FR2661843A1 - Collecteurs a base de monosulfonate d'oxyde de diaryle alcoyle, utiles dans la flottation de minerais. - Google Patents

Collecteurs a base de monosulfonate d'oxyde de diaryle alcoyle, utiles dans la flottation de minerais. Download PDF

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Abstract

L'acide ou le sel monosulfonique d'un oxyde de diaryle alcoylé peut être utilisé comme collecteur dans la flottation à mousse de matières minérales, en particulier des matières minérales oxydées.

Description

COLLECTEURS A BASE DE MONOSULFONATE D'OXYDE DE DIARYLE
ALCOYLE, UTILES DANS LA FLOTTATION DE MINERAIS.
La présente invention concerne la récupération de matières minérales par flottation à mousse.
La flottation est un procédé permettant de traiter un mélange de matières solides minérales finement divisées, par exemple un minerai pulvérulent,en suspension dans un liquide, procédé dans lequel une partie des matières solides est séparée des autres matières solides minérales finement divisées, par exemple de la silice, de la gangue siliceuse, des argiles et des autres matières analogues présentes dans le minerai, en introduisant un gaz (ou en produisant un gaz in situ) dans le liquide de façon à produire une masse d'écume ou de mousse contenant certaines des matières solides sur le dessus du liquide et en laissant en suspension (sans qu'ils aient fait l'objet d'une formation de mousse) les autres constituants solides du minerai.La flottation est basée sur le principe selon lequel l'introduction d'un gaz dans un liquide contenant, en suspension dans celui-ci, des particules solides de matières différentes, provoque l'adhérence d'une partie du gaz= sur certaines matières solides en suspension et non pas sur les autres et rend ainsi plus légères que le liquide les particules sur lesquelles le gaz adhère ainsi. Ces particules s'élèvent par conséquent jusqu'à la partie supérieure du liquide de façon à former une mousse.
Les matières minérales, et la gangue qui leur est associée, que l'on traite par flottation à mousse ne possèdent en général pas un caractère hydrophobe ou hydrophile suffisant pour permettre une séparation convenable. C'est pourquoi on utilise souvent divers produits chimiques actifs dans la flottation à mousse en vue de créer, ou améliorer, les propriétés nécessaires pour permettre une séparation.
On utilise des agents collecteurs ou collecteurs pour améliorer le caractère hydrophobe et donc la flottabilité de différentes matières minérales présentant de l1intérêt. Ces collecteurs doivent être capables
(1) de se fixer sur 1 espèce chimique voulue de la matière minérale, à l'ex-
clusion relative des autres espèces chimiques présentes, 2) de maintenir
cette fixation dans la turbulence, ou situation de cisaillement, qui est associée à la flottation à mousse et (3) de rendre l'espèce chimique voulue de la matière minérale suffisamment hydrophobe pour permettre le degré voulu de séparation.
En plus des collecteurs, on utilise un certain nombre d'autres produits chimiques actifs. Comme exemples de types de produits actifs supplémentaires qui sont utilisés, on peut citer des agents moussants, des déprimants, des régulateurs de pH, tels que la chaux et le carbonate de sodium, des dispersants et divers promoteurs et activateurs. On utilise des déprimants pour accroître ou rehausser le caractère hydrophile de diverses espèces chimiques minérales et soumettre ainsi leur flottation à une action déprimante. Les agents moussants sont des produits actifs qui sont ajoutés aux systèmes de flottation pour promouvoir la création d'une moussesemi-stable. A la différence à la fois des déprimants et des collecteurs, les agents moussants n'ont pas besoin de se fixer, ou de faire l'objet d'une adsorption, sur les particules de matière minérale.
La flottation à mousse a été pratiquée de manière extensive dans l'industrie minière depuis au moins le début du vingtième siècle. Une grande diversité de composés sont considérés comme utiles en tant que collecteurs, agents moussants et autres produits actifs dans la flottation à mousse. C'est ainsi par exemple que les xanthates, les alcoylamines simples, les sulfates d'alcoyle, les acides carboxyliques et les acides gras sont en général admis comme étant des collecteurs utilisables. Comme produits actifs utilisables en tant qu'agents moussants, on peut citer des alcools à faible poids moléculaire, tels que le méthylisobutylcarbinol et les éthers glycoliques.Les additifs spécifiques utilisés dans une opération particulière de flottation sont choisis en fonction de la nature du minerai, des conditions dans lesquelles la flottation doit avoir lieu, de la matière minérale qu'on cherche à récupérer et aes autres additifs qui doivent être utilisés en combinaison avec eux.
Bien que les spécialistes en la matière reconnaissent qu'une grande variété de produits chimiques actifs sont utilisables dans la flottation à mousse, il est reconnu aussi que l'efficacité de produits actifs connus varie fortement en fonction du ou des minerais particuliers qui sont soumis à la flottation, ainsi que des conditions de flottation. I1 est en outre reconnu que la sélectivité, ou la capacité à mettre de manière sélective en flottation les espèces chimiques voulues à l'exclusion des espèces non-voulues, constitue un problème particulier.
Les matières minérales et leurs minerais associés sont en général classés en sulfures ou oxydes, le dernier groupe comprenant les espèces chimiques contenant de l'oxygène telles que les carbonates, les hydroxydes, les sulfates et les silicates. C'est ainsi que le groupe des matières minérales classées en tant qu'oxydes englobe en général n'importe quelle matière minérale contenant de l'oxygène. Bien qu'une proportion importante des matières minérales existant à présent soit contenue dans des minerais du type oxyde, le plus grand nombre des systèmes de flottation à mousse qui sont utilisés avec succès concerne les minerais du type sulfure.La flottation des matières minérales du type oxyde est reconnue comme étant sensiblement plus difficile que la flottation des matières minérales du type sulfure et l'efficacité de la plupart des procédés de flottation dans la récupération des minerais du type oxyde est limitée.
Un problème majeur lié à la récupération des matières minérales à la fois du type oxyde et du type sulfure est constitué par la sélectivité. On pense que certains des collecteurs admis, tels que les acides carboxyliques, les sulfates d'alcoyle et les sulfonates d'alcoyle cités plus haut, sont des collecteurs efficaces pour les minerais à base de matières minérales du type oxyde. Cependant, bien que l'utilisation de ces collecteurs puisse entraîner des récupérations acceptables, il est reconnu que la sélectivité par rapport à la matière minérale voulue offrant de l'intérêt est habituellement extrêmement médiocre. Ceci signifie que le degré de pureté ou le pourcentage du constituant voulu qui est contenu dans la matière minérale récupérée est un degré de pureté ou pourcentage faible qui est inacceptable.
Du fait du faible degré de pureté des matières minérales récupérées du type oxyde qui est obtenu en utilisant une t'lot- tation classique, de type direct, l'industrie minière s'est en général tournée vers des méthodes plus complexes en espérant obtenir une récupération acceptable de matières minérales à degré de pureté acceptable. Dans les procédés existants utilisés sur le plan commercial, on soumet souvent les minerais du type oxyde à une opération de sulfuration avant la flottation classique. Une fois que les matières minérales du type oxyde ont été sulfurées, on les soumet alors à la flot tation en utilisant des collecteurs de sulfures connus. Même avec l'opération de sulfuration, les récupérations et le degré de pureté sont inférieurs à ce qui eSt souhaitable.Une manière de procéder qui constitue une variante pour la récupération de minerais du type oxyde est l'extraction liquide/liquide. Une troisième manière de procéder qui est utilisée dans la récupération de minerais du type oxyde, plus particulièrement d'oxydes et phosphates de fer, est la flottation inverse ou indirecte. Dans la flottation inverse, la flottation du minerai contenant les matières minérales voulues offrant de l'intérêt fait l'objet d'une action déprimante et la gangue ou autre produit contaminant est mis en flottation. Dans certains cas, le produit contaminant est une matière minérale qui peut offrir de l'intérêt. Une quatrième manière de procéder pour la récupération de matières minérales fait appel à une dissolution chimique ou une lixiviation.
Aucune de ces méthodes existantes de flottation concernant les minéraux du type oxyde n'est sans problème. En général, ces méthodes connues entraînent une faible récupération ou un faible degré de pureté, ou encore les deux. Le faible degré de pureté des matières minérales récupérées est reconnut comme constituant un problème particulier dans la flottation des matières minérales du type oxyde. Les méthodes connues de récupération n'ont pas pu être mises en oeuvre d'une manière économique et il en résulte qu'une proportion importante des minerais du type oxyde n'est tout simplement pas traitée. De ce fait, les spécialistes dans la technique de la flottation à mousse admettent en général qu'il existe un grand besoin d'une amélioration de la sélectivité dans la flottation des matières minérales du type oxyde.
La présente invention a pour objet un procédé de récupération de matières minérales par flottation à mousse, consistant à soumettre à la flottation à mousse une suspension aqueuse contenant des matières minérales particulaires, en présence d'un collecteur comprenant des acides sulfoniques d'oxyde de diaryle ou des sels de ceux-ci, ou des mélanges de tels sels ou acides, l'espèce chimique monosulfonée constituant au moins environ 20% en poids des acides ou sels sulfonés dans des conditions telles que les matières minérales à récupérer sont mises en flottation. Les matières minérales récupérées peuvent être constituées par la matière minérale qu'on souhaite ou par les matières contaminantes non-souhaitées.Le procédé de flottation à mousse de la présente invention utilise en supplément des agents moussants ou d'autres produits actifs pour la flottation qui sont connus dans la technique.
La mise en oeuvre du procédé de flottation de la présente invention entraîne des améliorations de la sélectivité et donc du degré de pureté des matières minérales récupérées à partir de minerais du type oxyde et/ou du type sulfure, tout en maintenant, ou augmentant, d'une manière générale les niveaux d'ensemble de récupération de la matière minérale voulue. Il est surprenant que l'utilisation d'acides monosulfoniques d'oxyde de diphényle alcoylé ou de sels de ceux-ci entraîne des améliorations régulières de la sélectivité ou récupération des matières minérales offrant de l'intérêt.
Le procédé de flottation de la présente invention est utilisable dans la récupération de matières minérales offrant de l'intérêt, à partir de divers minerais parmi lesquels des minerais du type oxyde, ainsi que des minerais du type sulfure et des minerais mixtes.
Comme exemples non limitatifs de minerais du type oxyde qu'on peut mettre en flottation en utilisant la mise en oeuvre de la présente invention, on peut de préférence citer les oxydes de fer, les oxydes de nickel, les oxydes de cuivre, les oxydes de phosphore, les oxydes d'aluminium et les oxydes de titane. Comme autres types de matières minérales contenant de l'oxygène qu'on peut mettre en flottation en utilisant la mise en oeuvre de la présente invention, on peut citer des carbonates, tels que la calcite ou la dolomite, et des hydroxydes tels que la bauxite.
Comme exemples non limitatifs de minerais spécifiques du type oxyde qu'on peut recueillir par flottation à mousse en utilisant le procédé de la présente invention, on peut citer ceux contenant de la cassitérite, de l'hématite, de la cuprite, de la vallérite, de la calcite, du talc, du kaolin, de l'apatite, de la dolomite, de la bauxite, du spinelle, du corundum, de la latérite, de l'azurite, du rutile, de la magnétite, de la columbite, de l'ilménite, de la smithsonite, de l'anglésite, de la scheelite, de la chromite, de la cérussite, de la pyrolusite, de la malachite, du chrysocolle, de la zincite, du massicot, de la bixbyite, de l'anatase, de la brookite, de la tungstite, de l'uraninite, de la gummite, de la brucite, de la manganite, du psilomélane, de la goethite, de la limonite, du chrysobéryl, du microlithe, de la tantalite, du topaze et de la samarskite.
Le procédé de flottation à mousse de la présente invention est utilisable pour le traitement de minerais supplémentaires parmi lesquels des minerais du type oxyde, le terme "oxyde" étant défini comme englobant les carbonates, les hydroxydes, les sulfates et les silicates, tout aussi bien que les oxydes.
Le procédé de la présente invention est aussi utilisable pour la flottation de minerais du type sulfure. Comme exemples non limitatifs de minerais de type sulfure qu'on peut mettre en flottation à l'aide du procédé de la présente invention, on peut citer ceux contenant de la chalcopyrite, de lachalcocite, de la galène, de la pyrite, de la sphalérite, de la molybdénite et de la pentlandite.
A l'aide de la mise en oeuvre de la présente invention, on peut aussi récupérer des métaux nobles tels que l'or et l'argent et les métaux du groupe du platine, ces métaux du groupe du platine étant constitués par le platine, le ruthénium, le rhodium, le palladium, l'osmium et l'iridium. On trouve par exemple souvent de tels métaux associés à des minerais du type oxyde et/ou du type sulfure. On peut par exemple trouver du platine associé à de la troïlite. En mettant en oeuvre la présente invention, on peut récupérer de tels métaux avec un bon rendement.
Les minerais n'existent pas toujours purement sous forme de minerais du type oxyde ou sous forme de minerais du type sulfure. Les minerais se présentant dans la nature peuvent être constitués à la fois de matières minérales contenant du soufre et de matières minérales contenant de l'oxygène, ainsi que de faibles quantités de métaux nobles tels que définis ci-dessus. En mettant en oeuvre la présente invention, on peut récupérer les matières minérales à partir de ces minerais mixtes. Cela peut se faire par une flottation en deux stades, le premier stade étant constitué par une flottation classique des sulfures, permettant de récupérer principalement les matières minérales du type sulfure, tandis que l'autre stade de la flottation utilise le procédé et la composition de collecteur de la présente invention pour récupérer principalement les matières minérales du type oxyde et les métaux nobles éventuels qui peuvent être présents. En variante, en mettant en oeuvre la présente invention, on peut récu pérer simultanément à la fois les matières minérales contenant du soufre et les matières minérales contenant de l'oxygène.
Une caractéristique particulière du procédé de la présente invention est sa capacité à soumettre diverses matières minérales à une flottation différentielle. Sans que l'on souhaite être lié par une théorie, on pense que la tendance des diverses matières minérales à pouvoir être mises en flottation dans le procédé de la présente invention est liée à la structure cristalline de ces matières minérales.
D'une manière plus précise, une corrélation semble exister entre le rapport des longueurs des arêtes des cristaux à la surface de ces cristaux en prenant comme base l'unité de surface. Les matières minérales offrant des rapports plus élevés semblent flotter de manière préférentielle par comparaison avec des matières minérales présentant des rapports plus faibles. C'est ainsi que des matières minérales dont la structure cristalline comporte 24 faces ou plus (groupe I) sont en général plus susceptibles de flotter que des matières minérales comportant 16 à 24 faces (groupe II). Les matières minérales du groupe
III comprenant des matières minérales comportant de 12 à 16 faces viennent à la suite dans l'ordre préferentiel de flottation, en étant suivies par des manières minérales du groupe IV comportant de 8 à 12 faces.
