmentation tels qu'un broyeur à barres ou à boulets. Cette grosseur est normalement

inférieure à 19 ma. Dans le circuit préféré de l'inven-

tion, on utilise pour au moins un stade de broyage à l'état humide une densité de pulpe de 40 à 55% de solides et on maintient le pH à au moins 8,5 à la sortie dudit ou desdits stades de broyage humide, en utilisant au moins de l'hydroxyde de sodium comme agent alcalin. Lorsqu'on utilise NaOR, seul ou en association avec d'autres agents alcalins comme KOE, NH4OH ou Na2CO3, la gamme de pH est d'environ 9,5 à

12,5. Lorsqu'on utilise au moins NaOH comme agent alca-

lin, en association avec un agent de dispersion choisi

2492409 A

parmi les lignines, silicates et phosphates, lagamme de pH, à au moins un stade de broyage à l'état humide comme indiqué plus haut, est d'environ 8, 5 à 12,5. Par

ce moyen, on obtient une dispersion réglée des parti-

cules solides dans la pulpe, ce qui aboutit à de grands rendements de broyage parce qu'on peut opérer avec une densité relativement grande de la pulpe, ce qui entra ne une faible consommation d'énergie et d'excellentes

caractéristiques de libération des divers minéraux conte-

nus, et ce qui rend possible d'appliquer ensuite le stade de traitement magnétique à grande intensité pour éliminer un pourcentage élevé des minerais de fer et de titane magnétiquement susceptibles, avec une perte

relativement faible des minéraux d'aluminium non magné-

tiques.

Lorsqu'on traite des matières premières telles que l'argile, qui peut contenir seulement de petites quantités de matière grossière ou une quantité négligeable, on forme de préférence une pulpe de la matière première avec une densité d'environ 10 à 55% de solides, en utilisant au moins l'hydroxyde de sodium comme agent alcalin et un agent dispersant et en réglant le pH de la pulpe entre 9,5 et 12,5 environ, ou encore, comme indiqué plus haut, en utilisant l'hydroxyde de sodium en association avec d'autres agents alcalins ou l'hydroxyde de sodium seul en association avec des agents

dispersanbi ou encore, l'hydroxyde de sodium en asso-

ciation avec d'autres agents alcalins et des agents dispersants. (b) Après le ou les stades de broyage à l'état humide mentionnés, il est préférable de tamiser la matière à des grosseurs comprises dans la gamme de 0,208 à 1,651 mm. On peut rejeter comme déchet le refus du tamisage, normalement formé de bois contenu dans la matière primitive, ou encore, renvoyer une partie ou la totalité du refus au(x) stade(s) de broyage à l'état humide. La grosseur utilisée à ce stade dépend des étapes de traitement qui suivent. Si l'on

utilise une étape de séparation magnétique à une inten-

sité faible ou moyenne dans laquelle les séparateurs magnétiques sont du type classique à tambour comportant des aimants permanents ou des électroaimants et dont l'intensité de champ magnétique est d'environ 0,5 à ,0 kG, la taille préférée de mailles de tamis est d'environ 0,417 à 1,651 mm. En outre, on peut omettre

tout stade de tamisage avant le triage magnétique.

Si l'on conduit directement le passant du tamis au(x) stade(s) de séparation magnétique à grande intensité, la taille préférée des mailles du

tamis est d'environ 0,208 à 0,833 mx.

Si l'on utilise ensuite une étape de dschlmumage avant toute séparation magnétique, on peut utiliser un ou plusieurs stades de tamisage avant ou

après le déachlammage.

(c) Stade de séparation magnétique à

haute intensité - à ce stade, il est préférable d'uti-

liser une densité de pulpe d'environ 15 à 45% de soli-

des en maintenant le pH de la pulpe, à l'aide d'au

moins un agent alcalin, entre 8,5 et 12,5.

Lorsqu'on applique l'invention aux bauxites, il est préférable d'appliquer, après ce stade,

une étape de déachlannage.

(d) Déschlammage - dans le mode de mise

en oeuvre le plus simple de l'invention, il est préfé-

rable de déochlaimer la matière à une grosseur de par-

ticules d'environ 2 à 10 /u en utilisant un équipement

classique, par exemple des séparateurs épaississeurs-

classeurs, des séparateurs hydrauliques ou des sépara-

teurs centrifuges, tous bien connus. Le passant de ce traitement contient normalement un pourcentage de silice très supérieur à celui de la matière primitive en même temps que des quantités notablement plus grandes

de minerais de fer et de titane que la matière primi-

tive, ce qui a pour effet d'améliorer le refus, qui est appauvri en fer, titanile et silice relativeCsent à la

matière prorière.

Avant ce déschlammage, on peut ér1ininer de la matière une fraction Erossiere en utilisant un ou plusieurs étagesd cyclones dans lesquels le refus peut aller Jusqu'à une grogseur dipassant 74Pm, tandis que la fraction essentiellement inférieure à 74/4 m est eJ:lenée au stade de d schlammage décrit ci-dessus. IDans l'application de l'invention aux argiles, on n'applique normalement pas le stade de déschlammage étant donné que les pertes de minerais d'aluminium désirables sont trop grandes pour que ce

soit économiquement praticable.

(e) Dans le cas des bauxites, après le stade de déschlammage, il est préfé able de traiter au moins le refus par au moins une étape supplémentaire

de séparation magnétique a grande intensité, en utili-

sant le séparateur du type Jones avec une intensité de champ d'environ 1, 10 à 2,20 T. Selon les facteurs économiques, on peut aussi utiliser le séparateur magnétique du type à laine d'acier pour la fraction plus petite que 2 a 10CéO m afin d'éliminer le fer et le titane résiduels et de réunir cette fraction non magnétique à la fraction non magnétique provenant du refus de la séparation, ou encore on peut amener ce passant à un procédé tel que le procédé Bayer pour la récupération du minerai d'aluminium, ou encore, il peut

avoir une valeur commerciale dans l'industrie des pro-

i30 duits chimiques dériv6és de l'aluminium.

On définira clairement ci-après diffé-

rents termes utilisés dans la description de l'invention:

Triage magnétique: consiste à faire passer une pulpe préparée de la matière à travers un

champ magnétique pour en éliminer un concentré magné-

tique contenant un grand pourcentage des minerais de fer et de titane, qui est rejeté comme déchet, et un

2492409 I

produit non magnétique qui a une teneur en fer et en titane notablement inférieure à celle de la matière première et contient un grand pourcentage des minerais

d'aluminium primitivement contenus dans la matière.

Déschlammage: consiste à séparer les fines particules de la matière préparée à partir de la

fraction plus grossière.

Dans la pratique de l'invention, on effectue habituellement cette séparation à une valeur de 2,0 à 10,0O/ m, le passant étant rejeté comme déchet ou conduit à une autre utilisation telle que le procédé Bayer, tandis que la fraction plus grosse que 2,0 à 1io0,0 m est conservée comme produit pour la

transformation ultérieure ou l'utilisation industrielle.

