JPS6260450B2 - - Google Patents
Info
- Publication number
- JPS6260450B2 JPS6260450B2 JP54086960A JP8696079A JPS6260450B2 JP S6260450 B2 JPS6260450 B2 JP S6260450B2 JP 54086960 A JP54086960 A JP 54086960A JP 8696079 A JP8696079 A JP 8696079A JP S6260450 B2 JPS6260450 B2 JP S6260450B2
- Authority
- JP
- Japan
- Prior art keywords
- flotation
- aluminum
- kcl
- filtered
- slag
- Prior art date
- Legal status (The legal status is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the status listed.)
- Expired
Links
- 238000005188 flotation Methods 0.000 claims description 99
- 238000000034 method Methods 0.000 claims description 68
- XAGFODPZIPBFFR-UHFFFAOYSA-N aluminium Chemical compound [Al] XAGFODPZIPBFFR-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 41
- 229910052782 aluminium Inorganic materials 0.000 claims description 39
- 239000002893 slag Substances 0.000 claims description 36
- 230000008569 process Effects 0.000 claims description 35
- 239000006260 foam Substances 0.000 claims description 30
- 150000003839 salts Chemical class 0.000 claims description 29
- VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-M Chloride anion Chemical compound [Cl-] VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-M 0.000 claims description 19
- 239000002516 radical scavenger Substances 0.000 claims description 19
- 239000007788 liquid Substances 0.000 claims description 15
- 238000007873 sieving Methods 0.000 claims description 15
- 239000012141 concentrate Substances 0.000 claims description 14
- 239000000203 mixture Substances 0.000 claims description 12
- 239000003795 chemical substances by application Substances 0.000 claims description 11
- 239000002245 particle Substances 0.000 claims description 11
- 238000000746 purification Methods 0.000 claims description 11
- 238000000926 separation method Methods 0.000 claims description 11
- 239000000463 material Substances 0.000 claims description 7
- 229920001281 polyalkylene Polymers 0.000 claims description 7
- 125000000217 alkyl group Chemical group 0.000 claims description 6
- 125000004432 carbon atom Chemical group C* 0.000 claims description 6
- 125000001183 hydrocarbyl group Chemical group 0.000 claims description 6
- 150000007522 mineralic acids Chemical class 0.000 claims description 6
- 150000007524 organic acids Chemical class 0.000 claims description 6
- 229920006395 saturated elastomer Polymers 0.000 claims description 6
- 229930195734 saturated hydrocarbon Natural products 0.000 claims description 6
- 229930195735 unsaturated hydrocarbon Natural products 0.000 claims description 6
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N water Substances O XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 6
- 150000001805 chlorine compounds Chemical class 0.000 claims description 5
- 239000010419 fine particle Substances 0.000 claims description 5
- 239000011362 coarse particle Substances 0.000 claims description 4
- 150000004985 diamines Chemical class 0.000 claims description 4
- 238000001914 filtration Methods 0.000 claims description 4
- -1 aliphatic amines Chemical class 0.000 claims description 3
- 150000001242 acetic acid derivatives Chemical class 0.000 claims description 2
- 238000005096 rolling process Methods 0.000 claims description 2