Dans le procédé de la présente invention, les matières minérales du groupe I flottent en général avant les matières minérales du groupe II, celles-ci flottant avant les matières minérales du groupe III qui elles-mêmes flottent avant les matieres minérales du groupe IV. L'expression "flotter avant" ou "flotter préférentiellement" signifie que l'espèce chimique préférée flotte à des dosages (quantités) du collecteur qu'on utilise qui sont plus faibles. Ceci signifie qu'une matière minérale du groupe I peut être recueillie à un dosage très faible. Lorsqu'on augmente le dosage et/ou l'extraction de la plus grande partie de la matière minérale du groupe I, une matière minérale du groupe II se trouve recueillie et ainsi de suite.
Un spécialiste en la matière admettra que ces groupements ne sont pas absolus. Des matières minérales différentes peuvent posséder différentes structures cristallines possibles. En outre, la taille des cristaux existant dans la nature varie aussi, ce qui influe sur la facilité avec laquelle des matières minérales différentes peuvent être mises en flottation. Un facteur supplémentaire affectant la préférence de flottation est le degré de libération. En outre, à l'intérieur d'un groupe, c'est-à-dire parmi les matières minérales dont les cristaux ont des rapports de la longueur des arêtes à la surface qui sont semblables, ces facteurs, ainsi que d'autres, influent sur le membre du groupe qui flotte le premier.
Un spécialiste en la matière peut facilement déterminer à quel groupe appartient une matière minérale en examinant la caractérisation minéralogique standard de différentes matières minérales. On en dispose par exemple dans Manual of Mineralogy (Manuel de Minéralogie) 19ème édition, Cornelius S. Hurlbut Jr. et Cornelis Klein (John Wiley and Sons, New York 1977). Comme exemples non limitatifs de matières minérales faisant partie du groupe I, on peut citer le graphite, la niccolite, la covellite, la molybdénite et le béryl.
Comme exemples non limitatifs de matières minérales du groupe II, on peut citer le rutile, la pyrolusite, la cassitérite, l'anatase, le calomel, la torbernite, l'autunite, la marialite, la méionite, l'apophyllite, le zircon et le xénotime.
Comme exemples non limitatifs de matières minérales du groupe
III, on peut citer l'arsenic, la greenockite, la millérite, la zincite, le corundum, l'hématite, la brucite, la calcite, la magnésite, la sidérite, la rhodochrosite, la smithsonite, le salpêtre cubique, l'apatite, la pyromorphite, la mimétite et la vanadinite.
Comme exemples non limitatifs de matières minérales du groupe
IV, on peut citer le soufre, la chalcocite, la chalcopyrite, la stibnite, la bismuthinite, la loellingite, la marcassite, le massicot, la brookite, la boehmite, le diaspore, la goethite, la samarskite, l'atacamite, l'aragonite, la withérite, la strontianite, la cérussite, la phosgénite, le salpêtre, la thénardite, la baryte, la célestite, l'anglésite, l'anhydrite, l'epsomite, l'antlérite, la calédonite, la triphylite, la lithiophilite, l'hétérosite, la purpurite, la variscite, la strengite, le chrysobéryl, la scorodite, la descloizite, la mottramite, la brazilianite, l'olivénite, la libethénite, l'adamite, la phosphuranylite, la childrénite, l'éosphorite, la scheelite, la powellite, la wulfénite, le topaze, la colombite et la tantalite.
Ainsi qu'exposé ci-dessus, ces groupements font l'objet d'une théorie les rendant utilisables pour établir quelles matières minérales sont préférentiellement mises en flottation. Toutefois, le collecteur et le procédé de la présente invention sont utilisables dans la mise en flottation de diverses matières minérales qui n'entrent pas dans les catégories ci-dessus. Ces groupements sont utilisables pour prédire les matières minérales qui flottent au dosage relatif de collecteur le plus faible et non pas pour déterminer celles des matières minérales qui peuvent être recueillies par flottation dans le procédé de la présente invention.
La sélectivité manifestée par les collecteurs de la présente invention permet de séparer, des matières minérales souhaitées, de petites quantités de matièreS minérales non-souhaitées. C'est ainsi par exemple que la présence d'apatite constitue fréquemment un problème dans la flottation du fer, de même que l'est la présence de topaze dans la flottation de la cassitérite. Ainsi, les collecteurs de la présente invention sont, dans certains cas, utilisables pour une flottation inverse dans laquelle la matière minérale non-souhaitée est mise en flottation, par exemple pour mettre en flottation le topaze, en le séparant de la cassitérite, ou l'apatiti, en la séparant du fer.
En plus de la flottation de minerais existant dans la nature, le procédé de flottation et la composition de collecteur de la présente invention sont utilisables pour la mise en flottation de matières minérales à partir d'autres sources. Un exemple de ce type est constitué par les matières résiduelles provenant de divers procédés tels que la séparation de milieux lourds, la séparation magnétique, l'usinage des métaux et le traitement du pétrole. Ces matières résiduelles contiennent souvent des matières minérales qui peuvent être récupérées en utilisant le procédé de flottation de la présente invention. Un autre exemple est la récupération d'un mélange d'encre au graphite et d'autres encres à base de carbone dans le recyclage du papier. Ces papiers recyclés sont normalement désencrés, afin de séparer les encres des fibres de papier, à l'aide d'un procédé de flottation. Le procédé de flottation de la présente invention est particulièrement efficace dans de tels procédés de flottation pour désencrage.
Le collecteur de la présente invention, formé par l'acide monosulfonique, ou un monosulfonate, d'un oxyde de diaryle, corres pond à la formule générale :
Ar' - O - Ar dans laquelle Ar' et Ar sont, l'un et l'autre et d'une manière indépendante, des radicaux aromatiques substitués ou non-substitués, tels que par exemple un phényle ou un naphtyle, à condition que l'un des
Ar' et Ar et un seul contienne un radical d'acide sulfonique ou de sel d'acide sulfonique. De préférence, le collecteur formé de l'acide monosulfonique, ou d'un monosulfonate, d'un oxyde de diaryle est l'acide monosulfonique, ou un monosulfonate, d'un oxyde de diphényle alcoylé ou d'un oxyde de biphényl-phényle alcoylé ou un mélange de ceux-ci.L'acide monosulfonique, ou monosulfonate, d'un oxyde de diaryle est de préférence substitué à l'aide d'un ou plusieurs substituants formés de radicaux hydrocarbonés. Les substituants formés de radicaux hydrocarbonés peuvent être un alcoyle substitué ou nonsubstitué ou un alcoyle insaturé substitué ou non-substitué.
Mieux encore, le collecteur de la présente invention, formé d'un oxyde de diaryle monosulfoné, est un collecteur formé d'un oxyde de diphényle et correspond à la formule qui suit ou à un mélange de composés correspondant à cette formule :
Figure img00100001

dans laquelle chaque R est d'une manière indépendante un radical alcoyle saturé substitué ou non, un radical alcoyle insa turé substitué ou non, chaque m et chaque n sont d'une manière indépendante égaux à 0, 1 ou 2, chaque M est d'une manière indépendante un hydrogène, un métal alcalin, un métal alcalinoterreux, ouun ammonium substitué ou non et chaque x et chaque y sont individuellement égaux à O ou 1, à condition que la somme de x et y soit égale à 1.De préférence, le ou les radicaux R sont d'une manière indépendante un radical alcoyle comportant de 1 à 24, mieux de 6 à 24, atomes de carbone, et de manière encore plus préférentielle de 6 à 16 atomes de carbone, les valeurs que l'on préfère le plus étant de 10 à 16 atomes de carbone. Les radicaux alcoyle peuvent être linéaires, ramifiés ou cycliques, les radicaux linéaires ou ramifiés étant préférés. On préfère aussi que m et n soient égaux chacun à 1.Les radicaux formés par l'ion ammonium M+ ont pour formule (R')3HN+ dans laquelle chaque R' est d'une manière indépendante un hydrogène, un radical alcoyle en C1-C4 ou un radical hydroxyalcoyle en Ci-C4. Comme exemples de radicaux alcoyles et hydroxyalcoyles en Ci-C4, on peut citer le méthyle, l'éthyle, le propyle, l'isopropyle, le butyle, l'hydroxyméthyle et l'hydroxyéthyle. Comme radicaux typiques à base d'ion ammonium, on peut citer l'ammonium (N+H4), le méthylammonium (CH3N+H3), l'éthylammonium (C2H5N+H3), le diméthylammonium ((CH3)2N+H2), le méthyléthylammonium (CH3N+H2C2H5), le triméthylammonium ((CH3)3N+H), le diméthylbutylammonium ((CH3)zN+HC4Hg), l'hydro xyéthylammonium (HOCH2CH2N+H3) et le méthylhydroxyéthylammonium (CH3N+H2CH2CH20H). De préférence, chaque M est un hydrogène, un sodium, un calcium, un potassium ou un ammonium.
Les sulfonates de l'oxyde de diphényle alcoylé et leurs procédés de préparation sont bien connus et on s'y reporte aux fins de la présente invention. Les collecteurs de 1à présente invention qui sont formés d'un monosulfonate peuvent être préparés en modifiant des procédés connus de préparation des sulfonates. Des méthodes de préparation de sulfonates qui sont représentatives sont décrites dans les brevets US-A 3 264 242, US-A 3 634 272 et US-A 3 945 437. Les méthodes commerciales de préparation des sulfonates de l'oxyde de diphényle alcoylé ne produisent généralement pas des espèces chimiques qui sont exclusivement monoalcoylées, monosulfonées, dialcoylées ou disulfonées.Les espèces chimiques disponibles dans le commerce sont d'une manière prépondérante (à plus de 90X) disulfonées et sont constituées par un mélange de sulfonates monoalcoylés et dialcoylés, le pourcentage de dialcoylation étant de 15 à 25% et le pourcentage de monoalcoylation de 75 à 85%. De la manière la plus courante, les espèces chimiques disponibles dans le commerce sont des sulfonates monoalcoylés à environ 80% et dialcoylés à 20%.
Dans la mise en oeuvre de la présente invention, l'utilisation d'espèces chimiques monosulfonées s'est avérée être critique.
On peut préparer de telles espèces chimiques monosulfonées en modifiant l'opération de sulfonation existant dans les méthodes décrites, par exemple, dans les brevets US-A 3 264 242, US-A 3 634 272 et US-A 3 945 437. D'une manière plus précise, les méthodes enseignées cidessus concernent la préparation d'espèces chimiques qui sont d'une manière prépondérante disulfonées. C'est ainsi que, dans l'opération de sulfonation, il est enseigné d'utiliser suffisamment d'agent de sulfonation pour sulfoner l'un et l'autre des noyaux aromatiques.
Toutefois, dans la préparation des monosulfonates utilisables dans la mise en oeuvre de la présente invention, la quantité d'agent sulfonant utilisée est,de préférence,limitée à celle qui est nécessaire pour fournir un radical sulfonate par molécule.
Les monosulfonates préparés de cette manière contiennent à la fois des molécules qui ne sont pas sulfonées et des molécules qui comprennent plus d'un radical sulfonate par molécule. Si on le souhaite, les monosulfonates peuvent être séparés et utilisés sous une forme relativement pure. Toutefois, le mélange résultant d'une opération de sulfonation n'utilisant que suffisamment d'agent sulfonant pour fournir approximativement un radical sulfonate par molécule est aussi utilisable dans la mise en oeuvre de la présente invention.
Ainsi que cela est indiqué plus Raout, l'utilisation d'une espèce chimique monosulfonée est critique pour la mise en oeuvre de la présente invention. Toutefois, la présence d'espèces chimiques disulfonées n'est pas considérée comme nuisible d'un point de vue théorique tant qu'au moins 20 % de dérivés sulfonés sont présents. I1 est préférable que le dérivé monosulfoné soit présent à raison d'au moins 25% et, mieux, à raison d'au moins 40%, et encore mieux à raison d'au moins 50%. De la manière la plus préférentielle, on utilise des acides, ou sels, monosulfonés relativement purs. Dans des applications du domaine commercial, un spécialiste en la matière admet que, aussi élevés que soient les coûts liés à la production d'espèces chimiques monosulfonées relativement pures, ils sont justifiés par les diminutions d'efficacité qui sont liées à l'utilisation de mélanges contenant des espèces chimiques disulfonées.
Les sulfonates d'oxyde de diphényle alcoylé qui sont disponibles dans le commerce sont fréquemment des mélanges d'espèces chimiques monoalcoylées et dialcoylées. Bien que, dans la mise en oeuvre de la présente invention, on puisse faire agir de tels mélanges dedérivés monoalcoylés et dialcoylés, il est préférable dans certai nes circonstances d'utiliser des espèces chimiques qui sont soit monoalcoylées, soit dialcoylées, soit trialcoylées. On prépare de telles espèces chimiques en modifiant les méthodes décrites par exemple dans les brevets US-A 3 264 242, US-A 3 634 272 et US-A 3 945 437.Lorsqu'on souhaite utiliser autre chose qu'un mélange, on effectue une opération de distillation après l'alcoylation, satin d'extraire l'espèce chimique monoalcoylée et soit d'utiliser cette espèce chimique monoalcoylée, soit de la recycler pour une alcoylation supplémentaire. D'une manière générale, on préfère utiliser des espèces chimiques dialcoylées, bien qu'on puisse faire agir des espèces monoalcoylées et trialcoylées.
Comme exemples non:limitatifs de sùlfonatoe d'oxyde de diphényle alcoylé préférés, on peut citer le monosulfonate de sodium de diphényloxyde, le monosulfonate de sodium d' hexyldiphényloxyde, le monosulfate de sodium de décyldiphényloxyde, le monosulfonate de sodium de dodécyldiphénoxyde, le monosulfonate de sodium d'hexadécyldiphényloxyde, le monosulfonate de sodium de l'eicosyldiphényloxyde et les mélanges de ceux-ci.Dans un mode de réalisation préféré, le collecteur estunmonosulfonatede sodium de diphényloxyde diacoylé dans lequel le radical alcoyle est un radical alcoyle en C10-C16, mieux, un radical alcoyle en C10-c12. Les radicaux alcoyle peuvent être ramifiés ou linéraires.
On peut utiliser le collecteur en n'importe quelle concentration qui donne la sélectivité voulue et la récupération voulue des matières minérales voulues offrant de l'intérêt. En particulier, la concentration utilisée dépend de la matière minérale particulière à récupérer, de la richesse du minerai à soumettre au procédé de flottation à mousse et de la qualité voulue pour la matière minérale à récuperer.