On effectue seulement cette étape de déschlammage lorsqu'un pourcentage relativement grand des minerais de fer et de titane plus fins que 2,0 à 1O,OA m ne répondent pas au triage magnétique & grande intensité et que la perte des minerais d'aluminium contenus dans ce produit est acceptable économiquement, ou encore qu'il se produit une perte faible ou nulle de minerais

d'aluminium, ce produit pouvant être conduit économique-

ment au procédé Bayer.

Bauxites et argiles bauxitiques s la nuance entre ces définitions est ténue. La différence

entre bauxites et argiles bauxitiques réside essen-

tiellement dans les pourcentages d'A1203.xH20 qu'elles contiennent. Lorsque pratiquement toute la silice de ces matières est présente sous forme de kaolinite, les pourcentages relatifs de silice sont considérés

comme le point de séparation pur et simple.

Par exemple, on peut définir les bauxites de l'Arkansas comme contenant environ moins de 16% de SiO2 et les argiles bauxitiques de l'Arkansas conmme

contenant plus de 16% de Si02.

Argiles: désigne généralement des matières ne-contenant que peu ou pas du tout de minerais

2492409 1

A1203.xH20 et dont le principal constituant contenant de l'aluminium est essentiellement la kaolinite,

A1203. 2Si02 220-

Alumine: A1203.

Fer et titane: dans la pratique normale de l'industrie de l'aluminium, on indique les analyses de Fe et Ti sous forme de Fe203 et TiO2. Les minerais de

fer et de titane contenus dans les matières alumini-

fères varient considérablement mais il est rare qu'ils

soient uniquement sous la forme de lFe203 et TiO2.

Par exemple, le principal minerai de fer de la bauxite de l'Arkansas est la sidérite, FeCO3 et la forme la plus commune de titane est l'ilménite, FeOTiO2. Lorsqu'on parle ici des pourcentages de Fe203 et TiO2, il s'agit respectivement des analyses chimiques de fer et de titane,

converties en Fe203 et TiO2.

Agent alcalin: agent servant à élever le pH de la pulpe ou à le maintenir dans certaines gammes optimales. Les agents alcalins que l'on peut

utiliser dans le présent procédé sont des agents dis-

persants alcalins choisis parmi l'hydroxyde de sodium, l'hydroxyde de potassium, l'hydroxyde d'ammonium, le

carbonate de sodium et leurs mélanges.

Agents dispersants: familles d'agents dispersants tels que les lignines, phosphates, silicates

ou toute autre famille d'agents dispersants particu-

liers qui peuvent servir économiquement & disperser

les solides contenus dans la pulpe de la matière pre-

mière et qui, en association avec au moins un agent alcalin, l'hydroxyde de sodium, dans des gammes de pH

déterminées, permettent d'aboutir au résultat métallur-

gique remarquable que représente l'élimination des

minerais de fer et de titane de la matière par sépara-

tion magnétique à grande intensité.

- En associant un ou plusieurs agents dis-

persants avec au moins l'hydroxyde de sodium comme agent alcalin, on a trouvé que pour obtenir un résultat optimal d'élimination des minerais de fer et de titane par séparation magnétique à grande intensité, il faut élever le pH d'une pulpe de la matière à au moins 8,5 en utilisant au moins l'hydroxyde de sodium comme agent alcalin, de préférence à un pH optimal de 9e5

à 12,5.

Lorsqu'on utilise la séparation magné-

tique à grande intensité comme première étape principale

pour éliminer de la matière première un fort pourcen-

tage du fer et/ou du titane qu'elle contient, la pré-

paration de la matière première avant le circuit de

séparation magnétique est importante.

Si la matière première est trop grossière pour alimenter un appareil de fragmentation tel qu'un broyeur à barres ou à boulets, on commence par la concasser et si nécessaire la tamiser à la grosseur appropriéeet on l'amène à au moins un stade de broyage à l'état humide. Dans ce ou ces stades de broyage, on ajoute au moins de l'hydroxyde de sodium, à la fois coume agent alcalin et agent dispersant, en réglant

le pH de la pulpe qui sort du broyeur, de préférence en-

tre 9,5 et 12,5 environ. Si l'on réunit l'agent dis-

persant avec au moins NaOH en tant qu'agent alcalin,

on peut ramener à environ 8,5 le bas de la gamme de pH.

Par ce moyen, on obtient une grande efficacité du circuit de broyage en utilisant des concentrations de

pulpe atteignant 60% de solides, avec une bonne libé-

ration des minéraux susceptibles magnétiquement, en

particulier les minerais de fer et de titane.

Sans l'utilisation indiquée ci-dessus

d'agents alcalins, seuls ou associés à un agent dis-

persant, il serait impossible d'opérer à de si fortes concentrations avec beaucoup des matières contenant

de l'aluminium.

La gamme préférée de concentration de la pulpe dans le ou les broyeurs à l'état humide est de

à 55% de solides.

Après ce ou ces broyages à l'état humide, il est préférable de diluer la pulpe à une concentration de 15 à 45% de solides, selon la concentration utilisée ensuite au premier stade de séparation magnétique à grande intensité. Après la dilution de la pulpe, il est préférable de tamiser les solides en utilisant un ou plusieurs tamis d'une grosseur de mailles de 0,208 à 0,833 ms. Le refus du circuit de tamisage peut 9tre rejeté en tant que déchet contenant principalement du bois qui se présente avec la matière première, ou encore, une partie ou la totalité du refus peut 9tre

renvoyé au circuit de broyage à l'état humide.

Le passant peut ttre envoyé, tel quel

ou après une nouvelle dilution, au(x) stade(s) de e6para-

tion magnétique à grande intensité.

La gamme préférée de concentrations de

pulpe à ce stade est d'environ 15 a 45% de solides.

Il est préférable d'utiliser au moins deux stades de séparation magnétique à grande intensité. Le ou les

concentrés magnétiques peuvent 8tre envoyés à un épais-

sisseur ou à un bassin à résidus o les solutions sont récupérées et recyclées vers les circuits de séparation magnétique ou de broyage, ou encore le produit soutiré

de l'épaississeur contenant le ou les concentrés ma-

gnétiques peut #tre broyé à nouveau pour libérer un

supplément de minéraux d'aluminium que l'on peut récu-

pérer par un ou plusieurs stades supplémentaires de

séparation magnétique.