- 238000012216 screening Methods 0.000 claims description 2
- 150000003840 hydrochlorides Chemical class 0.000 claims 1
- 239000000047 product Substances 0.000 description 31
- FAPWRFPIFSIZLT-UHFFFAOYSA-M Sodium chloride Chemical compound [Na+].[Cl-] FAPWRFPIFSIZLT-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 26
- 239000002699 waste material Substances 0.000 description 19
- 239000011780 sodium chloride Substances 0.000 description 13
- 238000002474 experimental method Methods 0.000 description 10
- 238000000227 grinding Methods 0.000 description 10
- 239000013505 freshwater Substances 0.000 description 8
- 238000010586 diagram Methods 0.000 description 7
- 229910052500 inorganic mineral Inorganic materials 0.000 description 6
- 239000011707 mineral Substances 0.000 description 6
- 239000012535 impurity Substances 0.000 description 5
- 239000000155 melt Substances 0.000 description 5
- 150000004679 hydroxides Chemical class 0.000 description 4
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 description 4
- 239000002184 metal Substances 0.000 description 4
- 150000004760 silicates Chemical class 0.000 description 4
- 150000005215 alkyl ethers Chemical class 0.000 description 3
- 125000002091 cationic group Chemical group 0.000 description 3
- 230000000694 effects Effects 0.000 description 3
- 238000003912 environmental pollution Methods 0.000 description 3
- 238000002844 melting Methods 0.000 description 3
- 230000008018 melting Effects 0.000 description 3
- 238000003801 milling Methods 0.000 description 3
- 238000011084 recovery Methods 0.000 description 3
- 239000011833 salt mixture Substances 0.000 description 3
- 239000000126 substance Substances 0.000 description 3
- 238000005406 washing Methods 0.000 description 3
- QTBSBXVTEAMEQO-UHFFFAOYSA-M Acetate Chemical compound CC([O-])=O QTBSBXVTEAMEQO-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 2
- VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-N Hydrochloric acid Chemical compound Cl VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 230000002411 adverse Effects 0.000 description 2
- 150000001412 amines Chemical class 0.000 description 2
- 229910052593 corundum Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000010431 corundum Substances 0.000 description 2
- 239000000706 filtrate Substances 0.000 description 2
- 238000007667 floating Methods 0.000 description 2
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 description 2
- 230000007935 neutral effect Effects 0.000 description 2
- 229910052596 spinel Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000011029 spinel Substances 0.000 description 2
- 239000000725 suspension Substances 0.000 description 2
- 229910019440 Mg(OH) Inorganic materials 0.000 description 1
- AZDRQVAHHNSJOQ-UHFFFAOYSA-N alumane Chemical class [AlH3] AZDRQVAHHNSJOQ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 238000004458 analytical method Methods 0.000 description 1
- 239000011230 binding agent Substances 0.000 description 1
- 150000003842 bromide salts Chemical class 0.000 description 1
- WUKWITHWXAAZEY-UHFFFAOYSA-L calcium difluoride Chemical compound [F-].[F-].[Ca+2] WUKWITHWXAAZEY-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- 229910001634 calcium fluoride Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000004140 cleaning Methods 0.000 description 1