Comme facteurs supplémentaires à prendre en considération dans la détermination des niveaux de dosage, on peut citer la valeur de la surface effective du minerai à traiter. Ainsi que pourra l'admettre un spécialiste en la matière, plus la taille des particules est faible, plus la surface effective du minerai est grande et plus est grande la quantité de collecteurs actifs qui est nécessaire pour obtenir des récupérations et des degrés de pureté convenables. D'une manière typique, on doit broyer des minerais à base de matières minérales du type oxyde d'une manière plus fine que les minerais du type sulfure et ils nécessitent donc des dosages très élevés de collecteur ou l'extraction des particules les plus fines par déschlammage.Les procédés classiques de flottation des matières minérales du type oxyde nécessitent normalement une opération de déschlammage pour extraire les fines présentes et permettre ainsi au procédé de fonctionner avec des niveaux acceptables de dosage de collecteur. Le collecteur de la présente invention fonctionne à des niveaux acceptables de dosage avec ou sans déschlammage.
De préférence, la concentration du collecteur est d'au moins 0,001 kg/tonne, mieux, d'au moins 0,05 kg/tonne. Il est préférable aussi que la concentration totale du collecteur ne soit pas supérieure à 5,0 kg/tonne et, mieux, quelle ne soit pas supérieure à 2,5 kg/ tonne. En général, pour obtenir une performance optimale pour le collecteur, il est le plus avantageux de commencer à de faibles niveaux de dosage et d'augmenter le niveau de dosage jusqu'à ce que l'effet voulu soit obtenu.Bien que les augmentations qui sont obtenues pour la récupération et le degré de pureté du fait de la mise en oeuvre de la présente invention deviennent plus importantes avec une augmentation du dosage, les spécialistes en+a matière doivent admettre qu'à un certain point, l'augmentation obtenue pour la récupération et le degré de pureté à l'aide d'un dosage plus élevé est contrebalancée par l'augmentation de coût des produits chimiques de flottation. Les spécialistes en la matière doivent aussi admettre que des dosages variables du collecteur sont nécessaires en fonction du type de minerai et d'autres conditions de la flottation. De plus, le dosage nécessaire pour le collecteur s'est avéré être lié à la quantité de matière minérale à recueillir.Dans les situations où une faible quantité d'une matière minérale est susceptible de flottation en utilisant le procédé de la présente invention, un dosage très faible du collecteur est nécessaire en raison de la sélectivité de ce collecteur.
Dans la récupération de certaines matières minérales, il s'est avéré avantageux d'ajouter le collecteur au système de flottation par stades successifs. L'expression "addition par stades succes sifs" signifie qu'on ajoute une partie de la dose de collecteur, qu'on recueille le concentré de mousse > qu'on ajoute une partie supplémentaire du collecteur et qu'on recueille à nouveau le concentré de mousse. Lorsqu'on l'ajoute par stades successifs, on ne modifie de préférence pas la quantité totale de collecteur qui est ajoutée. On peut répéter plusieurs fois cette addition par stades successifs en vue d'obtenir une récupération et un degré de pureté optimaux. Le nombre des stades successifs suivant lequel on ajoute le collecteur n'est limité que par des contraintes d'ordre pratique et économique.
On n'utilise de préférence pas plus de six stades successifs environ.
Un avantage supplémentaire de l'addition par stades successifs est lié à la capacité du collecteur de la présente invention à soumettre différentes matières minérales à une flottation différentielle à des niveaux différents de dosage. Ainsi que cela est exposé ci-dessus, à de faibles niveauX de dosage, une matière minérale particulièrement susceptible de mise en flottation de la part du collecteur de la présente invention se trouve mise en flottation, tandis que les autres matières minérales restent dans la suspension. A un dosage accru, une matière minérale différente peut être mise en flottation, ce qui permet ainsi la séparation de différentes matières minérales contenues dans un minerai donné.
En plus du collecteur de la présente invention, on peut utiliser dans le procédé de flottation d'autres produits actifs ou additifs classiques. Comme exemples de tels additifs, on peut citer divers déprimants et dispersants bien connus des spécialistes en la matière. En outre, l'utilisation de composés contenant des radicaux hydroxyle, tels que des alcanolamines ou des alcoylèneglycols, s'est avérée être utilisable, dans des systèmes contenant de la silice ou une gangue siliceuse, pour améliorer la sélectivité à l'égard des matières minérales voulues offrant de l'intérêt. On peut aussi utiliser le collecteur de la présente invention en combinaison avec d'autres collecteurs. On peut en outre utiliser, d'une manière courante, des agents moussants. Les agents moussants sont bien connus dans la technique et on s'y réfère aux fins de la présente invention.
Comme exemples d'agents moussants utilisables, on peut citer des éthers de polyglycol et des alcools moussants à faible poids mol écu- laire.
Un avantage particulier du collecteur de la présente invention réside dans le fait que des additifs supplémentaires ne sont pas nécessaires pour ajuster le pH de la suspension de flottation. Le procédé de flottation utilisant le collecteur de la présente invention agit d'une manière efficace à des pH naturels courants du minerai allant de 5, ou une valeur inférieure, jusqu'à 9. Ceci est particulièrement important lorsqu'on prend en considération le coût des produits actifs qui sont nécessaires pour ajuster le pH de la suspension à partir d'un pH naturel d'environ 7,0 ou moins à 9,0 ou 10,0 ou plus, ce qui est couramment nécessaire lorsqu'on utilise des collecteurs carboxyliques, sulfoniques, phosphoniques et xanthiques classiques.
La capacité du collecteur de la présente invention à fonctionner à un pH relativement faible signifie qu'il peut aussi être utilisé dans les cas où on souhaite abaisser le pH de la suspension.
La limite inférieure du pH de la suspension à laquelle on peut faire agir la présente invention est le pH auquel la charge superficielle présente sur l'espèce chimique de la matière minérale convient pour une fixation par le collecteur.
Etant donné que le collecteur de la présente invention fonctionne à des niveaux différents de pH, il est possible de tirer avantage de la tendance que différentes matières minérales ont à flotter à des niveaux différents de pH. Ceci permet de conduire une première phase de flottation à un premier pH permettant de rendre optimale la flottation d'une espèce chimique particulière. On peut alors ajuster le pH pour une phase suivante de façon à rendre optimale la flottation d'une espèce chimique différente, ce qui facilite ainsi la séparation de diverses matières minérales se présentant ensemble.
On peut aussi utiliser le collecteur de la présente invention en combinaison avec des collecteurs classiques. C'est ainsi par exemple qu'on peut utiliser les collecteurs de la présente invention, formés d'un oxyde de diaryle monosulfoné, dans une flottation en deux phases successives dans laquelle la flottation à l'oxyde de diaryle monosulfoné récupère principalement les matières minérales du type oxyde, tandis qu'une seconde phase de flottation employant des collecteurs classiques est utilisée pour récupérer principalement les matières minérales du type sulfure ou des matières minérales du type oxyde supplémentaires. Lorsqu'on l'utilise en combinaison avec des collecteurs classiques, on peut utiliser une flottation en deux phases dans laquelle la première phase est constituée par le procédé de la présente invention et est exécutée au pH naturel de la suspension.La seconde phase fait appel à des collecteurs classiques et est conduite à un pH élevé. On doit noter que, dans certaines circonstances, il peut être souhaitable d'inverser les phases. Un tel procédé à deux phases a l'avantage d'utiliser une quantité plus faible d'additifs pour ajuster le pH et il permet aussi une récupération plus complète des matières minérales voulues du fait que la flottation est conduite dans des conditions différentes.
Les exemples qui suivent sont fournis pour illustrer l'invention et ne doivent pas être considérés comme limitant cette dernière en aucune manière. A moins que ce ne soit autrement indiqué, toutes les parties et pourcentages sont en poids.
Les exemples qui suivent concernent des travaux faisant appel à une flottation en tube Hallimond et une flottation effectuée dans des cellules de flottation à l'échelle du laboratoire. On doit noter que la flottation en tube Hallimond est une manière simple de procéder à une sélection parmi des collecteurs, mais qu'elle ne prédit pas nécessairement avec quel succès ces collecteurs sont utilisés dans une flottation réelle. La flottation en tube Hallimond n'implique pas le cisaillement ou l'agitation qui est présent dans une flottation réelle et elle ne mesure pas l'effet des agents moussants. C'est ainsi que, alors qu'un collecteur doit être efficace dans une flottation en tube
Hallimond st il doit être efficace en flottation réelle, un collecteur efficace en flottation en tube Hallimond n'est pas nécessairement efficace en flottation réelle.On doit noter aussi que l'expérience a prouvé que des dosages de collecteur nécessaires pour obtenir des récupérations satisfaisantes dans un tube Hallimond sont souvent notablement plus élevés que ceux nécessaires dans un essai en cellule de flottation. Ainsi, les travaux effectués en tube Hallimond ne peuvent pas prédire d'une manière précise les dosages qui seraient nécessaires dans une cellule de flottation réelle.
Exemple 1 - Flottation de malachite et de silice en tube Hallimond.
On a amené à une granulométrie d'environ 0,124 à 0,25 mm (-60 à + 120 mesh US), 1,1g de(1) malachite,qui estune matièreminérale constituée d'un oxyde de cuivre de formule approximative Cu2C03(0H)2, ou (2) de silice, qu'on a placé dans un petit flacon avec environ 20 ml d'eau déminéralisée. On a agité le mélange pendant 30 secondes et onafaitdécanter la phase aqueuse contenant une certaine quantité de matières solides constituées de fines en suspension ou schlamms. On a répété plusieurs fois cette opération de déschlammation.
On a placé une portion de 150 ml d'eau déminéralisée dans un bécher en verre de 250 ml. On a ensuite ajouté, en tant qu'électrolyte tampon, 2,0 ml d'une solution de nitrate de potassium 0,10 molaire. On a ajusté le pH à environ 10,0 en ajoutant du HCl 0,10 N et/ou NaOH 0,10 N. On a ensuite ajouté une partie formée de 1,0 g de la matière minérale déschlammée, en même temps que de l'eau déminéralisée, de façon, à amener le volume total à environ 180 ml.On a ajouté le collecteur, constitué par un sulfonate de sodium d'oxyde de diphényle portant un radical alcoyle en C16 ramifié, comprenant environ 80%' de 1 'es- -pèce monoalcoylée et environ 20\% de l'espèce dialcoylée, et on a laissé la suspension évoluer en agitant pendant 15minutes. On a surveillé le pH et on ira ajusté, lorsque nécessaire, en utilisant HC1 et NaOH. On doit noter que les essais 1 à 5 ne sont pas des modes de réalisation de l'invention et utilisent un collecteur disulfoné, alors que les essais 6 à 10, qui sont des modes de réalisation de l'invention, utilisent un collecteur monosulfoné.La seule différence existant entre les collecteurs utilisés dans les essais 1 à 5 et ceuxutiiisés dans les essais 6 à 10 est constituée par le remplacement de la disulfonation par une monosul fonation.
On a transféré la suspension dans un tube Hallimond conçu de façon à permettre qu'une aiguille creuse soit adaptée à la base du tube de 180 ml. Après l'introduction de la suspension dans le tube
Hallimond, on a appliqué un vide de 5 pouces (12,7 cm) de mercure sur l'ouverture du tuDe pendant une période de 10 minutes.
Ce vide a fait pénétrer des bulles dtair dans le tube par l'aiguille creuse insérée à la base de celui-ci. Pendant la flottation, on a agité la suspension à l'aide d'un agitateur magnétique réglé à 200 tours par minute.
Par filtration, on a extrait la matière qui a été mise en flottation et celle qui ne l'a pas été et on les a fait sécher au four à 100'C. On a pesé chaque partie et on a reporté dans le tableau I ci-dessous les pourcentages de récupération du cuivre et de la silice. Après chaque essai, on a lavé tout l'appareillage à l'HCl concentré et on l'a rincé avec NaOH 0,10 N et à l'eau déminéralisée avant l'essai suivant.
Les récupérations respectivement de cuivre et de silice qui sont portées dans le tableau sont constituées chacune par la fraction de la matière minérale d'origine placée dans le tube Hallimond qui est récupérée. C'est ainsi qu'une récupération de 1,00 indique que toute la matière a été récupérée. On doit noter que, bien que les récupérations respectivement de cuivre et de silice soient reportées ensemble dans le tableau, les données sont recueillies dans la pratique au cours de deux expériences exécutées dans des conditions identiques. On doit en outre noter qu'une faible récupération de silice suggère une certaine sélectivité au cuivre. Les valeurs données pour la récupération de cuivre sont en général correctes à i 0,05 et celles données pour la récupération de silice: sont en général correctes à t 0,03.
TABLEAU I
Figure img00190001
<tb> Essai <SEP> Collecteur <SEP> Dosage <SEP> pH <SEP> % <SEP> de <SEP> récu- <SEP> % <SEP> de <SEP> récupé
<tb> pération <SEP> ration <SEP> de
<tb> <SEP> (kg/kg) <SEP> de <SEP> Cu <SEP> silice
<tb> 1# <SEP> <SEP> L-C16DPO(SO3Na)2# <SEP> <SEP> 0,060 <SEP> 5,5 <SEP> 0,760 <SEP> 0,153
<tb> <SEP> 2# <SEP> <SEP> L-C16DPO(SO3Na)2# <SEP> <SEP> 0,060 <SEP> 7,0 <SEP> 0,809 <SEP> 0,082
<tb> <SEP> 3# <SEP> <SEP> L-C16DPO(SO3Na)2# <SEP> <SEP> 0,060 <SEP> 8,5 <SEP> 0,800 <SEP> 0,062
<tb> 4# <SEP> L-C16DPO(SO3Na)2# <SEP> <SEP> 0,060 <SEP> 10,0 <SEP> 0,546 <SEP> 0,104
<tb> 5# <SEP> <SEP> L-C16DPO(SO3Na)2# <SEP> <SEP> 0,060 <SEP> 11,5 <SEP> 0,541 <SEP> 0,130
<tb> <SEP> 6 <SEP> L-C16DPO(SO3Na)1# <SEP> <SEP> 0,060 <SEP> 5,5 <SEP> 0,954 <SEP> 0,135
<tb> <SEP> 7 <SEP> L-C16DPO(SO3Na)1# <SEP> <SEP> 0,060 <SEP> 7,0 <SEP> 0,968 <SEP> 0,097
<tb> <SEP> 8 <SEP> L-C16DPO(SO3Na)1# <SEP> <SEP> 0,060 <SEP> 8,5 <SEP> 0,913 <SEP> 0,084
<tb> <SEP> 9 <SEP> L-C16DPO(SO3Na)1# <SEP> <SEP> 0,060 <SEP> 10,0 <SEP> 0,837 <SEP> 0,070
<tb> <SEP> 10 <SEP> L-C16DPO(SO3Na)1# <SEP> <SEP> 0,060 <SEP> 11,5 <SEP> 0,798 <SEP> 0,065
<tb> # Sulfonate de sodium d'oxyde de diphényle portant un radical alcoyle en C16
linéaire, comprenant environ 80% de l'espèce monoalcoylée et 20% de
espèce dialcoylée, disponible dans le commerce auprès de The Dow Chemical
Company sous le nom d'agent tensioactif de marque DOWFAC (marque
déposée) 8390.