Après le circuit magnétique, la fraction non magnétique de la matière première peut 8tre envoyée à un épaississeur, puis à un filtre ou autre moyen d'élimination du gros de la solution, par exemple un séparateur centrifuge, et le gâteau obtenu peut 8tre envoyé au stockage en vue d'un séchage partiel à

l'air avant le séchage et/ou la déshydratation, ou di-

rectement à la déshydratation. En variante, on peut soumettre la fraction non magnétique à une opération 2492409 l il de déschlammage en utilisant des appareils classiques tels que des cyclones, séparateurs hydrauliques ou des appareils ou épaississeurs-classeurs, comme ceux qui servent & l'enrichissement du minerai de fer et qui sont bien connus. On utilise seulement un circuit de

déachlammage lorsqu'il se présente des quantités nota-

bles de minerais de fer plus fins que 2,0 à 1O,0 m

et ne répondant pas efficacement au circuit de sépara-

tion magnétique. En outre, ce circuit de déachlammage entraîne la perte d'une partie des minerais d'aluminium

et, si cette perte est trop grande, elle emp!che d'uti-

liser ce circuit. Si les pertes de minerais d'aluminium rentrent dans des limites acceptables économiquement ou

si l'on peut utiliser et traiter les minerais d'alumi-

nium contenus dans d'autres procédés comme le procédé Bayer, il est économiquement Justifié d'utiliser ce circuit de déschlammage dans le traitement de matières spécifiques. Il existe une troisième possibilité dans le traitement de la fraction déschlammée de la matière première, elle consiste à la conduire A un circuit de triage magnétique en utilisant une intensité minimale de champ de 1,60 T de préf érence d'environ 1,80 à 2,20 T. Ce champ magnétique de grande intensité, combiné à une conception spéciale des agents magnétiques comme dans le séparateur magnétique Colburn qui utilise des billes d'acier ou le séparateur magnétique du type Sals qui utilise de la laine d'acier, permet d'éliminer suffisamment des minerais de fer et/ou de titane contenus pour Justifier économiquement un tel circuit maKnétique, la fraction non magnétique étant réunie à la fraction non magnétique provenant de la

fraction plus grosse que 2,0 A 10,0 Pm.

A la suite de ce circuit de déschlammage, on peut utiliser ou non un autre stade de séparation magnétique à grande intensité appliqué A la fraction

2492409 1

plus grosse que 2 à 10/4 m. L'utilisation d'un tel stade supplémentaire dépend de la quantité résiduelle de

minerais de fer et/ou de titane magnétiquement suscep-

tibles que l'on peut éliminer et de l'incidence éco-

nomique de l'adjonction d'un tel stade.

La description qui va suivre en regard

du dessin annexé, donné à titre d'exemple non limitatif, fera bien comprendre comment l'invention peut 8tre réalisée, les particularités qui ressortent tant du texte que du dessin faisant, bien entendu, partie de

ladite invention.

La figure 1 est un schéma synoptique du

procédé le plus simple de l'invention.

La figure 2 est un schéma synoptique du

procédé le plus simple de l'invention dans le traite-

ment de la bauxite, des argiles bauxitiques et des argiles contenant des minerais d'aluminium, qui comporte au moins un stade de broyage à l'état humide au stade

de dispersion.

La figure 3 montre l'incorporation des stades de dispersion et de broyage et un stade préféré supplémentaire de déachlasmage, et La figure 4 est un sahéma synoptique

du procédé préféré de l'invention, utilisant la combi-

naison de la dispersion et du broyage à l'état humide suivis d'un tamisage et, après le tamisage, au moins un stade de séparation magnétique à intensité faible ou

moyenne avant l'application d'au moins un stade de sé-

paration magnétique à grande intensité.

Comme on le comprendra par la description

et les dessins, l'invention, sous son aspect le plus large, a pour objet un procédé d'amélioration de matières aluminifères choisies parmi les bauxites, les argiles

bauxitiques et les argiles contenant des minerais d'alu-

minium, caractérisé par les étapes suivantes z (a) soumettre une pulpe de la matière à au moins un stade de dispersion en présence au moins d'hydroxyde de sodium et à un pli de 8,5 & 12,5 environ, (b) ensuite, soumettre la pulpe à au moins un stade de tamisage A une grosseur comprise dans la gamme de 0,208 à 1,651 mm pour obtenir un produit plus fin que cette grosseur,, (c) ensuite, soumettre le passant ainsi obtenu à au moins un stade de séparation magnétique à haute intensité en utilisant une intensité de champ d'environ 1,10 à 2,20 T pour obtenir un concentré magnétique enrichi en minerais de fer et de titane et un produit non magnétique appauvri en minerais de

fer et de titane.-

La figure 1 illustre le procédé le plus simple de l'invention. L'application de celui-ci est principalement destinée & éliminer les minerais de fer et de titane contenus dans des argiles contenant des minerais d'aluminium et dont la grosseur naturelle de grain des constituants est au moins intérieure A

1,651 mm. Une telle matière ne nécessite pas de prépa-

ration initiale telle qu'un concassage. Normalement, on amènera la matière première à un agitateur mécanique utilisant une hélice du type hélice de navire (non représentée) et o l'on ajoutera de la solution ou de l'eau de broyage pour former, en 10, une pulpe dont la concentration est de 10 à 60%o de solides, la pulpe étant additionnée au moins d'hydroxyde de sodium et le pH étant réglé entre 9,5 et 12,5, de manière A assurer la dispersion des solides contenus. Dans l'un des modes de mise en oeuvre préféré de l'invention, on préfère utiliser au moins l'hydroxyde de sodium comme agent alcalin en association avec un agent dispersant choisi parmi les lignines, silicates et phosphates, le pH

étant réglé entre environ 8,5 et 12,5.

Après la formation de la pulpe à ce stade, en 11, on tamise la matière entre 0,20C8 et 1,651 mm. Ce stade de tamisage est important pour le stade

suivant de séparation magnétique à grande intensité dans.

un entrefer magnétique (non représenté), plus précisé-

ment un séparateur magnétique de type Jones, l'intensité du champ magnétique et l'efficacité d'élimination des minerais de fer et de titane dépendant de la largeur de l'entrefer magnétique utilisé. Ainsi, la grosseur de tamisage dépend du séparateur magnétique à grande intensité et de son efficacité. On a trouvé qu'il faut choisir la grosseur de tamisage de façon que la particule de grosseur maximale qui passe à travers le

tamis ait une dimension inférieure d'au moins 10% envi-

ron à la largeur de réglage de l'entrefer magnétique.

Cette utilisation d'un tamis dans un tel circuit d'en-

richissement est tout à fait contraire à la pratique classique dans laquelle la grosseur de tamisage est normalement déterminée par les caractéristiques de libération des constituants minéraux appréciés. Cette combinaison entre la grosseur du tamis et la largeur de l'entrefer magnétique est l'une des caractéristiques de l'invention, particulièrement en combinaison avec le stade de dispersion qui précède aussi bien le tamisage que le ou les stades de séparation magnétique à grande intensité, et permet de conduire aussi bien

le stade de tamisage que le stade de séparation magné-

tique à grande intensité avec des concentrations de pulpe atteignant 45% de solides qui étaient impossibles antérieurement. Du fait que l'on peut opérer à une si forte concentration, le temps de séjour des minéraux de fer et de titane xagnétiquement susceptibles dans le champ magnétique est notablement pl-as long qu'il

n'était possible antérieurement. Grgce à cela, l'effi-

cacité du circuit de séparation à grande intensité est remarquable. La référence 12 indique le refus du stade

de tamisage, qui est divisé par un appareil de fragmen-

tation par voie humide ou dont une portion telle que le bois est rejetée comme déchet, le reste étant broyé

à moins de 1,651 mm.