- 230000018044 dehydration Effects 0.000 description 1
- 238000006297 dehydration reaction Methods 0.000 description 1
- 238000000151 deposition Methods 0.000 description 1
- 238000004090 dissolution Methods 0.000 description 1
- 239000010791 domestic waste Substances 0.000 description 1
- 230000008030 elimination Effects 0.000 description 1
- 238000003379 elimination reaction Methods 0.000 description 1
- 238000005516 engineering process Methods 0.000 description 1
- XXUJMEYKYHETBZ-UHFFFAOYSA-N ethyl 4-nitrophenyl ethylphosphonate Chemical compound CCOP(=O)(CC)OC1=CC=C([N+]([O-])=O)C=C1 XXUJMEYKYHETBZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 238000000605 extraction Methods 0.000 description 1
- 230000002349 favourable effect Effects 0.000 description 1
- 150000004673 fluoride salts Chemical class 0.000 description 1
- 238000009472 formulation Methods 0.000 description 1
- 238000007710 freezing Methods 0.000 description 1
- 230000008014 freezing Effects 0.000 description 1
- 239000007789 gas Substances 0.000 description 1
- 230000008570 general process Effects 0.000 description 1
- 239000003673 groundwater Substances 0.000 description 1
- 238000010438 heat treatment Methods 0.000 description 1
- 150000004677 hydrates Chemical class 0.000 description 1
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-M hydroxide Chemical compound [OH-] XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 1
- 239000013067 intermediate product Substances 0.000 description 1
- 238000010169 landfilling Methods 0.000 description 1
- 238000011068 loading method Methods 0.000 description 1
- 238000010309 melting process Methods 0.000 description 1
- 239000013618 particulate matter Substances 0.000 description 1
- BUKHSQBUKZIMLB-UHFFFAOYSA-L potassium;sodium;dichloride Chemical compound [Na+].[Cl-].[Cl-].[K+] BUKHSQBUKZIMLB-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- 238000001556 precipitation Methods 0.000 description 1
- 238000003672 processing method Methods 0.000 description 1
- AOHJOMMDDJHIJH-UHFFFAOYSA-N propylenediamine Chemical compound CC(N)CN AOHJOMMDDJHIJH-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000002994 raw material Substances 0.000 description 1
- 238000001223 reverse osmosis Methods 0.000 description 1
- 125000005624 silicic acid group Chemical class 0.000 description 1
- 235000012239 silicon dioxide Nutrition 0.000 description 1
- 239000007858 starting material Substances 0.000 description 1
- 150000003467 sulfuric acid derivatives Chemical class 0.000 description 1
- 231100000331 toxic Toxicity 0.000 description 1
- 230000002588 toxic effect Effects 0.000 description 1
Classifications
-
- B—PERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
- B03—SEPARATION OF SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS; MAGNETIC OR ELECTROSTATIC SEPARATION OF SOLID MATERIALS FROM SOLID MATERIALS OR FLUIDS; SEPARATION BY HIGH-VOLTAGE ELECTRIC FIELDS
- B03D—FLOTATION; DIFFERENTIAL SEDIMENTATION
- B03D1/00—Flotation
- B03D1/001—Flotation agents
- B03D1/004—Organic compounds
- B03D1/01—Organic compounds containing nitrogen
-
- B—PERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
- B03—SEPARATION OF SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS; MAGNETIC OR ELECTROSTATIC SEPARATION OF SOLID MATERIALS FROM SOLID MATERIALS OR FLUIDS; SEPARATION BY HIGH-VOLTAGE ELECTRIC FIELDS