# N'est pas un mode de réalisation de l'invention.
# Monosulfonate de sodium d'oxyde de diphényle portant un radical alcoyle en C16 linéaire, comprenant environ 80% de l'espèce monoalcoylée et 20% de l'espèce
dialcoylée.
Les données du tableau I ci-dessus prouvent clairement l'efficacité des collecteurs de la présente invention. Une comparaison des essais 1 à 5, qui ne sont pas des modes de réalisation de l'invention, avec les essais 6 à 10 a prouvé qu'a divers niveaux de pH, le collecteur monosulfoné de la présente invention a permis d'une manière régulière des rêcupératiais de cuivre sensiblement plus élevées et des récupérations de silice comparables ou plus faibles.
Exemple 2 - Flottation de minerai d'oxyde de fer.
On a préparé une série d'échantillons de 600 g de minerai d'oxyde de fer du Michigan. Ce minerai contenait un mélange des espèces chimiques minérales constituées par l'hématite, la martite, la goethite et la magnétite. On a broyé chaque échantillon de 600 g en présence de 400 g d'eaudéminéraliséedans un broyeur à barres, à environ 60 tours par minute et pendant 10 minutes. On a transféré la pâte obtenue dans une cellule de flottation Agitair de 3000 ml équipée d'un système automatisé d'extraction à palettes. On a ajouté le collecteur et on a laissé la suspension évoluer pendant une minute. On a ensuite ajouté une quantité d'un agent moussant formé d'un éther de polyglycol équivalente à 40 g par tonne de minerai sec et on a ensuite évolué la suspension pendant une autre minute.
On a soumis la cellule de flottation à une agitation à 900 tours par minute, de l'air étant introduit à un débit de 9,0 litres par minute. On a recueilli des échantillons du concentré de mousse à 1,0 et 6,0 minutes après le début de l'écoulement d'air. On a fait sécher des échantillons du concentré de mousse > ainsi que les résidus et on les a pesés et réduits en poudre en vue de l'analyse. On les a alors dissous dans de l'acide et on a déterminé la teneur en fer en utilisant un spectromètre à plasma à courant continu. En utilisant les données de l'essai, on a calculé les pourcentages de récupération et les degrés de pureté en utilisant des formules standards de bilan de masse. Les résultats sont présentés dans le tableau II qui suit (voir page 21).
Une comparaison des essais 1 et 2 prouve que l'utilisation du collecteur monosulfoné de la présente invention entraîne un accroissement d'approximativement 50% de la récupération d'un fer de degré de pureté légèrement plus élevé que celui qui est obtenu en utilisant un TABLEAU II
Figure img00210001
Récupération <SEP> du <SEP> fer <SEP> et <SEP> degré <SEP> de <SEP> pureté
<tb> Essai <SEP> Collecteur <SEP> Dosage
<tb> (kg/tonne) <SEP> 0-1 <SEP> minute <SEP> 1-6 <SEP> minutes <SEP> Total
<tb> Réc <SEP> Deg. <SEP> Réc. <SEP> Deg. <SEP> Réc. <SEP> Deg.
<tb>
1# <SEP> B,D-C12DPO(SO3Na)2# <SEP> 0,200 <SEP> 0,494 <SEP> 0,462 <SEP> 0,106 <SEP> 0,394 <SEP> 0,600 <SEP> 0,450
<tb> 2 <SEP> B,D-C12DPO(SO3Na)1# <SEP> 0,200 <SEP> 0,677 <SEP> 0,487 <SEP> 0,240 <SEP> 0,401 <SEP> 0,907 <SEP> 0,464
<tb> # N'est pas un mode de réalisation de l'invention # Disulfonate de sodium d'oxyde de diphényle dialcoylé en C12 et ramifié.
# Monosulfonate de sodium d'oxyde de diphényle dialcoylé en C12 et ramifié.
collecteur disulfoné.
Exemple 3 - Flottation de minerais de rutile.
On a préparé une série d'échantillons de 30 g d'un mélange à 10% de rutile (TiO2) et 90X de silice (SiO2), d'une taille de particules de 2 mm (-1 O mesh US) et plus. On a broyé chaque échantillon de minerai avec 15 g d'eau déminéralisée dans un broyeur à barres de 2,5 pouces (6,35 cm) de diamètre avec desbarres de 0,5 pouce (1,27 cm), pendant 240 tours. On a transféré la pâte obtenue dans une cellule de flottation de 300 ml.
On a laissé le pH de la suspension au pH naturel de 8,0 du minerai. Après addition du collecteur tel qu'indiqué dans le tableau
III, on a laissé la suspension évoluer pendant 1 minute. On a ensuite ajouté l'agent moussant, forméd'un éther de polyglycol, en une quantité équivalente à 0.050 kg par tonne de minerai sec et on a laissé la suspension évoluer pendant une minute supplémentaire.
On a soumis la cellule de flottation à une agitation à 1800 tours par minute > de l'air y étant introduit à un débit de 2,7 litres par minute. Par écumage standard à la main, on a recueilli des échantillons du concentré de mousse à 1,0 et 6,0 minutes après le début de l'introduction d'air dans la cellule. On a fait sécher des échantilions du concentré et des résidus et on les a analysés de la manière décrite dans les exemples précédents. Les résultats obtenus sont présentés dans le tableau III qui suit (voir page 23).
Les données du tableau III (page 23) prouvent l'effet que le collecteur de la présente invention présente pour accroître le degré de pureté et la récupération de titane. Une comparaison de l'essai 1 avec l'essai 2 et des essais 4 et 5 avec l'essai 3 démontre encore les nettes améliorations que l'on ootient en utilisant les collecteurs de type monosulfonate de la présente invention par comparaison avec les collecteurs de type disulfonate.
Exemple 4 - Séparation d'apatite et de silice.
On a préparé une série d'échantillons de 30 g d'un mélange à 10% d'apatite (Ca5(Cl1F)[PO4]3) et à 90% de silice (Si02) et d'une taille de particules de 2 mm et plus. Le reste du mode opératoire a été exactement le même que celui utilisé dans l'exemple 3. Le pH naturel de la suspension de minerai était de 7,1. Dans les essais 8 à 13, on a utilisé un mélange de collecteur monosulfoné et de collecteur disulfoné. Les données du tableau IV (voir page 24) prouvent la capa TABLEAU III
Mélange de rutile et de silice
Figure img00230001
Récupération <SEP> de <SEP> titane <SEP> et <SEP> degré <SEP> de <SEP> pureté
<tb> Essai <SEP> Collecteur <SEP> Dosage
<tb> (kg/tonne) <SEP> 0-1 <SEP> minute <SEP> 1-6 <SEP> minutes <SEP> Total
<tb> Réc. <SEP> Deg. <SEP> Réc. <SEP> Deg. <SEP> Réc. <SEP> Deg.
<tb>
1# <SEP> L,D-C16DPO(SO3Na)2# <SEP> 0,200 <SEP> 0,677 <SEP> 0,086 <SEP> 0,061 <SEP> 0,064 <SEP> 0,738 <SEP> 0,084
<tb> 2 <SEP> L,D-C16DPO(SO3Na)1# <SEP> 0,100 <SEP> 0,763 <SEP> 0,110 <SEP> 0,151 <SEP> 0,074 <SEP> 0,914 <SEP> 0,104
<tb> 3# <SEP> B,D-C12DPO(SO3Na)2# <SEP> 0,200 <SEP> 0,756 <SEP> 0,099 <SEP> 0,086 <SEP> 0,075 <SEP> 0,842 <SEP> 0,097
<tb> 4 <SEP> B,D-C12DPO(SO3Na)1# <SEP> 0,200 <SEP> 0,809 <SEP> 0,077 <SEP> 0,134 <SEP> 0,066 <SEP> 0,943 <SEP> 0,075
<tb> 5 <SEP> B,D-C12DPO(SO3Na)1# <SEP> 0,100 <SEP> 0,714 <SEP> 0,086 <SEP> 0,117 <SEP> 0,070 <SEP> 0,831 <SEP> 0,084
<tb> 6 <SEP> B,D-C10DPO(SO3Na)1# <SEP> 0,100 <SEP> 0,674 <SEP> 0,095 <SEP> 0,099 <SEP> 0,071 <SEP> 0,773 <SEP> 0,092
<tb> # N'est pas un mode de réalisation de l'invention # Disulfonate de sodium d'oxyde de diphényle dialcoylé en C16 linéaire # Monosulfonate de sodium d'oxyde de diphényle dialcoylé en C16 linéaire.
# Disulfonate de sodium d'oxyde de diphényle dialcoylé en C12 ramifié.
# Monosulfonate de sodium d'oxyde de diphényle dialcoylé en C12 ramifié.
# Monosulfonate de sodium d'oxyde de diphényle dialcoylé en C10 ramifié.
cité du procédé de la présente invention à séparer l'apatite et la silice.
TABLEAU IV
Figure img00240001
<tb> Essai <SEP> Collecteur <SEP> Dosage <SEP> Récupé- <SEP> Degré <SEP> de <SEP> pureté
<tb> <SEP> (kg/tonne) <SEP> ration <SEP> P <SEP> de <SEP> P
<tb> <SEP> 1# <SEP> <SEP> L,D-C10DPO(SO3Na)2# <SEP> 0,050 <SEP> 0,115 <SEP> <SEP> 0,081
<tb> <SEP> 2 <SEP> L,D-C10DPO(SO3Na)1# <SEP> <SEP> 0,050 <SEP> 0,962 <SEP> 0,068
<tb> <SEP> 3# <SEP> B,D-C12DPO(SO3Na)2# <SEP> <SEP> 0,050 <SEP> 0,235 <SEP> 0,078
<tb> <SEP> 4 <SEP> B,D-C12DPO(SO3Na)1# <SEP> <SEP> 0,050 <SEP> 0,989 <SEP> 0,067
<tb> <SEP> 5 <SEP> Kérosène <SEP> raffiné# <SEP> <SEP> 0,050
<tb> L,D-C10DPO(SO3Na)1# <SEP> 0,050 <SEP> 0,925 <SEP> 0,103
<tb> <SEP> 6 <SEP> Kérosène <SEP> raffine# <SEP> <SEP> 0,010
<tb> <SEP> L,D-C10DPO(SO3Na)1# <SEP> <SEP> 0,050 <SEP> 0,862 <SEP> 0,112
<tb> <SEP> 7 <SEP> Kérosène <SEP> raffiné# <SEP> <SEP> 0,020
<tb> <SEP> L,D-C10DPO(SO3Na)1# <SEP> <SEP> 0,050 <SEP> 0,818 <SEP> 0,125
<tb> <SEP> 8 <SEP> L,D-C10DPO(SO3Na)2# <SEP> 0,040
<tb> <SEP> L,D-C10DPO(SO3Na)1# <SEP> <SEP> 0,010 <SEP> 0,336 <SEP> 0,077
<tb> <SEP> 9 <SEP> L,D-C10DPO(SO3Na)2# <SEP> <SEP> 0,030
<tb> <SEP> L,D-C10DPO(SO3Na)1# <SEP> <SEP> 0,020 <SEP> 0,529 <SEP> 0,075
<tb> <SEP> 10 <SEP> L,D-C10DPO(SO3Na)2# <SEP> <SEP> 0,020
<tb> <SEP> L,D-C10DPO(SO3Na)1# <SEP> <SEP> 0,030 <SEP> 0,699 <SEP> 0,074
<tb> <SEP> 11 <SEP> L,D-C10DPO(SO3Na)2# <SEP> 0,010
<tb> <SEP> L,D-C10DPO(SO3Na)1# <SEP> <SEP> 0,040 <SEP> 0,866 <SEP> 0,069
<tb> <SEP> 12 <SEP> L,D-C10DPO(SO3Na)2# <SEP> 0,080
<tb> <SEP> L,D-C10DPO(SO3Na)1# <SEP> <SEP> 0,020 <SEP> 0,539 <SEP> 0,067 <SEP>
<tb> <SEP> 13 <SEP> L,D-C10DPO(SO3Na)2# <SEP> <SEP> 0,160
<tb> <SEP> L,D-C10DPO(SO3Na)1# <SEP> <SEP> 0,040 <SEP> 0,877 <SEP> 0,053
<tb> #N'est pas un mode de réalisation de l'invention.
O Disulfonate de sodium d'oxyde de diphényle dialcoylé en C10 linéaire.
O Monosulfonate de sodium d'oxyde de diphényle dialcoylé en C10 linéaire.
#Disulfonate de sodium d'oxyde de diphényle dialcoylé en C10 ramifié.
O Monosulfonate sodium de diphényle dialcoylé en C12 ramifié.
#Produit formé de kérosène raffiné disponible dans le commerce auprès de Phillips Petroleum sous l'appellation de kérosène de marque Soltrol (marque déposée). On l'ajoute à la cellule de flottation en même temps que le collecteur.
Les données présentées au tableau IV prouvent l'efficacité prononcée des collecteurs monosulfonés dans la récupération du phosphore à partir d'un minerai d'apatite et de silice. Une comparaison des essais 2 et 4 aux essais 1 et 2, qui n'étaient pas des exemples de l'invention, prouve l'effet de la monosulfonation. Les essais 5-6 prouvent que le collecteur de la présente invention a été efficace lorsqu'on l'utilisait en ajoutant un hydrocarbure. Une légère diminution de la récupération s'accompagnait d'un accroissement prononcé du degré de pureté. Dans les essais 8 à 13, l'effet du mélange de collecteurs monosulfonés et de collecteurs disulfonés est démontré.
Une comparaison des essais 2, 11 et 13, dans lesquels les quantités de collecteurs monosulfonés sont comparables et -où la quantité de l'espèce disulfonée est comprise entre O et 0,160 kg/tonne, montre que la présence des espèces disulfonées à de faibles niveaux s'est révélée agir comme un diluant. A des niveaux plus élevés, l'espèce disulfonée n'influe pas sur la récupération, mais s'avère abaisser le degré de pureté.