2492409 1

Le passant, en 13, peut ttre à nouveau dilué dans une gamme d'environ i(, à 45' de solides et amené au(x) stade(s) de séparation magnétique A grande

intensité, indiqué(s) en 14, l'intensité du champ magné- tique étant de 1,10 à 2,20 T. Après ce stade, le concentré magnétique,

montré en 15, principalement formé de minerais de fer et de titane, sera normalement amené à un concentrateur indiqué en 17 dont la surverse, montrée en 18, est ramenée, comme diluant, aux circuits de séparation magnétique et de fragmentation de la matière première. Le produit soutiré du concentrateur, indiqué en 19, est le concentré magnétique contenant principalement des minerais de fer et de titane et sera

normalement rejeté comme déchet.

Les matières non magnétiques, indiquées

en 16, données par le ou les stades de séparation ma-

gnétique A grande intensité, seront normalement envoyées A la concentration et à la filtration et les solutions, indiquées en 20, provenant de la concentration et de la filtration, servent de diluant dans les circuits de séparation magnétique et de fragmentation de la matière première. Le g&teau de filtration, indiqué en 21, est

le minerai d'aluminium final amélioré.

La figure 2 illustre le procédé de plus simple de l'invention dans son application aux bauxites, aux argiles bauxitiques et aux argiles aluminifères, indiquées en 22, telles qu'elles sont extraites ou après des processus classiques de concassage et/ou de lavage et de tamisage. La référence 23 combine au moins un etade de broyage & l'état humide avec la dispersion des

solides contenus dans la pulpe. La concentration pré-

férée de la pulpe à ce ou ces stades de broyage humide est de 45 A 55'; de solides, le minimum Étant d'environ J de solides et le maximum d'environ 6C- de solides, ce stade s'effectuant en présence au moins d'hydroxyde de sodium, le pH étant maintenu entre environ 9,5 et 12,5.

2492409 1

La référence 24 indique le stade de tamisage

qui suit le ou les stades de broyage humide et les référen-

ces 25, 26, 27, 28, 29, 30, 31, 32, 33 et 34 correspondent respectivement aux références 12, 13, 14, 15, 17, 18, 19, 16, 20 et 21 de la figure 1; on obtient ainsi le produit final. La figure 3 comprend la totalité de la figure

2 jusqu'à la référence 32 inclusivement, mais sans concentra-

tion ni filtration. En partant de 35, le produit non magnéti-

* que obtenu est amené, en 36, au déschlammage ok l'on effectue de préférence la séparation avec un équipement classique (non représenté) pour éliminer les particules de 2 à 10lm, avec élimination préalable facultative de la fraction plus grosse que 74pm. Le passant (42-10m)de cette séparation, indiqué en 37, est enrichi en minerais de fer et de titane et sera normalement rejeté comme déchet. Le refus, indiqué en 38, est appauvri en minerais de fer et de titane. On peut traiter ce produit par deux procédés possibles. Dans la variante (1), on amène le refus indiqué en 39 à un stade de séparation magnétique à grande intensité utilisant une intensité de champ minimale de 11,0 kG, le concentré magnétique obtenu, indiqué

en 41, contenant principalement des minerais de fer et de ti-

tane. Le produit,indiqué en 42, suit les mêmes stades de trai-

tement que ceux indiqués par les références 29, 30 et 31 de la figure 2. La fraction non magnétique indiquée en 43 est normalement soumise à une concentration et à une filtration et, comme indiqué en 44, subit les mêmes stades de traitement

que ceux indiqués par les références 33, D4 de la figure 2.

Dans la variante (2), on amène le refus indiqué en 40 à un stade de filtration, le gàteau de filtration étant préséché

ou envoyé directement à la déshydratation ou bien, si on uti-

lise un séparateur centrifuge, on envoie le produit à un pré-

séchage ou directement à la déshydratation.

Sur la figure 4, on a indiqué en 45 le passant du tamis de la figure 2, références 22, 23, 24, 25 et 26, dilué à environ 15 à 45% de solides. Ce passant, comme indiqué en 46, est amené à au moins un stade et, de préférence, à au

moins deux stades de séparation ------------------------------

2492409 1i magnétique à intensité faible ou moyenne, avec des intensités de champ magnétique de 0,5 à 10,0 kG. Le

concentré magnétique obtenu, indiqué en 47, est princi-

palement formé de minerais de fer et de titane et, comme indiqué en 48, il est soumis aux stades de trai- tement de la figure 2, références 29, 30, 31. La fraction non magnétique obtenue, indiquéeen 49, est

soumise aux stades de traitement de la figure 2, réfé-

rences 27, 28, 29, 30, 31, 32, 33 et 34.

Les exemples non limitatifs ci-après sont présentés pour illustrer l'invention. Dans les

exemples et dans toute la description, les parties

sont en poids sec, sauf indication contraire.

Dans tous les exemples suivants, le minerai tel qu'il arrive a été séché & l'air pour faciliter la manipulation et a été passé dans un broyeur & marteaux, donnant un produit inférieur

à 19 um environ.

Pour le travail en usine pilote, c'est la matière d'alimentation au circuit de broyage au

broyeur à boulets à un seul stade qui a été utilisée.

Pour le travail de recherche en laboratoire, on a réduit encore à moins de 3,327 mm le produit inférieur à 19 ma pour le broyer dans un broyeur à barres ou à boulets de laboratoire à un

seul stade.

EIErPLE 1 Cet exemple illustre un mode de mise en oeuvre préféré de l'invention comportant au moins un

stade de séparation magnétique à grande intensité.

La matière d'alimentation est une bauxite

de l'Arkansas.

Les principaux composants de l'usine pilote sont un broyeur à boulets suivi d'un tamis à mailles de 0,417 mm, un séparateur magnétique du

type à tambour à faible intensité, un séparateur magné-

tique Jones à grande intensité dont l'intensité nominale

2492409]

de champ magnétique est de 14 à 16 kG, et des moyens de concentration, de filtration et de manipulation des matières. Le débit d'alimentation du circuit au broyeur à boulets est de 363 kg/h, sur la base du minerai sec. On utilise NaOH seul comme agent alcalin et, dans la totalité des essais, on maintient le pH

entre 10,7 et 10,9 à la sortie du broyeur à boulets.