- B03B—SEPARATING SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS
- B03B9/00—General arrangement of separating plant, e.g. flow sheets
- B03B9/04—General arrangement of separating plant, e.g. flow sheets specially adapted for furnace residues, smeltings, or foundry slags
-
- B—PERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
- B03—SEPARATION OF SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS; MAGNETIC OR ELECTROSTATIC SEPARATION OF SOLID MATERIALS FROM SOLID MATERIALS OR FLUIDS; SEPARATION BY HIGH-VOLTAGE ELECTRIC FIELDS
- B03D—FLOTATION; DIFFERENTIAL SEDIMENTATION
- B03D1/00—Flotation
- B03D1/001—Flotation agents
- B03D1/002—Inorganic compounds
-
- E—FIXED CONSTRUCTIONS
- E04—BUILDING
- E04H—BUILDINGS OR LIKE STRUCTURES FOR PARTICULAR PURPOSES; SWIMMING OR SPLASH BATHS OR POOLS; MASTS; FENCING; TENTS OR CANOPIES, IN GENERAL
- E04H3/00—Buildings or groups of buildings for public or similar purposes; Institutions, e.g. infirmaries or prisons
- E04H3/10—Buildings or groups of buildings for public or similar purposes; Institutions, e.g. infirmaries or prisons for meetings, entertainments, or sports
- E04H3/12—Tribunes, grandstands or terraces for spectators
- E04H3/126—Foldable, retractable or tiltable tribunes
-
- B—PERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
- B03—SEPARATION OF SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS; MAGNETIC OR ELECTROSTATIC SEPARATION OF SOLID MATERIALS FROM SOLID MATERIALS OR FLUIDS; SEPARATION BY HIGH-VOLTAGE ELECTRIC FIELDS
- B03D—FLOTATION; DIFFERENTIAL SEDIMENTATION
- B03D2201/00—Specified effects produced by the flotation agents
- B03D2201/02—Collectors
-
- B—PERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
- B03—SEPARATION OF SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS; MAGNETIC OR ELECTROSTATIC SEPARATION OF SOLID MATERIALS FROM SOLID MATERIALS OR FLUIDS; SEPARATION BY HIGH-VOLTAGE ELECTRIC FIELDS
- B03D—FLOTATION; DIFFERENTIAL SEDIMENTATION
- B03D2203/00—Specified materials treated by the flotation agents; specified applications
- B03D2203/02—Ores
- B03D2203/04—Non-sulfide ores
Landscapes
- Engineering & Computer Science (AREA)
- Architecture (AREA)
- Civil Engineering (AREA)
- Structural Engineering (AREA)
- Chemical & Material Sciences (AREA)
- Inorganic Chemistry (AREA)
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
- Processing Of Solid Wastes (AREA)
- Disintegrating Or Milling (AREA)
- Compounds Of Alkaline-Earth Elements, Aluminum Or Rare-Earth Metals (AREA)
- Curing Cements, Concrete, And Artificial Stone (AREA)
Description
本発明は、アルミニウム及び再循環可能な塩生
成物を回収するためにアルミニウム−塩スラグを
選別する方法に関する。 アルミニウム溶融物を製造する際には、原料消
費量を少なくするために広範囲にアルミニウムス
クラツプが併用される。この種のスクラツプは、
その出所に応じて比較的高い配分で多種多様な不
純物を含有しており、これら不純物は溶融物を製
造する際にスラグ形成剤としての塩混合物を添加
することによつてアルミニウムから分離される。
例えばアルミニウムスクラツプ2部に対して塩混
合物1部を一緒に溶融炉に装入することが公知で
ある。塩混合物は、一般にKCl25〜30%、
NaCl65〜70%、CaF22%及び痕跡量のその他の
塩化物、弗化物、硫酸塩及び臭化物から成る。こ
の塩は、スラグ形成剤としての目的の他に、また
溶融物の流動挙動に影響を及ぼす目的を有する。 アルミニウムスクラツプの溶融によつて、年々
大量の塩スラグが生じる。これは、例えばドイツ
連邦共和国ではAl−金属4〜8%の他に、KCl18
〜20%、NaCl45〜50%及びH2O−不溶成分33〜
22%を含有する。これらのスラグをその他の塵芥
と一緒に埋立することは、著しい生態学的問題を
惹起する。それというのも、これらは地下水に塩
類が溶解しかつスラグが溶解する際に一部は有毒
でありかつ臭気のために付加的な環境汚染を引起
すガスを発生するからである。その1つの解決手