Exemple 5
On a préparé des échantillons de 30 g et d'une taille de particules de 2 mm (-îOmesh US) et plus d'un mineraid'Afrique Centrale. La teneur du minerai en cuivre métallique correspondait à environ 90% de malachite, le reste étant constitué par d'autres matières minérales à base de cuivre. On a broyé chaque échantillon de minerai avec 15 g d'eau désionisée dans un mini-broyeur à barres (de 2,5 pouces de diamètre et à barres de 0,5 pouce) pendant 1200 tours. On a transféré la patte obtenue dans une mini-cellule de flottation de 300 ml. On a laissé le pH de la suspension au pH naturel de 6,2 du minerai. On a ajouté un collecteur à un dosage de 0,250 g par tonne de minerai sec introduit dans les essais 1 à 19.Dans les essais 20 à 26, on a fait varier le dosage du collecteur et, dans les essais 22 à 26, le collecteur contenait des proportions différentes d'un disulfonate. Après avoir ajouté le collecteur, on a laissé la suspension évoluer dans la cellule pendant 1 minute. On a ensuite ajouté un agent moussant, formé d'un éther de polyglycol, à un dosage de 0,080 kg par tonne de minerai sec. Alla suite de cette addition, on a laissé la solution évoluer pendant une minute supplémentaire.
On a soumis la cellule de flottation à une agitation à 1800 tours par minute, de l'air y étant introduit à un débit de 2,7 litres par minute. On a recueilli le concentré de mousse pendant 6,0 minutes. On a alors fait sécher les échantillons de concentré et de résidu, on les a pesés, on les a réduits en poudre en vue d'une analyse, puis on les a dissous en utilisant un acide. On a déterminé la teneur en cuivre en utilisant un spectromètre à plasma à courant continu.
TABLEAU V
Figure img00260001
Essai <SEP> Collecteur <SEP> Dosage <SEP> Récupéra <SEP> Degré <SEP> de
<tb> <SEP> tion
<tb> (kg/tonne) <SEP> pH <SEP> de <SEP> Cu <SEP> pureté <SEP> de <SEP> Cu
<tb> néant
<tb> <SEP> 1# <SEP> -- <SEP> <SEP> 6,2 <SEP> 0,038 <SEP> 0,019
<tb> <SEP> 2 <SEP> B,D-C12DPO(SO3Na)1# <SEP> <SEP> 0,250 <SEP> 6,2 <SEP> 0,696 <SEP> 0,057
<tb> <SEP> 3# <SEP> <SEP> B,D-C12DPO(SO3Na)2# <SEP> <SEP> 0,250 <SEP> 6,2 <SEP> 0,501 <SEP> 0,042
<tb> <SEP> 4 <SEP> L,D-C10DPO(SO3Na)1# <SEP> <SEP> 0,250 <SEP> 6,2 <SEP> 0,674 <SEP> 0,056
<tb> <SEP> 5# <SEP> L,D-C10DPO(SO3Na)2# <SEP> <SEP> 0,250 <SEP> 6,2 <SEP> 0,487 <SEP> 0,035
<tb> <SEP> 6 <SEP> L,D-C10BIPPE(SO3Na)1# <SEP> <SEP> 0,250 <SEP> 6,2 <SEP> 0,696 <SEP> 0,059
<tb> <SEP> 7# <SEP> <SEP> L,D-C10BIPPE(SO3Na)2# <SEP> <SEP> 0,250 <SEP> 6,2 <SEP> 0,573 <SEP> 0,051
<tb> <SEP> 8 <SEP> L,D-C16DPO(SO3Na)1# <SEP> <SEP> 0,250 <SEP> 6,2 <SEP> 0,714 <SEP> 0,058
<tb> <SEP> 9# <SEP> L,D-C16DPO(SO3Na)2# <SEP> <SEP> 0,250 <SEP> 6,2 <SEP> 0,598 <SEP> 0,052
<tb> 10 <SEP> L,M-C10DPO(SO3Na)110 <SEP> 0,250 <SEP> 6,2 <SEP> 0,390 <SEP> 0,046
<tb> 11# <SEP> <SEP> L,M-C10DPO(SO3Na)211 <SEP> 0,250 <SEP> 6,2 <SEP> 0,116 <SEP> 0,038
<tb> 12 <SEP> B,M-C12DPO(SO3Na)112 <SEP> 0,250 <SEP> 6.2 <SEP> 0,338 <SEP> 0,044
<tb> 13# <SEP> <SEP> B,M-C12DPO(SO3Na)213 <SEP> 0,250 <SEP> 6,2 <SEP> 0,145 <SEP> 0,041
<tb> <SEP> 14 <SEP> L,M-C24DPO(SO3Na)114 <SEP> 0,250 <SEP> 6,2 <SEP> 0,474 <SEP> 0,037
<tb> 15# <SEP> <SEP> L,M-C24DPO(SO3Na)215 <SEP> 0,250 <SEP> 6,2 <SEP> 0,335 <SEP> 0,035
<tb> 16 <SEP> L,M-C6DPO(SO3Na)116 <SEP> 0,250 <SEP> 6,2 <SEP> O,111 <SEP> 0,037
<tb> 17# <SEP> <SEP> L,M-C6DPO(SO3Na)217 <SEP> 0,250 <SEP> 6,2 <SEP> 0,053 <SEP> 0,038
<tb> 18 <SEP> L,D-C6DPO(SO3Na)118 <SEP> 0,250 <SEP> 6,2 <SEP> 0,317 <SEP> 0,041
<tb> 19# <SEP> <SEP> L,D-C6DPO(SO3Na)219 <SEP> 0,250 <SEP> 6,2 <SEP> 0,198 <SEP> 0,038
<tb> 20 <SEP> B,D-C12DPO(SO3Na)1# <SEP> <SEP> 0,400 <SEP> 6,2 <SEP> 0,839 <SEP> 0,055
<tb> 21# <SEP> <SEP> B,D-C12DPO(SO3Na)2# <SEP> <SEP> 0,400 <SEP> 6,2 <SEP> 0,533 <SEP> 0,039
<tb> 22 <SEP> B,D-C12DPO(SO3Na)1# <SEP> <SEP> 0,100 <SEP> 6,2 <SEP> 0,620 <SEP> 0,045
<tb> <SEP> B,D-C12DPO(SO3Na)2# <SEP> <SEP> 0,300
<tb> TABLEAU V(suite)
Figure img00270001
<tb> Essai <SEP> Collecteur <SEP> Dosage <SEP> Récupé- <SEP> Degré <SEP> de
<tb> <SEP> kg/tonne <SEP> pH <SEP> ration <SEP> pureté
<tb> <SEP> de <SEP> Cu <SEP> de <SEP> Cu
<tb> 23 <SEP> B,D-C12DPO(SO3Na)1# <SEP> <SEP> 0,200 <SEP> 6,2 <SEP> 0,683 <SEP> 0,051
<tb> <SEP> B,D-C12DPO(SO3Na)2# <SEP> <SEP> 0,200
<tb> 24 <SEP> B,D-C12DPO(SO3Na)1# <SEP> <SEP> 0,300 <SEP> 6,2 <SEP> 0,788 <SEP> 0,054
<tb> <SEP> B,D-C12DPO(SO3Na)2# <SEP> <SEP> 0,100
<tb> 25 <SEP> B,D-C12DPO(SO3Na)1# <SEP> <SEP> 0,400 <SEP> 6,2 <SEP> 0,855 <SEP> 0,041
<tb> <SEP> B,D-C12DPO(SO3Na)2# <SEP> <SEP> 0,400
<tb> 26 <SEP> B,D-C12DPO(SO3Na)1# <SEP> <SEP> 0,400 <SEP> 6,2 <SEP> 0,861 <SEP> 0,039
<tb> <SEP> B,D-C12DPO(SO3Na)2# <SEP> <SEP> 1,200
<tb> # N'est pas un mode de réalisation de l'invention.
t Monosulfonatede sodium d'oxyde de diphényle dialcoylé en C12 ramifié.
# Disulfonate dé sodium d'oxyde de diphényle dialcoylé en C12 ramifié.
04 Monosulfonate de spdium d'oxyde de diphényle dialcoylé en C10 linéaire.
# Disulfonate de sodium d'oxyde de diphényle dialcoylé en C10
linéaire.
Monosulfonate de biphénylphényléther dialcoylé en Clo linéaire.
0Disulfonate de biphénylphényléther dialcoylé en C10 linéaire.
# Monosulfonate de sodium d'oxyde de diphényle dialcoylé en C16
linéaire.
# Disulfonate de sodium d'oxyde de d iphényle dialcoylé en C16 linéaire.
Monosulfonate de sodium d'oxyde de diphényle monoalcoylé en C10 linéaire.
&commat; Disulfonate de sodium d'oxyde de diphényle monoalcoylé en Ci0 linéaire.
Monosulfonate de sodium d'oxyde de diphényle monoalcoylé en C12 ramifié.
# Disulfonatedesodium d'oxyde de diphényle monoalcoylé en C12 ramifié.
# Monosulfonate de sodium d'oxyde de diphényle monoalcoylé en C24linaire.
Disulfonate de sodium d'oxyde de diphényle monoalcoylé en C24 linéaire.
Monosulfonate de sodium d'oxyde de diphényle monoalcoylé en C6 linéaire.
Disulfonate de sodium d'oxyde de diphényle monalcoylé en C6 linéaire.
Monosulfonate de sodium d'oxyde de diphényle dialcoylé en C6 linéaire.
Disulfonate de sodium d'oxyde de diphényle dialcoylé en C6 linéaire.
Les données figurant dans le tableau ci-dessus prouvent l'efficacité de divers monosulfonates d'oxyde de diaryle alcoylé dans la flottation de minerais d'oxyde de cuivre. Une comparaison des essais de numéro pair 2 à 18, qui sont des exemples de l'invention, avec les essais de numéro impair 1 à 19, qui ne sont pas des exemples selon l'invention, démontre clairement les résultats notablementaméliorés que 1 'on obtient en utilisant un collecteur monosulfoné par comparaison avec un collecteur disulfoné lorsqu on les utilise au même dosage. Une comparaison de l'essai 2 avec l'essai 21 prouve l'effet du dosage. Les essais 20 à 26 montrent que, dans des mélanges, l'espèce disulfonée semble agir en tant que diluant lorsqu'elle est mélangée aux collecteurs monosulfonés de la présente invention.
Exemple 6 - Flottation d'un minerai d'oxyde de fer.
On a préparé une série d'échantillons de 600 g de minerai d'oxyde de fer du Michigan. Ce minerai contenait un mélange des espèces chimiques minérales formées par l'hématite, la martite, la goethite et la magnétite. On a broyé chaque échantillon de 600 g en en présence de 400 g d'eau déminéralisée, dans un broyeur à barres, à environ 60 tours par minute et pendant 15 minutes. On a transféré la pulpe obtenue dans une cellule de flottation Agitair de 3000 ml, équipée d'un dispositif automatisé d'extraction à palettes. On a conduit la flottation au pH naturel de 7,0 de la suspension. On a ajouté du propylèneglycol dans la proportion indiquée au tableau VI cidessous et on a laissé la suspension évoluer pendant une minute. On a ensuite ajouté le collecteur et on a laissé la suspension évoluer pendant une minute.On a ensuite ajouté une quantité d'un agent moussant formé d'un éther de polyglycol équivalente à 40 g par tonne de minerai sec, à la suite de quoi on a laissé la solution évoluer pendant une minute supplémentaire. Après le commencement de la flottation, on a ajouté par stades successifs un supplément de collecteur, de la manière indiquée dans le tableau VI qui suit (voir page 29). TABLEAU VI
Figure img00290001
Récupération <SEP> et <SEP> degré <SEP> de <SEP> pureté <SEP> du <SEP> fer
<tb> Collecteur <SEP> Dosage <SEP> Total <SEP> cumulé
<tb> (kg/tonne)
<tb> Réc. <SEP> Deg. <SEP> Réc. <SEP> Deg. <SEP> Réc. <SEP> Deg.
<tb>
0-1 <SEP> minute <SEP> 1-3 <SEP> minutes
<tb> Propylèneglycol <SEP> 0,100 <SEP> 0,112 <SEP> 0,514 <SEP> 0,028 <SEP> 0,461 <SEP> 0,140 <SEP> 0,503
<tb> B,D-C12DPO(SO3Na)2# <SEP> 0,042
<tb> 3-4 <SEP> minutes <SEP> 4-6 <SEP> minutes
<tb> B,D-C12DPO(SO3Na)2# <SEP> 0,042 <SEP> 0,231 <SEP> 0,538 <SEP> 0,061 <SEP> 0,550 <SEP> 0,432 <SEP> 0,528
<tb> 6-7 <SEP> minutes <SEP> 7-9 <SEP> minutes
<tb> B,D-C12DPO(SO3Na)2# <SEP> 0,042 <SEP> 0,178 <SEP> 0,488 <SEP> 0,045 <SEP> 0,493 <SEP> 0,655 <SEP> 0,515
<tb> 9-10 <SEP> minutes <SEP> 10-14 <SEP> minutes
<tb> B,D-C12DPO(SO3Na)2# <SEP> 0,042 <SEP> 0,094 <SEP> 0,366 <SEP> 0,096 <SEP> 0,284 <SEP> 0,845 <SEP> 0,472
<tb> 0-1 <SEP> minute <SEP> 1-3 <SEP> minutes
<tb> Propylèneglycol <SEP> 0,100 <SEP> 0,353 <SEP> 0,526 <SEP> 0,157 <SEP> 0,498 <SEP> 0,510 <SEP> 0,517
<tb> B,D-C12DPO(SO3Na)1# <SEP> 0,042
<tb> 3-4 <SEP> minutes <SEP> 4-6 <SEP> minutes
<tb> B,D-C12DPO(SO3Na)1# <SEP> 0,042 <SEP> 0,219 <SEP> 0,508 <SEP> 0,099 <SEP> 0,487 <SEP> 0,828 <SEP> 0,510
<tb> # N'est pas un mode de réalisation de l'invention.
# Disulfonate de sodium d'oxyde de diphényle dialcoylé en C12 ramifié.
# Monosulfonate de sodium d'oxyde de diphényle dialcoylé en C12 ramifié.
On a soumis la cellule de flottation à une agitation à 900 tours par minute, de l'air y étant introduit à un débit de 9,0 litres par minute. On a recueilli des échantillons du concentré de mousse à des intervalles de O à 1,0, de 1,0 à 3,0, de 3,0 à 4,0, de 4,0 à 6,0, de 6,0 à 7,0, de 7,0 à 9,0, de 9,0 à 10,0 et de 10,0 à 14,0 minutes après le début de l'écoulement d'air, ainsi que cela est indiqué dans le tableau VI ci-dessus (page 29). On a fait sécher des échantillons du concentré de mousse et du résidu, on les a pesés et on les a réduits en poudre en vue de les analyser. On les a alors dissous dans de l'acide et on a déterminé la teneur en fer en utilisant un spectromètre à plasma à courant continu.En utilisant les données d'essai, on a calculé les pourcentages de récupération et les degrés de pureté, en ut.ilisant des formules standards de bilan de masse. Les résultats sont présentés dans le tableau VI (page 29).