On ajoute l'agent dispersant à l'extré-

mité d'alimentation du broyeur à boulets.

"2080" est une composition de lignine

fournie par la Rayonier Company, filiale d'I.T.T.

"HTP" veut dire hexamétaphosphate de

sodium.

"Orzant" est une marque déposée de

Crown Zellerbach pour une composition de lignine.

"Quebracho" désigne une lignine et un

extrait d'écorce provenant d'Amérique du Sud.

Sauf indication contraire, la concentra-

tion de tous les réactifs en solution est de 2,5%, à

l'exception de NaOH qui est en solution à 10%.

Dans tous les cas, on règle la teneur

en solides & environ 50% à la sortie du broyeur à bou-

lets et on règle. entre 42 et 44% la teneur en solides

à l'entrée du premier stade à grande intensité magnéti-

que du séparateur Jones.

On rejette comme déchet le refus du

tamis car il contient principalement du bois.

Le trieur magnétique du type à tambour

a une faible intensité de champ qui n'est pas mesurée.

Il élimine moins de 0,2% de l'alimentation primitive

sous forme de particules magnétiques.

Le séparateur magnétique Jones, fourni par Klockner Humboldt Deutz à Cologne, R.F.A., comporte

des anneaux magnétiques supérieur et inférieur.

2492409 1

deux stades et un stade rieur, soit magnétique. Dans les essais ci-après, on effectue de triage magnétique sur l'anneau supérieur

de triage magnétique sur l'anneau infé-

au total trois stades de séparation On obtient les résultats suivants, la

variable principale étant l'agent dispersant.

Agent dispersant, kg/t

"2080"

1,985 kg/t "HII"w 0,5 kg/t 0 5 kg/t et "Quebracho" o,375 kg/t "Quebracho" 0,53 kg/t et "Orzan", O, 305 kg/t Analyse chimique, Concentrés magnétiques N, SiO 2 oe2 i2 % en 2 3 -poids

11,0 23,7 5,2 19,2

9,3 31,2 5,4 16,7

,4 26,9 5,5 16,1

9,6

27,9 5,4 15,6

en pQids Constituants sio2 Fe2o3, --

17,8 1,69

18,0 1,85

17,9 1,67

non magnétiques TiO2 % en poids

1,35 81,8

1,50 83,3

1,45 83,9

18,0 1,81 1,46

84,4 Note: l'analyse de tête moyenne 16,0% Si02, 6,2% Fe203 et de l'alimentation était

2,0% TiO2.

0% N. 0% -e eu 2492409 l

EXEPLE 2

On effectue l'opération suivante en usine pilote sur une argile bauxitique de l'Arkansas en utilisant le même circuit que dans l'exemple 1. La différence principale réside dans le pourcentage de

solides à l'entrée du premier stade de triage magnéti-

que du séparateur magnétique Jones; il est de 19,0%.

L'agent alcalin est NaOHE, le pH du circuit est maintenu entre 10,7 et 10, 8 et l'agent dispersant est le "Quebracho", utilisé à raison de 0,25 kg/t de minerai. On obtient les résultats suivants: Analyse chimique, % en poids concentrés magnétiques constituants non magnétiques SiO2 Fe2O, oiO2 % en Si02 F0203 TiO2 % en - poids poids

21,8 21,9 7,2 11,7 32,9 0,88 1,14 88,3

Note: l'analyse de tête moyenne de l'alimentation étant 31,5% SiO2, 3,34% Fe203 et 1,99% TiO2.

EXEMPLE 3

Cet exemple illustre un mode de mise en oeuvre préféré de l'invention, utilisant au moins un stade de séparation magnétique à grande intensité et

au moins un stade de déschlahmage.

Le minerai utilisé est une bauxite d'Amérique du Sud que l'on a traitée classiquement en la

concassant et en éliminant les fines par lavage.

L'analyse de tête est la suivante, en %: Sio2 Fe203 TiO2 P205

4,0 8,1 1,0 0,12

On broie pendant 8,0 minutes 600 g de la matière séchée dans un broyeur à barres de laboratoire, à 50% de

solides, avec 12 ml de NaOH à 10% et 6 ml de "2080".

A la suite du broyeur à boulets, on conditionne la pulpe pendant 15 minutes dans une cellule Wemco, le pHi étant réglé à 12,0 au moyen de NaOH, puis on la soumet à deux stades de triage magnétique dans un 2492409 il appareil magnétique Colburn de laboratoire à haute

intensité. On relave une fois les deux concentrés ma-

gnétiques en ramenant les queues d'agent de lavage à

la partie non magnétique de la pulpe.

On soumet] magnétique & un stade dE épaississeur-classeur. On obtient Produit obtenu %en poids le total de la e déschlammage portion non en utilisant un les résultats suivants: Analyse chimique, % SiO2 Fe203 OeiO2 P205 concentré magnétique

produit de dé-

schlamaçe in-

férieur a 5>Vm

produit de dé-

schlamage su-

périeur à 5/ m

13,7 3,90 29,3 1,52

13,6 9,40 19,7 3,20

72,7 ,0

3,15 1,39 0,53 0,003

Comme dans les exemples 1 et 2, il faut noter l'excellente séparation métallurgique des minerais de fer et de titane avec seulement de légères

pertes d'alumine. En outre, ces étapes d'enrichisse-

ment sont peu coteuses.

EXEMPLE 4

Cet exemple illustre un mode de mise en oeuvre préféré de l'invention, comportant au moins un stade de séparation magnétique & grande intensité avant le déschlammage, un stade de déschlammage et, finalement, au moins un stade de séparation magnétique

à grande intensité après le déschlammage.

Le minerai utilisé dans cet exemple est une bauxite d'Afrique qui a l'analyse suivante, en %: SiO2 Fe2O3 TiO2

1,09 6,59 2,95

2492409 1

On broie 600 g de la matière pendant 5 minutes dans un broyeur à boulets de laboratoire, à 50%o de solides et à pH 10,3, en utilisant 8 ml de NaOH à 10% et 18 ml de solution de "Quebracho" à 2,5%. Après le stade de broyage, on transfère la pulpe dans une

cellule Wemco et on la conditionne pendant 5,0 minu-

tes tout en réglant le pH à 10,5 au moyen de NaOH.

On applique alors à la pulpe un seul stade de séparation magnétique à haute intensité avec un appareil Colburn de laboratoire, on lave une fois et on réunit les queues d'agent de lavage à la fraction non magnétique obtenue. On déschlamme alors les matières non magnétiques totales à environ ma au moyen d'un épaississeur-classeur de

laboratoire.

On dilue alors la fraction supérieure à 5/"m à environ 20% de solides et on la soumet & deux passes à travers l'appareil Colburn à une haute intensité magnétique. On réunit les deux concentrés magnétiques, on les lave une fois et on réunit les

queues d'agent de lavage à la fraction non magnétique.