Les données du tableau VI (page 29) prouvent que le collecteur de la présente invention formé demonosulfonateentraSneunerécu- pération très élevée de fer sous forme d'un produit de degré de pureté élevé (ou concentration élevée)~en notablement moins de temps que des récupération-s~comparables utilisant le disulfonate.
Exemple 7 - Flottation de diverses matières minérales du type oxyde.
On a suivi le mode opératoire général de l'exemple I à la seule différence qu'on a utilisé divers matières minérales du type oxyde à la place du minerai de cuivre. On a conduit tous les essais à un pH de 8,0. Le collecteur utilisé était unrnonosulfonate d'oxyde de sodium de diphényle dialcoyléenC12 ramifiéàundosage de 0,024 kg de collecteur par kilogramme de matière minérale.
TABLEAU VII
Figure img00300001
<tb> <SEP> Matière <SEP> minérale <SEP> Pourcentage <SEP> de <SEP> récupération
<tb> <SEP> de <SEP> matière <SEP> minérale
<tb> Silice <SEP> (SiO2) <SEP> 0,204
<tb> Cassitérite <SEP> (SnO2) <SEP> 0,931
<tb> Bauxite <SEP> [Al(OH)3] <SEP> 0,989
<tb> Calcite <SEP> (CaCO3) <SEP> 0,957
<tb> Chromite <SEP> (FeCr2O4) <SEP> 1,000
<tb> Dolomite <SEP> [CaMg(CO3)2] <SEP> 0,968
<tb> Malachite <SEP> [Cu2CO3(OH)2] <SEP> 0,989
<tb> Chrysocolle <SEP> [Cu2H2Si2O5(OH)4] <SEP> 0,616
<tb>
TABLEAU VII (suite)
Figure img00310001
<tb> <SEP> Matière <SEP> minérale <SEP> Pourcentage <SEP> de <SEP> récupération
<tb> <SEP> de <SEP> matière <SEP> minérale
<tb> Hématite <SEP> (Fe2O3) <SEP> 0,971
<tb> Corundum <SEP> (A1203) <SEP> 1,000
<tb> Rutile <SEP> (TiU2) <SEP> 0,970
<tb> Apatite <SEP> [Ca5(Cl1F)[PO4]3] <SEP> 0,990
<tb> Oxyde <SEP> de <SEP> Nickel <SEP> (NiO) <SEP> 0,778
<tb> Galène <SEP> (PbS) <SEP> 0,990
<tb> Chalcopyrite <SEP> (CuFeS2) <SEP> 0,991
<tb> Chalcocite <SEP> (Cu2S) <SEP> 0,993
<tb> Pyrite <SEP> (FeS2) <SEP> 1,000
<tb> Sphalérite <SEP> (ZnS) <SEP> 1,000
<tb> Pentlandite <SEP> [Ni(FeS)]# <SEP> <SEP> 0,980
<tb> C <SEP> <SEP> élémentaire <SEP> 0,931
<tb> Au# <SEP> élémentaire <SEP> 0,964
<tb> Ag# <SEP> élémentaire <SEP> <SEP> 0,873
<tb> Baryte <SEP> (BaSO4) <SEP> 0,968
<tb> Molybdénite <SEP> (MoS2) <SEP> = <SEP> <SEP> 0,968
<tb> Cérussite <SEP> (PbC03) <SEP> 0,939
<tb> Calcite <SEP> (CaCO3) <SEP> 0,807
<tb> Béryl <SEP> (Be3Al2Si60i8) <SEP> 0,937
<tb> Covellite <SEP> (CuS) <SEP> 0,788
<tb> Zircon <SEP> (ZrSiO4) <SEP> 0,876
<tb> Graphite <SEP> (C) <SEP> 0,937
<tb> Topaze <SEP> [Al2SiO4(F1OH)2] <SEP> 0,955
<tb> Scheelite <SEP> (CaWO4) <SEP> 0,871
<tb> Anatase <SEP> (TiO2) <SEP> 0,909
<tb> Boehmite <SEP> (&gamma;A10.OH) <SEP> <SEP> 0,886
<tb> Diaspore <SEP> (&alpha;A10.OH) <SEP> <SEP> 0,905
<tb> Goethite <SEP> (HFe02) <SEP> 0,959
<tb> # Cet échantillon contient une certaine quantité de pyrrhotite.
O Cet échantillon est constitué de métal élémentaire en poudre d'une taille de particules analogue aux autres échantillons de matière minérale.
Les données du tableau VII prouvent la large diversité de matières minérales qu'on peut mettre en flottation en utilisant le collecteur et le procédé de la présente invention.
Exemple 8 - Flottation de minerai de sulfure de cuivre mixte contenant du molybdène.
On a préparé une série d'échantillons de 30 g d'un minerai d'Arizona d'une taille de particules de 2mm (-l0mesh US) et plus et contenant un mélange de diverses matières minérales du type oxyde de cuivre et matières minérales du type sulfure de cuivre auxquelles s'aioutent des quantités mineures de matières minérales à use de molybdène. La richesse en cuivre dans le minerai était de 0,013 et la richesse en molybdène-était de 0,000016.
On a broyé chaque échantillon de minerai dans un broyeur oscillant de laboratoire pendant 10 secondes et on a transféré les fines obtenues dans une cellule de flottation de 3000 ml.
On a conduit chaque essai à un pH naturel de suspension de minerai de 5,6. On a ajouté le collecteur à un dosage de 0,050 g/tonne de minerai sec et on a laissé la suspension évoluer pendant une minute. On a recueilli deux concentrés, par écumage standard à la main, entre O et 2 minutes et de 2 à 6 minutes. Juste avant que la flottation ne commence, on a ajouté un agent moussant, formé d'un éther de polyglycol disponible dans le commerce auprès de The Dow
Chemical Company sous la dénomination d'lent moussant de marque
Dowfroth (marque enregistrée) 250, dans une proportion équivalente à 0,030 kg/tonne de minerai sec.
Dans tous les essais, on a soumis la cellule de flottation à une agitation à 1800 tours par minute, de l'air y étant introduit à un débit de 2,7 litres par minute. On a alors fait secher des échantillons des concentrés et des résidus et on les a analysés de la manière décrite dans les exemples précédents.
Les résultats obtenus sont présentés dans le tableau VIII qui suit (voir page 33).
Les données du tableau VIII (page 33) prouvent que le collecteur monosulfoné de la présente invention permet d'obtenir des récupérationsnotablement améliorées de cuivre et de molybdène avec desproduits de degrés de pureté (ou concentration)-plus élevés que ne le fait un collecteur disulfoné comparable.
Exemple 9 - Flottation en tube Hallimond.
On a suivi le mode opératoire exposé à l'exemple 1, en utilisant un certain nombre d'espèces minérales différentes et divers collecteurs. Les essais de métal sont exécutés sur des concentrés de TABLEAU VIII
Figure img00330001
Collecteur <SEP> Dosage <SEP> 0-2 <SEP> minutes <SEP> 2-6 <SEP> minutes
<tb> (kg/tonne)
<tb> Réc. <SEP> Deg. <SEP> Réc. <SEP> Deg. <SEP> Réc. <SEP> Deg. <SEP> Réc. <SEP> Deg.
<tb>
Cu <SEP> Cu <SEP> Mo <SEP> Mo <SEP> Cu <SEP> Cu <SEP> Mo <SEP> Mo
<tb> L,D-C10DPO(SO3Na)1# <SEP> 0,050 <SEP> 0,820 <SEP> 0,169 <SEP> 0,875 <SEP> 0,000042 <SEP> 0,85 <SEP> 0,088 <SEP> 0,042 <SEP> 0,000011
<tb> L,D-C10DPO(SO3Na)2# <SEP> 0,050 <SEP> 0,447 <SEP> 0,133 <SEP> 0,706 <SEP> 0,000025 <SEP> 0,151 <SEP> 0,116 <SEP> 0,039 <SEP> 0,000005
<tb> L,D-C10DPO(SO3Na)1# <SEP> 0,025 <SEP> 0,533 <SEP> 0,148 <SEP> 0,771 <SEP> 0,000026 <SEP> 0,232 <SEP> 0,130 <SEP> 0,041 <SEP> 0,000003
<tb> Collecteur <SEP> Dosage <SEP> Récupération <SEP> et <SEP> degré <SEP> de <SEP> pureté <SEP> cumulés <SEP> du <SEP> métal
<tb> Réc. <SEP> Deg. <SEP> Réc. <SEP> Deg.
<tb>
Cu <SEP> Cu <SEP> Mo <SEP> Mo
<tb> L,D-C10DPO(SO3Na)1# <SEP> 0,050 <SEP> 0,905 <SEP> 0,161 <SEP> 0,917 <SEP> 0,000040
<tb> L,D-C10DPO(SO3Na)2# <SEP> 0,050 <SEP> 0,598 <SEP> 0,129 <SEP> 0,745 <SEP> 0,000024
<tb> L,D-C10DPO(SO3Na)1# <SEP> 0,025 <SEP> 0,765 <SEP> 0,143 <SEP> 0,812 <SEP> 0,000025
<tb> # Monosulfonate de sodium d'oxyde de diphényle dialcoylé en C12 ramifié.
# Disulfonate de sodium d'oxyde de diphényle dialcoylé en C12 ramifié.
flottation et des résidus de flottation en utilisant la dissolution par un acide et la spectrométrie à plasma à courant continu. Les résultats sont présentés dans le tableau IX qui suit. Bien que les données soient présentées dans un tableau unique, il est important de noter qu'on a obtenu séparément les données concernant chaque matière minérale. Dans chaque cas, on a conduit les flottations aux pH naturels des minerais respectifs se présentant sous forme de suspension, à savoir 5,8 pour le rutile, 6,7 pour l'apatite, 6,0 pour la pyrolusite et 6,8 pour le diaspore.
TABLEAU IX ~
Figure img00340001
<tb> <SEP> Récupé- <SEP> Récupé- <SEP> Récupé- <SEP> Récupé
<tb> <SEP> ration <SEP> ration <SEP> ration <SEP> ration
<tb> Dosage <SEP> de <SEP> d'apa- <SEP> de <SEP> de
<tb> Essai <SEP> Collecteur <SEP> (kg/kg) <SEP> rutile <SEP> tite <SEP> pyrolusite <SEP> diaspore
<tb> <SEP> 1 <SEP> B,D- <SEP> 0,0001 <SEP> 0,021 <SEP> 0,009 <SEP> -- <SEP> -
<SEP> C12DPO(SO3Na)1#
<tb> <SEP> 2 <SEP> B,D- <SEP> 0,0005 <SEP> 0,323 <SEP> 0,038 <SEP> -- <SEP> -
<tb> <SEP> C12DPO(SO3Na)1#
<tb> <SEP> 3 <SEP> B,D- <SEP> 0,0010 <SEP> 0,713 <SEP> 0,463 <SEP> -- <SEP> -
<tb> <SEP> C12DPO(SO3Na)1#
<tb> <SEP> 4 <SEP> B,D- <SEP> 0,0100 <SEP> 0,954 <SEP> 0,856 <SEP> 0,745 <SEP> 0,598
<tb> <SEP> C12DPO(SO3Na)1#
<tb> <SEP> 5# <SEP> B,D- <SEP> 0,0001 <SEP> 0,000 <SEP> 0,000 <SEP> -- <SEP> -
<tb> <SEP> C12DPO(SO3Na)2#
<tb> <SEP> 6# <SEP> <SEP> B,D- <SEP> 0,0005 <SEP> 0,015 <SEP> 0,007 <SEP> -- <SEP> -
<tb> <SEP> C12DPO(SO3Na)2#
<tb> <SEP> 7# <SEP> B,D- <SEP> <SEP> 0,0010 <SEP> 0,087 <SEP> 0,297 <SEP> -- <SEP> -
<SEP> C12DPO(SO3Na)2#
<tb> <SEP> 8# <SEP> B,D- <SEP> <SEP> 0,0100 <SEP> 0,175 <SEP> 0,518 <SEP> 0,314 <SEP> 0,280
<tb> <SEP> C12DPO(SO3Na)2#
<tb> <SEP> 90 <SEP> B,D- <SEP> 0,0500 <SEP> 0,371 <SEP>
<tb> <SEP> C12DPO(SO3Na)2#
<tb> 10# <SEP> B,D- <SEP> <SEP> 0,1000 <SEP> 0,815 <SEP> 0,849 <SEP> -- <SEP> -
<SEP> C12DPO(SO3Na)2#
<tb>
TABLEAU IX (suite)
Figure img00350001
<tb> <SEP> Récupé- <SEP> Récupé- <SEP> Récupé- <SEP> Récupé
<tb> <SEP> ration <SEP> ration <SEP> ration <SEP> ration
<tb> <SEP> Dosage <SEP> de <SEP> d'apa- <SEP> de <SEP> de
<tb> Essai <SEP> Collecteur <SEP> (kg/kg) <SEP> rutile <SEP> tite <SEP> pyrolusite <SEP> diaspore <SEP>
<tb> 11 <SEP> B,M- <SEP> 0,0001 <SEP> 0,000 <SEP> 0,000 <SEP> -- <SEP> -
<tb> <SEP> C12DPO(SO3Na)1#
<tb> 12 <SEP> B,M- <SEP> 0,0005 <SEP> 0,011 <SEP> 0,000 <SEP> -- <SEP> -
<tb> <SEP> C12DPO(SO3Na)1#
<tb> 13 <SEP> B,M- <SEP> 0,0010 <SEP> 0,034 <SEP> 0,111 <SEP> -- <SEP> -
<tb> <SEP> C12DPO(SO3Na)1#
<tb> 14 <SEP> B,M- <SEP> 0,0100 <SEP> 0,129 <SEP> 0,277 <SEP> 0,289 <SEP> 0,166
<tb> <SEP> C12DPO(SO3Na)1#
<tb> 15 <SEP> B,M- <SEP> 0,0500 <SEP> 0,296 <SEP> -- <SEP> -- <SEP> -
<tb> <SEP> C12DPO(SO3Na)1#
<tb> 16 <SEP> B,M- <SEP> 0,1000 <SEP> 0,644 <SEP> 0,680 <SEP> -- <SEP> -
<tb> <SEP> C12DPO(SO3Na)1#
<tb> 17# <SEP> <SEP> B,M- <SEP> 0,0001 <SEP> 0,000 <SEP> 0,000 <SEP> -- <SEP> -
<tb> <SEP> C12DPO(SO3Na)2#
<tb> 18# <SEP> <SEP> B,M- <SEP> 0,0005 <SEP> 0,000 <SEP> 0,000 <SEP> -- <SEP> -
<tb> <SEP> C12DPO(SO3Na)2#
<tb> 19# <SEP> B,M- <SEP> <SEP> 0,0010 <SEP> 0,000 <SEP> 0,000 <SEP> -- <SEP> -