On obtient les résultats suivants: Analyse chimique, % Produit obtenu % en SiO2 Fe203 TiO2 poids Concentré magnétique 8,3 1,58 40,8 12,1 1, avant déschlaumage produit de déschlasma- 19,8 1,42 8,8 3,5 ge inférieur & 5/Am Concentré magnétique 5,2 0,96 11,0 4,6 2, après déschlammage produit de déachlax- 66,7 0,85 1,57 1,53 mage, supérieur à #m - Le produit de déschlsmmage inférieur à 5,Lm et le concentré magnétique 2 après déschlsammage sont des matières premières appropriées au procédé Bayer tandis que le produit de déschlammage supérieur 2492409 i à 5/' m est un excellent produit pour l'industrie

chimique ou celle des produits réfractaires.

Le concentré magnétique 1, avant déschla-

mage, serait un déchet.

E 5

Cet exemple illustre un mode de mise en oeuvre préféré de l'invention, utilisant, dans le circuit d'enrichissement, trois stades de triage magnétique à grande intensité dans un séparateur Jones pour obtenir trois concentrés magnétiques que l'on

réunit et qui sont appelés ci-après "concentré magné-

tique total", et un produit non magnétique. On amène le produit non magnétique à un cyclone à rendement élevé pour obtenir deux produits, la "sous-verse" qui est essentiellement supérieure à 30/L et la "surversel qui est amenée à une centrifugeuse pour

déschlammage à environ 5,0/' m. On tire de la cen-

trifugeuse deux produits, l'un inférieur et l'autre

supérieur à 5/L m.

Le minerai utilisé pour cet exemple est une bauxite d'Amérique du Sud, particulièrement

riche en fer.

On traite le minerai tel qu'il est extrait, sans les processus normaux de tamisage et de lavage qui, sur une matière de ce type, éliminent environ 40%

ou davantage de matière comme déchet.

Le circuit d'enrichissement utilisé est une usine pilote à fonctionnement continu comportant un seul broyeur à boulets dans lequel la densité de pulpe est de 51% de solides, le pH à la sortie étant maintenu entre 10,7 et 10,8 au moyen de NaOH; on ajoute, à l'entrée du broyeur à boulets, 0,3 kg de "Quebracho" par tonne de matière première sèche et

0,5 kg d"'Orzan" par tonne de matière première sèche.

A la suite du broyeur à boulets, on amène le produit à un tamis à mailles de 0,589 mm; on rejette comme déchet le refus principalement formé 2492409 ir de bois, on dilue le passant à 28/o de solides et on l'amène à un séparateur magnétique Jones à haute intensité, puis on le fait passer 2 fois de plus dans

le séparateur. On réunit les trois concentrés magné-

tiques obtenus qui forment le "concentré magnétique total". On amène le produit non magnétique à un cyclone à haute efficacité qui donne une "sous-verse" contenant environ 75% de particules supérieures à /tm et une "surverse" contenant environ 85% de

particules inférieures à 30fm.

On amène la "surverse" à une centrifugeuse

Bird qui donne une "sous-verse" essentiellement supé-

rieure à 5etm et une "surverse" essentiellement

inférieure à 5 tm.

L'entrefer du séparateur magnétique Jones est réglé entre 0,50 et 0,60 mas. Le tamis qui précède le séparateur magnétique a une largeur de mailles de 0,417 mm. Lorsqu'on utilise un si petit réglage d'entrefer, la grosseur maximale du stade de tamisage

est de 0,589 mm et de préférence de 0,295 à 0,417 mm.

On obtient les résultats suivants: Analyse chimique, % Produit obtenu % en SiO2 Fe203 TiO2 poids Concentré magnétique 18,2 6,1 48,6 1,76 total produit de la centri- 15,0 19,2 28,2 5,83 fugeuse, inférieur à 5/4 produit de la centri- 27,3 3,35 6,7 1,70 fugeuse, supérieur à 5 m sous- verse du cyclone 39,5 2,7 2,8 0,92 matière de départ 100,0 6,1 16,0 2,0 On traitera comme déchets le concentré magnétique total et le produit inférieur à 5?m tiré

de la centrifugeuse.

2492409 1

Le produit supérieur à 5Am tiré de la centrifugeuse est excellent pour alimenter le procédé Bayer et il a une teneur notablement plus grande en alumine récupérable qu'une bauxite concassée et lavée de façon classique pouvant #tre extraite de la

même région.

la "sous-verse" du cyclone est un excel-

lent produit d'alumine et, en tant que retardateur de

combustion, elle peut etre considérée comme un pro-

duit de haute qualité.

Le tableau ci-après indique l'analyse globale complète de la "sous-verse" du cyclone et du produit supérieur à 5t m tiré de la centrifugeuses

la teneur en A1203 étant calculée classiquement.

Analyse chimique, % Récupération, Perte par % en poids SiO2 e203 TiO2 grillage

66,8 61,3 2,9 4,4 1,2 30,2

Il s'agit ici d'un excellent procédé métallurgique: on obtient un concentré d'alumine à haute teneur et la récupération d'alumine soluble dans les caustiques représente environ 90% de ce

qu'elle était dans l'échantillon d'alimentation.

EXEMPLE 6

Cet exemple illustre un mode de mise en oeuvre préféré de l'invention dans lequel on broie la

matière première dans un broyeur à barres de labora-

toire en utilisant du NaOH conjointement avec un agent dispersant, on tamise à 0,417 mm en obtenant

seulement une trace de refus que l'on jette, on con-

ditionne le passant à pH 10,5 au moyen de NaOH comme agent alcalin, puis on soumet la pulpe à trois stades de séparation magnétique à haute intensité pour obtenir trois concentrés magnétiques et un produit non magnétique contenant plus de 90% des matières

aluminifères primitives.

2492409 I/

Les conditions de l'essai sont les suivantes: L'échantillon d'alimentation est une bauxite d'Amérique du Sud préparée comme indiqué plus haut. On broie une charge de 600 g dans un broyeur à barres de laboratoire, à 50% de solides, en ajoutant 3,0 ml de solution de NaOH à 10% et 3,0 ml de solution de "Quebracho" à 2,5%. Le pH à la fin du broyage est de 8,7. On passe la pulpe venant du broyeur à barres au tamis à mailles de 0,417 mrm, en rejetant comme déchet le refus qui contient

principalement du bois.

On transfère le passant dans une cellule Wemco de laboratoire et on le conditionne pendant

minutes, le pH étant réglé à 10,5 au moyen de NaOH.