<tb> <SEP> C12DPO(SO3Na)2#
<tb> 20# <SEP> <SEP> B,M- <SEP> 0,0100 <SEP> 0,009 <SEP> 0,011 <SEP> 0,017 <SEP> 0,005
<tb> <SEP> C12DPO(SO3Na)2#
<tb> 21# <SEP> <SEP> B,M- <SEP> 0,0500 <SEP> 0,027 <SEP> -- <SEP> -- <SEP> -
<tb> <SEP> C12DPO(SO3Na)2#
<tb> 22# <SEP> <SEP> B,M- <SEP> 0,1000 <SEP> 0,065 <SEP> 0,081 <SEP> -- <SEP> -
<tb> <SEP> C12DPO(SO3Na)2#
<tb>
TABLEAU IX (suite)
Figure img00360001
<tb> <SEP> Récupé- <SEP> Récupé- <SEP> Récupé- <SEP> Récupé
<tb> <SEP> ration <SEP> ration <SEP> ration <SEP> ration
<tb> <SEP> Dosage <SEP> de <SEP> d'apa- <SEP> de <SEP> de
<tb> Essai <SEP> Collecteur <SEP> (kg/kg) <SEP> rutile <SEP> tite <SEP> pyrolusite <SEP> diaspore
<tb> 23 <SEP> L,D- <SEP> 0,0001 <SEP> 0,104 <SEP> -- <SEP> -- <SEP> -
<tb> <SEP> C10DPO(SO3Na)1#
<tb> 24 <SEP> L,D- <SEP> 0,0003 <SEP> 0,310 <SEP> -- <SEP> -- <SEP> -
<tb> <SEP> C10DPO(SO3NA)1#
<tb> 25 <SEP> L,D- <SEP> 0,0005 <SEP> 0,563 <SEP> -- <SEP> -- <SEP> -
<tb> <SEP> C10DPO(SO3Na)1#
<tb> 26 <SEP> L,D- <SEP> 0,0010 <SEP> 0,869 <SEP> -- <SEP> -- <SEP> -
<tb> <SEP> C10DPO(SO3Na)1#
<tb> 27 <SEP> L,D- <SEP> 0,0100 <SEP> -- <SEP> 0,773 <SEP> 0,605 <SEP> -
<tb> <SEP> C10DPO(SO3Na)1#
<tb> 28 <SEP> L,D- <SEP> 0,0200 <SEP> -- <SEP> 0,956 <SEP> -- <SEP> -
<tb> <SEP> C10DPO(SO3Na)1#
<tb> 29# <SEP> <SEP> L,D- <SEP> 0,0001 <SEP> 0,030 <SEP> -- <SEP> -- <SEP> -
<tb> <SEP> C10DPO(SO3Na)2#
<tb> 30# <SEP> <SEP> L,D- <SEP> 0,0003 <SEP> 0,041 <SEP> -- <SEP> -- <SEP> -
<tb> <SEP> C10DPO(SO3Na)2#
<tb> 31# <SEP> <SEP> L,D- <SEP> 0,0005 <SEP> 0,095 <SEP> -- <SEP> -- <SEP> -
<tb> <SEP> C10DPO(SO3Na)2#
<tb> 32# <SEP> <SEP> L,D- <SEP> 0,0010 <SEP> 0,164 <SEP> -- <SEP> -- <SEP> -
<tb> <SEP> C10DPO(SO3Na)2#
<tb> 33&commat; <SEP> <SEP> L,D- <SEP> 0,0100 <SEP> -- <SEP> 0,4114 <SEP> 0,248 <SEP> -
<tb> <SEP> C10DPO(SO3Na)2#
<tb> 34# <SEP> <SEP> L,D- <SEP> 0,0200 <SEP> -- <SEP> 0,581 <SEP> -- <SEP> -
<tb> <SEP> C10DPO(SO3Na)2#
<tb> 35 <SEP> L,M- <SEP> 0,0005 <SEP> 0,051 <SEP> -- <SEP> -- <SEP> -
<tb> <SEP> C10DPO(SO3Na)1#
<tb> 36 <SEP> L,M- <SEP> 0,0010 <SEP> 0,120 <SEP> -- <SEP> -- <SEP> -
<tb> <SEP> C10DPO(SO3Na)1#
<tb>
TABLEAU IX (suite)
Figure img00370001
<tb> <SEP> Récupé- <SEP> Récupé- <SEP> Récupé- <SEP> Récupé
<tb> <SEP> ration <SEP> ration <SEP> ration <SEP> ation
<tb> <SEP> Dosage <SEP> de <SEP> d'apa- <SEP> de <SEP> de
<tb> Essai <SEP> Collecteur <SEP> (kg/kg) <SEP> rutile <SEP> tite <SEP> pyrolusite <SEP> diaspore
<tb> 37 <SEP> L,M- <SEP> 0,0015 <SEP> 0,559 <SEP> -- <SEP> -- <SEP> -
<tb> <SEP> C10DPO(SO3Na)1#
<tb> 38 <SEP> L,M- <SEP> 0,0100 <SEP> -- <SEP> 0,235 <SEP> 0,267 <SEP> -
<tb> <SEP> C10DPO(SO3Na)1#
<tb> 39# <SEP> <SEP> L,M- <SEP> 0,0005 <SEP> 0,011 <SEP> -- <SEP> -- <SEP> -
<tb> <SEP> C10DPO(SO3Na)2#
<tb> 40# <SEP> <SEP> L,M- <SEP> 0,0010 <SEP> 0,21 <SEP> -- <SEP> -- <SEP> -
<tb> <SEP> C10DPO(SO3Na)2#
<tb> 41# <SEP> <SEP> L,M- <SEP> 0,0015 <SEP> 0,041 <SEP> -- <SEP> -- <SEP> -
<tb> <SEP> C10DPO(SO3Na)2#
<tb> 42# <SEP> <SEP> L,M- <SEP> 0,0100 <SEP> -- <SEP> 0,005 <SEP> 0,005 <SEP> -
<tb> <SEP> C10DPO(SO3Na)2#
<tb> 43 <SEP> L,D- <SEP> 0,0100 <SEP> 0,744 <SEP> -- <SEP> 0,889 <SEP> -
<tb> <SEP> C16DPO(SO3Na)110
<tb> 44# <SEP> <SEP> L,D- <SEP> 0,0100 <SEP> 0,289 <SEP> -- <SEP> 0,522 <SEP> -
<tb> <SEP> C16DPO(SO3Na)211
<tb> 45 <SEP> L,M- <SEP> 0,0100 <SEP> 0,185 <SEP> -- <SEP> 0,348 <SEP> -
<tb> <SEP> C16DPO(SO3Na)112
<tb> 469 <SEP> L,M- <SEP> 0P0100 <SEP> 0,109 <SEP> -- <SEP> 0,176 <SEP> -
<tb> <SEP> C16DPO(SO3Na)213
<tb> 47 <SEP> L,D- <SEP> 0,0100 <SEP> -- <SEP> -- <SEP> 0,733 <SEP> -
<tb> <SEP> C12DPO(SO3Na)114
<tb> 48# <SEP> <SEP> L,D- <SEP> 0,0100 <SEP> -- <SEP> -- <SEP> 0,337 <SEP> -
<tb> <SEP> C12DPO(SO3Na)215
<tb>
TABLEAU IX (suite)
Oî Monosulfonate de sodium d'oxyde de diphényle dialcoylé en C12 ramifié.
ON'est pas un mode de réalisation de l'invention.
O Disulfonate de sodium d'oxyde de diphényle dialcoylé en C12 ramifié.
z Monosulfonate de sodium d'oxyde de diphényle monoalcoylé en C12 ramifié.
O Disulfonate de sodium d'oxyde de diphényle monoalcoylé en C12 ramifié.
z Monosulfonate de sodium d'oxyde de diphényle dialcoylé en C10 linéaire.
Q7 Disulfonate de sodium d'oxyde de diphényle dialcoylé en C10 linéaire.
z Monosulfonate de sodium d'oxyde de diphényle monoalcoylé en C10 linéaire.
z Disulfonate de sodium d'oxyde de diphényle monoalcoylé en C10 linéaire.
Monosuîfonate de sodium d'oxyde de diphényle dialcoylé en C16 linéaire.
0 Disulfonate de sodium d'oxyde de diphényle dialcoylé en C16 linéaire.
Monosulfonate de sodium d'oxyde de diphényle monoalcoylé en C16 linéaire.
Disulfonate de sodium d'oxyde de diphényle monoalcoylé en C16 linéaire.
Monosulfonate de sodium d'oxyde de diphényle dialcoylé en C12 linéaire.
Disulfonate de sodium d'oxyde de diphényle dialcoylé en C12 linéaire.
Les données du tableau IX ci-dessus prouvent que le collecteur monosulfoné utilisé dans le procédé de la présente invention permet d'obtenir d'une manière régulière des récupérations de diverses matières minérales qui sont plus élevées par comparaison avec des collecteurs qui sont analogues sauf en ce qui concerne la monosulfonation.
Exemple 10 - Flottation séquentielle.
Cet exemple utilise le mode opératoire de flottation en tube
Hallimond exposé à l'exemple 1. Dans chaque cas, la matière introduite était un mélange, à 50/50% en poids, des constituants énumérés dans le tableau X ci-dessous.
Les collecteurs particuliers utilisés et les récupérations de matière minérale obtenues sont aussi présentés dans le tableau X qui suit (page 40).
Les données du tableau X (page 40) prouvent que diverses matières minérales soumises à une flottation suivant le procédé de la présente invention peuvent être séparées d'une manière efficace à l'aide d'un réglage du dosage due collecteur. C'est ainsi par exemple que, alors que l'apatite et la dolomite peuvent l'une et l'autre être mises en flottation à l'aide du procédé de la présente invention, il est clair qu'à des dosages plus faibles du collecteur, l'apatite est mise plus facilement en flottation que ne l'est la dolomite. On peut donc mettre l'apatite en flottation dans une première phase de flottation à faible dosage. Celle-ci peut être suivie d'une flottation ultérieure, à des dosages de collecteur plus élevés, en vue de mettre la dolomite en flottation.Ainsi que le prouve un examen des autres essais du présent exemple, des séparations analogues sont possibles en utilisant d'autres matières minérales.
Exemple 11 - Séparation d'apatite à partir de silice et de dolomite.
On a suivi le mode opératoire exposé à l'exemple 4 à la seule différence du fait que les échantillons contenaient 30% d'apatite, 60% de silice et 10% de dolomite. En supplément, dans les essais 2 et 3, on a ajouté un hydrocarbure raffiné. Les résultats obtenus sont présentés dans le tableau XI (page 41).
Les données du tableau (page 41) prouvent la capacité du collecteur de la présente invention à mettre l'apatite en flottation de préférence à la dolomite, ou à séparer l'apatite et la dolomite. Le produit industriel standard indiqué dans l'essai 4 ne permet pas d'obtenir une séparation comparable de l'apatite et la dolomite, entraî- nant ainsi une récupération de phosphore qui est notablement contaminé en magnésium. L'addition d'hydrocarbure dans le procédé de la présente invention entrain une récupération légèrement réduite d'un phosphore de degré de pureté plus élevé, tout en réduisant la quantité de magnésium recueillie.
TABLEAU X
Figure img00400001
Dosage <SEP> Mélange <SEP> de <SEP> matières <SEP> minérales <SEP> Récupération <SEP> des <SEP> matières <SEP> minérales
<tb> Collecteur <SEP> (kg/kg) <SEP> Constituant <SEP> n 1 <SEP> Constituant <SEP> n 2 <SEP> Constituant <SEP> n 1 <SEP> Constituant <SEP> n 2
<tb> L,D-C10DPO(SO3Na)1* <SEP> 0,025 <SEP> Apatite <SEP> Hématite <SEP> 0,614 <SEP> 0,068
<tb> L,D-C10DPO(SO3Na)1* <SEP> 0,100 <SEP> Apatite <SEP> Hématite <SEP> 0,947 <SEP> 0,489
<tb> L,D-C10DPO(SO3Na)1* <SEP> 0,025 <SEP> Apatite <SEP> Dolomite <SEP> 0,726 <SEP> 0,182
<tb> L,D-C10DPO(SO3Na)1* <SEP> 0,100 <SEP> Apatite <SEP> Dolomite <SEP> 0,998 <SEP> 0,670
<tb> B,D-C12DPO(SO3Na)1** <SEP> 0,025 <SEP> Apatite <SEP> Martite <SEP> 0,873 <SEP> 0,097
<tb> B,D-C12DPO(SO3Na)1** <SEP> 0,100 <SEP> Apatite <SEP> Martite <SEP> 0,944 <SEP> 0,335
<tb> B,D-C12DPO(SO3Na)1** <SEP> 0,025 <SEP> Apatite <SEP> Bauxite <SEP> 0,604 <SEP> 0,367
<tb> B,D-C12DPO(SO3Na)1** <SEP> 0,100 <SEP> Apatite <SEP> Bauxite <SEP> 0,889 <SEP> 0,603
<tb> B,D-C12DPO(SO3Na)1** <SEP> 0,025 <SEP> Rutile <SEP> Martite <SEP> 0,893 <SEP> 0,223
<tb> B,D-C12DPO(SO3Na)1** <SEP> 0,100 <SEP> Rutile <SEP> Martite <SEP> 0,947 <SEP> 0,366
<tb> B,D-C12DPO(SO3Na)1** <SEP> 0,025 <SEP> Rutile <SEP> Bauxite <SEP> 0,801 <SEP> 0,229
<tb> B,D-C12DPO(SO3Na)1** <SEP> 0,100 <SEP> Rutile <SEP> Bauxite <SEP> 0,914 <SEP> 0,377
<tb> B,D-C12DPO(SO3Na)1** <SEP> 0,025 <SEP> Gibbsite <SEP> Boehmite <SEP> 0,881 <SEP> 0,137
<tb> B,D-C12DPO(SO3Na)1** <SEP> 0,100 <SEP> Gibbsite <SEP> Boehmite <SEP> 0,947 <SEP> 0,229
<tb> L,D-C10DPO(SO3Na)1* <SEP> 0,025 <SEP> Gibbsite <SEP> Boehmite <SEP> 0,850 <SEP> 0,111
<tb> L,D-C10DPO(SO3Na)1* <SEP> 0,100 <SEP> Gibbstit <SEP> Boehmite <SEP> 0,894 <SEP> 0,203
<tb> L,D-C10DPO(SO3Na)1* <SEP> 0,025 <SEP> Pyrolusite <SEP> Hématite <SEP> 0,717 <SEP> 0,188
<tb> L,D-C10DPO(SO3Na)1* <SEP> 0,100 <SEP> Pyrolusite <SEP> Hématite <SEP> 0,894 <SEP> 0,203
<tb> B,D-C12DPO(SO3Na)1** <SEP> 0,025 <SEP> Topaze <SEP> Cassitérite <SEP> 0,791 <SEP> 0,103
<tb> B,D-C12DPO(SO3Na)1** <SEP> 0,100 <SEP> Topaze <SEP> Cassitérite <SEP> 0,956 <SEP> 0,458
<tb> B,D-C12DPO(SO3Na)1** <SEP> 0,025 <SEP> Rutile <SEP> Kaolin <SEP> 0,611 <SEP> 0,309
<tb> B,D-C12DPO(SO3Na)1** <SEP> 0,100 <SEP> Rutile <SEP> Kaolin <SEP> 0,804 <SEP> 0,518
<tb> * Monosulfonate de sodium d'oxyde de diphényle dialcoylé en C10 linéaire.