On soumet alors la pulpe à trois stades de séparation magnétique au moyen d'un séparateur Colburn à haute intensité. On obtient les résultats suivants: Analyse chimique. % Produit obtenu % en poids SiO2 Fe203 TiO2 Concentré magnétique 1 6,3 1,2 43,1 3,0 Concentré magnétique 2 2,6 2,7 13, 8 2,6 Concentré magnétique 3 1,6 4,0 8,2 2,2 Produit non magnétique 89,5 3,0 1,4 1,3

EXEMPLE 7

Cet exemple illustre un mode de mise en oeuvre préféré de l'invention, utilisant la

mime matière première que l'exemple 6 et le même cir-

cuit, si ce n'est que l'on amène 4 ml de solution de NaOH à 10o au broyeur à barres de laboratoire, que l'on porte le pH à la sortie à 10,5 et que l'on

2492409 I

déschlamme le produit non magnétique à environ 10?F m

en utilisant un épaississeur-classeur de laboratoire.

On obtient les résultats suivants, les trois concentrés magnétiques étant réunis et appelés "le concentré magnétique".. Analyse chimique, % Produit obtenu % en poids Si02 Fe20O TiO2 Concentré magnétique 10,1 1,8 31,3 2,8 Produit inférieur à 10 em. 34,5 2,9 3,1 1,7 Produit supérieur à 10//m 55, 4 2,7 0,8 1,2 Le concentré magnétique et le produit

inférieur & 10/ m constituent une alimentation satis-

faisante pour le procédé Bayer tandis que le produit supérieur à 10/0 m est un produit de haute qualité

pour l'industrie des réfractaires.

EXEMPLE 8

Cet exemple illustre un mode de mise en oeuvre préféré de l'invention comportant un triage magnétique à haute intensité avant un déschlammage, et

suvi d'un triage magnétique à haute intensité appli-

qué à la fraction grossière résultant du stade de déschlammage. L'échantillon de minerai utilisé est

une bauxite d'Amérique du Bud à haute teneur en fer.

On broie à 50% de solides dans un broyeur A barres de laboratoire un échantillon de 600 g de la matière, additionné de 6 ml de solution de NaOH à 10% et 18 ml de solution de "Quebracho" à 2,5%. Le pH à la fin du broyage est de 10,4. On tamise la pulpe sortant du broyeur sur un tamis à mailles de 0,417 mm et on rejette comme déchet le refus principalement formé de particules de bois. On transfère le passant dans une cellule de flottation Wenco de laboratoire

2492409.1

et on le conditionne pendant 15 minutes, le pH étant

ajusté à 10,8 au moyen de NaOH.

On soumet alors la pulpe à trois stades de séparation magnétique à haute intensité en utilisant le séparateur magnétique Colburn; on garde séparément le premier concentré magnétique, appelé ci-après

"concentré magnétique 1" et on réunit les deux concen-

trés magnétiques suivants, appelés ci-après "concentré magnétique 2". On soumet le produit non magnétique au déschlammage à environ 10,Tm en utilisant un épaississeur-classeur de laboratoire pour obtenir un produit supérieur à 10 m et un produit inférieur a

/ti m.

On soumet le produit supérieur à 101Am

à deux stades de séparation magnétique à haute inten-

sité en utilisant le séparateur Colburn, on obtient deux concentrés magnétiques que l'on réunit et qui sont appelées ci-après "concentré magnétique 3", et un

produit non magnétique final.

On obtient les résultats suivants z Analyse chimicue, % Produit obtenu

concentré ma-

gnétique 1 8,0

concentré ma-

gnétique 2 5,8 Inférieur à 1'iQ 25,4

concentré ma-

gnétique 3 2,4

fraction non ma-

gnétique supé-

rieure à 10Om 58,4 analyse calculée

de l'échautil-

lon de départ 100,0 poids Al293 SiO2 Fe293 Perte TiO2 par gril- lage

- 2,4 74,8 1,5

- 2,5

- 15,1

44,9 27,4 1,9 ,2

- 2,5 12,0 1,8 -

63,1 1,7 1,8 0,8 32,6

,7 4,2 16,9 2,1

26,1 Les concentrés magnétiques 1 et 2 et le produit inférieur à 10q m seront traités comme déchets. Le concentré magnétique 3 peut être une matière

d'alimentation satisfaisante pour le procédé Bayer.

Le produit non magnétique supérieur à

m est un excellent produit utilisable dans l'in-

dustrie chimique, par exemple comme retardateur de combustion de haute qualité, sa perte par grillage étant

de 32,6% contre un maximum possible d'environ 34,5%.

Dans un mode de mise en oeuvre préféré de l'invention, on utilise un ou plusieurs stades de déschlammage à la suite du ou des stades de séparation magnétique à haute intensité. Toutefois, selon le type de matière et les circuits utilisés, on peut appliquer un ou plusieurs stades de déschlammage en n'importe quel point du circuit, après le stade de broyage avec

dispersion.

Lorsqu'on utilise un stade de séparation

magnétique à intensité faible ou moyenne ou un déschlam-

mage ou les deux, avant le ou les stades magnétiques à haute intensité, on peut appliquer le ou les stades de tamisage en n'importe quel point du circuit, après le stade de broyage avec dispersion et avant le ou

* les stades magnétiques à haute intensité.

Dans le ou les stades magnétiques à haute intensité, la largeur de l'entrefer magnétique est d'environ 0,35 à 2,0 mm. Pour déterminer la largeur de l'entrefer, on mesure la plus courte distance entre argtes opposées des p8les nord et sud, de façon bien connue. Il va de soi que des modifications peuvent Otre apportées aux modes de réalisation qui viennent d'ttre décrits, notamment par substitution de moyens techniques équivalents, sans que l'on sorte pour cela

du cadre de la présente invention.

IcVE.N Di Ci tIct.

1. Procédé d'amélioration de matières aluminifères choisies parmi les bauxites, les argiles bauxitiques et les argiles contenant des minErais d'aluminium, caractérisé par les étapes suivantes: (a) soumettre une pulpe de la matire àA au moins un stade de dispersion en présence au mvoins d'hydroxyde de sodium et à un pH de 8,5 à 2:,5 environ, (b) ensuite, soumettre la pulpe à au moins un stade de tamisage à une grosseur comprise dans la gamme de 0,208 A 1,651 mm pour obtenir un produit plus fin que cette grosseur, (c) ensuite, soumettre le passant ainsi obtenu à au

moins un stade de séparation Iagnétique à haute inten-

sité en utilisant une intensité de champ ------------

______________-________________________________________

d'environ 1,10 à 2,20 T pour obtenir un concentré magnétique enrichi en minerais de fer et de titane et un produit non magnétique appauvri en minorais de

fer et de titane.

2. Procédé selon la revendication 1, caractérisé en ce qu'à l'étape (a), on corndait le stade de dispersion en présence d'hydroxyde de sodium seul, ou d'hydroxyde de sodium associé à un agent alcalin choisi parmi KOH, NH40H, Na2CO et les mélanies de

ceux-ci, à un pH d'environ 9,5 à 12,5.