** Monosulfonate de sodium d'oxyde de diphényle dialcoylé en C12 ramifié.
TABLEAU XI
Figure img00410001
Dosage <SEP> Récupération <SEP> Degré <SEP> de <SEP> Récupération <SEP> Degré <SEP> de
<tb> Essai <SEP> Collecteur <SEP> (kg/tonne) <SEP> de <SEP> P <SEP> pureté <SEP> de <SEP> P <SEP> de <SEP> Mg <SEP> pureté <SEP> de <SEP> Mg
<tb> 1 <SEP> L,D-C10DPO(SO3Na)1# <SEP> 0,050 <SEP> 0,862 <SEP> 0,114 <SEP> 0,391 <SEP> 0,048
<tb> 2 <SEP> L,D-C10DPO(SO3Na)1# <SEP> 0,050
<tb> Kérosène <SEP> raffiné# <SEP> 0,050 <SEP> 0,827 <SEP> 0,125 <SEP> 0,320 <SEP> 0,042
<tb> 3 <SEP> B,D-C12DPO(SO3Na)2# <SEP> 0,050
<tb> Kérosène <SEP> raffiné# <SEP> 0,010 <SEP> 0,817 <SEP> 0,135 <SEP> 0,302 <SEP> 0,040
<tb> 4# <SEP> Acide <SEP> Oléique <SEP> 0,050
<tb> Kérosène <SEP> raffiné# <SEP> 0,010 <SEP> 0,778 <SEP> 0,107 <SEP> 0,563 <SEP> 0,061
<tb> # N'est pas un mode de réalisation de l'invention.
# Monosulfonate de sodium d'oxyde de diphényle dialcoylé en C10 linéaire.
# Produit formé d'un kérosène raffiné disponible dans le commerce auprès de Phillips Petroleum sous la dénomination de kérosène de marque Soltrol (marque déposée). Il est introduit dans la cellule de flottation en même temps que le collecteur.
Exemple 12 - Flottation d'apatite.
On a suivi le mode opératoire indiqué à l'exemple 11 à la seule différence du fait que le minerai mis en flottation était un mélange de 30% d'apatite, 10% de calcite et 60% de silice. Les résultats obtenus sont présentés dans le tableau XII qui suit.
TABLEAU XII
Figure img00420001
<tb> <SEP> Dosage <SEP> Récupéra- <SEP> Degré <SEP> de
<tb> Essai <SEP> Collecteur <SEP> (kg/tonne) <SEP> tion <SEP> de <SEP> P <SEP> pureté <SEP> de <SEP> P
<tb> 1 <SEP> L,D-C10DPO(SO3Na)1# <SEP> <SEP> 0,050 <SEP> 0,317 <SEP> 0,128
<tb> 2 <SEP> L,D-C10DPO(SO3Na)1# <SEP> <SEP> 0,100 <SEP> 0,792 <SEP> 0,137
<tb> 3# <SEP> Acide <SEP> <SEP> oléique <SEP> 0,100 <SEP> 0,551 <SEP> 0,064
<tb> Qi Monosulfonate de sodium d'oxyde de diphényle dialcoylé en C10 linéaire.
ON'est pas un mode de réalisation de l'invention.
Les données du tableau XII ci-dessus prouvent l'efficacité de la présente invention dans la récupération d'apatite. Lorsqu'on compare à l'exemple 11, ce tableau indique aussi que le dosage nécessaire pour obtenir une récupération particuliere dépend des matières minérales particulières qui sont soumises à la flottation.
Exemple 13 - Flottation d'encres à base de carbone.
On a préparé cinq suspensions en formant dans chaque cas une pâte à partir de 240 g de papier imprimé (70 pour cent en poids de journaux et 30% en poids de magazines), de 1,61 g d'acide diéthylènetriaminepentaacétique, d'un agent de réglage de couleur, de 10,65 g de silicate de sodium, de la quantité du collecteur qu'indique le tableau
XIII et de 5,64 g de peroxyde d'hydrogène, avec suffisamment d'eau pour donner une suspension qui contenait 2% en poids de matières solides. Le pH de la suspension était de 10,5, sauf dans les cas où cela est indiqué, et la température était de 45"C. Le malaxage de la pâte était réalisé pendant 30 minutes. On a préparé chaque suspension à partir de copies d'exactement les mêmes pages de façon à avoir l'assurance que la quantité d'encre était comparable dans chacune des cinq suspensions préparées.
On a transféré la suspension de pâte dans une cellule de flottation Voith de 15 litres, avec suffisamment d'eau de dilution pour remplir complètement cette cellule. On a ajouté suffisamment de chlorure de calcium à la pâte pour obtenir une dureté de l'eau de 180 parties de CaC03 par million. On a déclenché la flottation en introduisant des bulles d'air traversant la pâte soumise à une agitation énergique et en continuant pendant une période de 10 minutes. On a alors extrait la mousse par écumage standard à la main, de façon à obtenir le produit de flottation.
On a alors filtré et fait sécher le produit de flottation. On a aussi filtré et fait sécher le contenu de la cellule de flottation, ce contenu étant formé des fibres de cellulose. On a analysé le produit de flottation par colorimétrie, en utilisant une échelle graduée de composition allant de O à 10, 0 désignant le blanc total et 10 le noir total. En utilisant un microscope à agrandissement élevé, on a examiné les feutres de fibres de cellulose préparés à partir du contenu de la cellule, de façon à observer les particules d'encre laissées par unité de surface.
Les données obtenues sont présentées dans le tableau XIII (voir page 44). Les conditions utilisées dans chaque essai sont identiques à l'exception de ce qui est indiqué dans le tableau.
Les données du tableau XIII (page 449 prouvent que le procédé de la présente invention est efficace, dans le désencrage, par flottation, du papier recyclé, pour séparer du papier l'encre au graphite et les autres encres à base de carbone. Lorsqu'on les compare à l'essai 1 qui correspond approximativement au produit industriel standard courant, les essais 2 à 5 montrent que l'utilisation des collecteurs de la présente invention entraient une récupération plus importante d'encre à un dosage notablement plus faible de collecteur.
TABLEAU XIII
Figure img00440001
Dosage <SEP> pH <SEP> de <SEP> la <SEP> Lecture <SEP> de <SEP> Observation <SEP> Pourcentage
<tb> Essai <SEP> Collecteur <SEP> (g) <SEP> flottation <SEP> l'échelle <SEP> de <SEP> visuelle <SEP> de <SEP> du <SEP> feutre
<tb> concentration <SEP> la <SEP> concen- <SEP> de <SEP> cellulose
<tb> d'encre <SEP> tration <SEP> d'encre
<tb> 1# <SEP> Acide <SEP> oléique <SEP> 5,5 <SEP> 10,5 <SEP> 4 <SEP> gris <SEP> clair <SEP> - <SEP> 2 <SEP> L,D-C10DPO(SO3Na)1# <SEP> 2,0 <SEP> 10,5 <SEP> 5 <SEP> gris <SEP> pas <SEP> de
<tb> variation
<tb> 3 <SEP> L,D-C10DPO(SO3Na)1# <SEP> 2,0 <SEP> 8,0# <SEP> 6 <SEP> gris <SEP> foncé <SEP> 25% <SEP> de
<tb> diminution
<tb> 4# <SEP> L,D-C10DPO(SO3Na)1# <SEP> 2,0 <SEP> 10,5 <SEP> 8 <SEP> gris <SEP> très <SEP> 50% <SEP> de
<tb> foncé <SEP> diminution
<tb> 5# <SEP> L,D-C10DPO(SO3Na)1# <SEP> 2,0 <SEP> 8,0# <SEP> 9 <SEP> noir <SEP> clair <SEP> 75% <SEP> de
<tb> diminution
<tb> #N'est pas un mode de réalisation de l'invention, produit industriel standard courant.
#Monosulfonate de sodium d'oxyde de diphényle dialcoylé en C10 linéaire.
#Ce pH est celui de la cellule de flottation réduit par l'addition d'HCl 1N.
#Il n'est pas ajouté de CaCl2 à la cellule de flottation dans cet essai.

Claims (17)

REVENDICATIONS
1. Procédé de récupération de matières minérales par flottation à mousse, consistant à soumettre à la flottation à mousse une suspension aqueuse contenant des matières minérales particulaires, en présence d'un collecteur comprenant un acide sulfonique d'oxyde de diaryle alcoylé ou un sel de celui-ci, etdesmélangesdetelsacidesou sels dans des conditions telles que les matières minérales à récupérer sont
mises entlottatlon, caracterise par lé fait qu'au moins environ 20%
de l'acide sulfonique ou sel de celui-ci est un dérivé monosulfoné.
2. Procédé selon la revendication 1, caractérisé par le fait que l'acide monosulfonique ou le sel de celui-ci correspond à la formule
Figure img00450001
dans laquelle R est, d'une manière indépendante, un radical alcoyle, ou alcoyle substitué, saturé ou insaturé, m et n sont, indépendamment l'un de l'autre, égaux chacun à 0, 1 ou 2, chaque M est, d'une manière indépendante, l'hydrogène, un métal alcalin, un métal alcalinoterreux, un ammonium substitué ou non et x et y sont, d'une manière indépendante, égaux chacun à O ou 1, à condition que la somme de x et y soit égale à 1.
3. Procédé selonla revendication2, caractérisé par lefait que
Rest unradicalalcoylecontenant de 1 à 24 atomes de carbone.
4. Procédé selon l'une des revendications 2 et 3, caractérisé par le fait que R est un radical alcoyle contenant de 6 à 24 atomes de carbone.
5. Procédé selon l'une des revendications 2 et 3, caractérisé
par le fait que R est un radical alcoyle contenant de 10 à environ 16 atomes de carbone.
6. Procédé selon l'une des revendications 2 et 3, caractérisé par le fait que R est un radical alcoyle linéaire ou ramifié.
7. Procédé selon l'une des revendications 2 à 6, caractérisé par le fait que la somme de m et n est égale à 2.
8. Procédé selon l'une des ravendications précédentes, caractérisé par le fait que la concentration totale du collecteur est d'au moins 0,001 kg/tonne et n'est -pas supérieure à 5,0 kg/tonne.
9. Procédé selon l'une des revendications précédentes, caractérisé par le fait qu'au moins 25% de l'acide ou sel sulfonique sont monosulfonés.
10. Procédé selon l'une des revendications 1 à 8, caractérisé par le fait qu'au moins environ 40% de l'acide ou sel sulfonique sont monosulfonés.
11. Procédé selon l'une des revendications 1 à 8, caractérisé par le fait qu'au moins environ 50% de l'acide ou sel sulfonique sont monosulfonés.
12. Procédé selon l'une des revendications précédentes, caractérisé par le fait que la matière minérale récupérée est du graphite et la suspension aqueuse est en outre constitude par du papier réduit en pâte.
O ou 1, à condition que la somme de x et y soit égale à 1.
formule dans laquelle R est, de manière indépendante, un radical alcoyle ou alcoyle substitué, saturé ou insaturé, m et n sont indépendamment égaux chacun à 0,1 ou 2, chaque M est, d'une manière indépendante, I'hydrogène, un métal alcalin, un métal alcalino-terreux ou un ammonium substitué ou non, et x et y sont indépendamment égaux à
Figure img00460001
13. Collecteur pour la récupération de matières minerales per flottation à mousse comprenant un acide sulfonique d'oxyde de diaryle alcoyle ou un sel de celui-ci, et des mélanges de tels acides ou sels, caractérisé par le fait qu'au moins 20 % de acide sulfonique ou du sel de celui-ci a pour formule :
14. Collecteur selon la revendication 13, caractérisé par le fait que R est un radical alcoyle contenant 1 à 24 atomes de carbone.
15. Collecteur selon la revendication 14, caractérisé par le fait que R est un radical alcoyle contenant de 10 à 16 atomes de carbone.
16. Collecteur selon l'une des revendications 13 à 14, caractérisé par le fait que R est un radical linéaire ou ramifié.
17. Collecteur selon l'une des revendications 13 à 16, caractérisé par le fait que la somme de m et n est égale à 2.
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Citations (4)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
GB584206A (en) * 1944-01-04 1947-01-09 Commw Council For Scient And I Process for the recovery of cassiterite from ores
US4172029A (en) * 1978-05-11 1979-10-23 The Dow Chemical Company Phosphate flotation process
US4308133A (en) * 1980-06-20 1981-12-29 The Dow Chemical Company Froth promotor for flotation of coal
US5015367A (en) * 1990-02-23 1991-05-14 The Dow Chemical Company Alkylated diaryl oxide monosulfonate collectors useful in the floatation of minerals

Patent Citations (4)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
GB584206A (en) * 1944-01-04 1947-01-09 Commw Council For Scient And I Process for the recovery of cassiterite from ores
US4172029A (en) * 1978-05-11 1979-10-23 The Dow Chemical Company Phosphate flotation process
US4308133A (en) * 1980-06-20 1981-12-29 The Dow Chemical Company Froth promotor for flotation of coal
US5015367A (en) * 1990-02-23 1991-05-14 The Dow Chemical Company Alkylated diaryl oxide monosulfonate collectors useful in the floatation of minerals

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