3. Procédé selon la revendication 1, caractérisé en ce qu'à l'étape (a), on conduit le stade de dispersioJJ en présence d'hydroxyde de sodium

associé à un agent dispersant choisi parmi l's ligni-

nes, les silicates, les phosphates et leurs mélanges, ou d'hydroxyde de sodium en combinaison avec un agent alcalin choisi parmi CHi, NH401i, Na2C03 et les mélanges de ceux-ci et un agent dispersant choisi parmi les lignines, les silicates, les phosphates et

leurs mélanges, à un pH d'environ U,5 A 12,5.

2492409 i 4. Procédé selon la revendication 1,

caractérisé en ce que pour conduire l'étape de disper-

sion (a), on soumet la matière à au moins un stade de broyage humide à une concentration de pulpe d'environ 25 à 6/o de solides. 5. Procédé selon la revendication 1,

caractérisé en ce que pour conduire l'étape de disper-

sion (a), on soumet la matière à au moins un stade

de broyage humide à une concentration de pulpe d'en-

viron 25 à 60% de solides et en présence, soit d'hy-

droxyde de sodium seul à un pH d'environ 9,5 à 12,5, soit d'hydroxyde de sodium associé à un agent alcalin choisi parai KOH, N1H40H, Na203 et un mélange de ceux-ci, à un pH d'environ 9,5 à 12,5, soit d'hydroxyde de sodium associé à un agent dispersant choisi parmi les lignines, les silicates, les phosphates et leurs mélanges à un pH d'environ 8,5 à 12,5, soit d'hydroxyde de sodium associé à la fois à du KOH, NH40H, Na2C03 ou à un mélange de ceux-ci et à un agent dispersant choisi parmi les lignines, silicates, phosphates

et leurs mélanges à un pH d'environ 8,5 à 12,5.

6. Procédé selon l'une quelconque des

revendications 1, 4 ou 5, caractérisé en ce que l'on

soumet le produit non-magnétique obtenu à au moins un stade de déschlammage pour obtenir des fines enrichies

en fer, titane et silice et un produit grossier appau-

vri en fer, titane et silice. 7. Procédé selon la revendication 1, caractérisé par les étapes suivantes:

(a) soumettre la matière à au moins un stade de broyage

à l'état humide à une concentration de pulpe d'envi-

ron 25 à 60% de solides en présence au moins d'hydroxyde de sodium et à un pH d'environ 8,5 à 12,5, (b) ensuite, soumettre la pulpe à au moins un stade de tamisage entre 0,208 et 1,651 mm pour obtenir un produit plus fin que cette grosseur, (c) ensuite, soumettre le passant A au moins un stude de séparation magnétique A intensité foible ou moyenne,

entre 0,05 et 1,00 T, pour obtenir un produit magnéti-

que et un produit non magnétique, (d) ensuite, soumettre le produit non magnétique à

au moins un stade de séparation magnétique à haute in-

tensité en utilisant une intensité de champ d'environ 1,10 et 2,20 T pour obtenir un concentré mapr.tique enrichi en minerais de fer et de titane et un produit non magnétique appauvri en minerais de fer et de titane.

8. Procédé selon la revendication 7, carac-

térlsA en ce que l'on conduit le ou les stades de

séparation magnétique à heute intensiité dans un rApa-

rateur de type Jones.

9. Procédé selon la revendication 8, carac-

térisé en ce que l'on soumet le produit plus fin que 0,208 à 1,651 mm a au moins deux stades de séparation magnStique à haute intensité dains un séparateur de

type Jones.

10. Procédé selon la revendication 8, carac-

térisé en ce que l'oni soumet le produit à teu moins

un stade de tamisage entre 0,208 et 1,651 mm pour obte-

nir un produit plus fin que cette grosseur, après le ou les stades de séparation magnétique à intensité

faible ou moyenne.

11. Procédé selon la revendication 10,

caractérisé en ce que, pour conduire l'étape de dis-

persion (a), on broie par voie humide à une concentra-

tion de pulpe d'environ 25 A 605/ de solides,t en

présence soit d'hydroxyde de sodium seul, A un pH d'en-

viron 9,5 à 12,5, soit d'hydroxyde de sodium et d'un agent alcalin choisi parmi KOHI, li40OI, Na2CO3 et un nmélang;e de ceux-ci à un pli d'environ 9,5 à 12,5,

soit d'hydroxyde de sodium associé à un agent disper-

sant choisi parmi les lignines, silicates, phosphates et les mélanges de ceux-ci à un pli d'environ 8,5 A 12,5, soit d'hydroxyde de sodium associé à la fois à un agent alcalin choisi parmi KOH, NH4OH, Na2C0O3 et un mélange de ceux-ci et à un agent dispersant choisi parmi les lignines, silicates, phosphates et mélanges de ceux-ci à un pH d'environ 8,5 a 12,5. 12. Procédé selon la revendication 7 pour l'amélioration d'une matière aluminifère choisie

parmi les bauxites et les argiles bauxitiques, carac-

térisé en ce qu'il comprend l'étape supplémentaire suivante: (e) soumettre le produit non magnétique à au moins

un stade de déschlammage pour obtenir des fines en-

richies en fer, titane et silice et unproduit grossier

appauvri en fer, titane et silice.

13. Procédé selon l'une quelconque des

revendications 4, 5 ou 12, caractérisé en ce que l'on

conduit le ou les stades de séparation magnétique

à haute intensité dans un séparateur de type Jones.

14. Procédé selon l'une quelconque des

revendications 4, 5 ou 12, caractérisé en ce que l'on

soumet le produit plus fin que 0,208 à 1,651 am à au moins deux stades de séparation magnétique à haute

intensité dans un séparateur de type Jones.

15. Procédé selon la revendication 6 ou 12, caractérisé en ce qu'à la suite du stade de déschlazmage, on soumet le produit grossier à au

moins un stade de séparation magnétique à haute -

intensité. 16. Procédé selon la revendication 12,

caractérisé en ce que l'on soumet le produit non ma-

gnétique à au moins un stade de tamisage entre 0,208 et 1,651 ma pour obtenir un produit inférieur à cette grosseur, à la suite du ou des stades de séparation

magnétique A intensité faible ou moyenne.

17. Procédé selon la revendication 12,

caractérisé en ce que l'on soumet le produit non ma-

gnétique provenant du ou des stades de séparation magnétique à haute intensité (d) à au moins deux stades de déschlaamage pour obtenir des fines enrichies en fer, titane et silice et un produit grossier appauvri

en fer, titane et silice.

18. Procédé selon la revendication 12, caractérisé en ce qu'à la suite du ou des stades de broyage à l'état humide et avant le ou les stades de séparation magnétique à haute intensité, on soumet le produit à au moins un stade de déschlammage pour obtenir des fines enrichies en fer, titane et silice et un produit grossier appauvri en fer, titane et silice.