段として、それらの塩を特別の埋立地に埋立るこ
とは、コストの理由から実際に採算が合わない。 アルミニウム−塩スラグを選別しかつその際に
スラグ中に含まれるアルミニウム及び塩を回収す
ることが既に試みられた。このために1つの解決
法が開発された。しかしながら、この方法は選別
コストが著しく高くかつ高いエネルギー費を必要
する。その他の塩回収法、例えば逆浸透法、溶解
法及び凍結法又は化学的もしくは熱的沈澱法は、
同様にエネルギー需要が高いこと及び環境汚染度
が大きいことから実施不可能である。 高電圧析出法も、望ましい結果を示さなかつ
た。 本発明の課題は、問題となる程の環境汚染を惹
起せず、経済的に実施可能でありかつ極めて塩分
含量が少ない残渣が残り、それを問題なく他の塵
芥、特に家庭からのごみと一緒に埋立ることがで
きるような冒頭に述べた形式の方法を提供するこ
とであつた。 この課題を解決するために本発明は、アルミニ
ウム塩−スラグ内に、屡々錯塩として成長した多
数の鉱物相が含有されており、一方金属アルミニ
ウムは一般に殆んどそのまゝの状態で存在してい
るという認識から出発する。この認識から出発し
て本発明は、金属アルミニウムを機械的分離にと
つて好都合な形に変えかつスラグ中に含有される
酸化物、水酸化物、酸化水和物及び珪酸塩を一緒
に分離し、さらに溶融物中に含有されるNaCl及
びKClを再供給のために回収することを目的とす
る。 前記課題は本発明により、スラグを破砕し、圧
力及び衝撃作用によつて厚さ1〜0.2mmに圧延
し、圧力及び衝撃作用を有する粉砕機でX80−値
130〜150μmに粉砕し、(ここでX80−値とは、所
定の網目の大きさを有するふるいを80%のものが
通過する粉砕度を表わすものである。したがつ
て、例えば130μmのX80−値とは、ふるい分け過
程の際に130μmのふるいを80%のものが通過す
る粉砕度を表わしている。又ここでは粉砕製品の
産量が80%であることも表わしている。そして
“X80”なる表現は粉砕技術の分野において通常使
用されているものである。)かつ粉砕産物から多
段式ふるい分け、又は多段式空気分級によつて
300〜00μmより大きい粗粒物を分離しかつ300〜
200μmよりも小さい微細物(X80−値130〜150μ
m)を、一般式: RO−(CH2)o−NH2 (式中Rは8〜22個の炭素原子を有する直鎖状又
は分枝鎖状の飽和又は不飽和炭化水素鎖又はそれ
らの混合物を表わしかつn=1〜5、有利には3
である)を有するアルキルエーテルアミンないし
は一般式: RO−(CH2)o−NH−(CH2)o−NH2 (式中R及びnは前記のものを表わす)を有する
アルキルエーテルポリアルキレンジアミン又はそ
れらの有機及び無機酸との塩、例えば酢酸塩又は
塩酸塩の反応基から成るカチオン活性捕収剤を使
用して泡沫浮遊選別を行ないかつこの際に捕収剤
の添加前に浮遊選別混濁液を塩基、有利にはCa
(OH)2又はMg(OH)2のような水酸化物を添加量
0.04〜0.4g.t-1で添加することによりPH値10〜
11に調整しかつ気泡生成物中の非塩化物の分離
後、純粋なKCl−NaCl−濃縮物であるセル残分
を濾過しかつ乾燥し、その際濾別した処理液を浮
遊選別工程に戻すことから成る冒頭に述べた形式
の方法によつて解決された。この場合、捕収剤を
浮遊選別前に1〜3分間作用させるのが有利であ
ることが立証された。 本方法の重要な特徴は、一方では300〜500μm
より大きな選別可能な粗粒状のアルミニウムをか
つ他方では塩及びH2O−不溶性の残分が十分に分
解されて存在する、X80−値130〜150μmを有す
る微粒子状産物を得るためにまずスラグの選別を
行うことである。 破砕したスラグの、間隔幅0.5mmを有するロー
ル微粉砕機及び後続したボールミルでの処理並び
に破砕したスラグに圧力、摩擦及び衝撃作用を及
ぼすロツドミル内での破砕したスラグの処理、最
後にまた破砕したスラグに主として圧力及び剪断
作用を及ぼすエツジランナを用いた破砕したスラ
グの粉砕において、粗粒子状のアルミニウム産物
と、塩及びH2O−不溶性残分の所望の粉砕産物を
得ることができる。これらの処理において、アル
ミニウムは専らほぼ0.2〜1.5mm厚さの板片に圧延
ないしクラツシングされる、従つて空気分級ない
しはふるい分けによつて比較的容易に回収するこ
とができる。破砕したスラグをロール粉砕機を用
いて処理する際には、酸化物、水酸化物及び珪酸
塩もまた結合剤としての塩と共に、アルミニウム
から分離し難い小さな板片に変形されるので、圧
延後この圧延した板片を上記粒度に粉砕する必要
がある。破砕したスラグを圧力、摩擦及び衝撃作
用によつてないしは圧力及び剪断力を作用させる
ことによつて粉砕する際に、同様に前記大きさの
アルミニウム板片が酸化物、水酸化物、珪酸等の
粉砕された粉砕産物と一緒に生じる。 次いで、アルミニウム板片を十分に除去したス
ラグの粉砕産物は前記形式で泡沫浮遊選別するこ
とができる、この際にスラグ中に含有された塩化
物70〜85%を回収することができる。この場合
に、NaCl及びKClの実収率は、比較的広い範囲
内で変動可能である捕収剤濃度に左右される。こ
の際に、浮遊選別は前述のように調整した所定の
PH値10〜11で選択性が最も良好でありかつコラン
ダム及びスピネルのような塩の不純物が気泡分離
されることが判明した。 空気分級によるスラグの選別法に基いてアルミ
ニウム粒子を分離する際には、粉砕産物を0.4〜
0.8m.s-1の速度を有する分級空気流に曝しかつ
その際に分離された粗粒物を第2の空気分級にお
いて2〜4.5m.s-1の分級空気速度で、夫々空気
1m3当り分級充填量1〜2Kgで処理しかつ第2の
空気分級で生じた微細物をスラグの粉砕工程に戻
すのが有利である。このようにして、第2空気分
級工程から50〜70%の実収率で94重量%の、アル
ミニウム含有率が極めて高い粗粒産物が得られ
る。 この冒頭に記載した板片状アルミニウムは再び
前プレスすることなく溶融させるために好適であ
る。 アルミニウムは、多段式ふるい分けによつて得
ることもできる。アルミニウム−塩スラグは、変
化せる抽出度を伴う不連続的溶融プロセスから得
られるので、鉱物学的組成並びにまた個々の鉱物
の粒度は炉装入毎に強度に変化する。従つて、ス
ラグを破砕後多段式で、種々の大きさのふるい分
け能、有利には2〜0.3mmのふるい分け能を有す
るふるいでふるい分けするのが有利である。この
形式で2mm−ふるいのふるい分け残分中に100%
純粋なアルミニウムが、1mm−ふるいのふるい分
け残分中に90〜95%の純度のアルミニウムがかつ
0.5mm−ふるいのふるい分け残分中に50〜90%の
純度のアルミニウムが得られる。最後のフラクシ
ヨンは、全ての後続の微粒子状物と同様に粉砕工
程に戻すことができる。ふるいを用いるアルミニ
ウムの分離で、この都度のアルミニウムの粒度に
基いて50〜70%のアルミニウム収率を達成するこ
とができる。0.3mm−ふるいの通過分は、浮遊選
別工程に供給する。上記泡沫浮遊選別工程では、
カチオン活性捕収剤がKClにも作用する、従つて
捕収剤の添加量が増大するに伴い増加したKClが
廃棄物中に侵入する。このことを避けるために本
発明では、ふるい分け又は空気分級後に生じる、
200〜250μmよりも小さい粒度の微粒物(X80−
130〜150μm)をまず、一般式: R−NH2 又は 〔R−NH3〕+−CH3COO- 又は 〔R−NH3〕+−Cl- (式中Rは8〜22個の炭素原子を有する直鎖状又
は分枝鎖状の飽和又は不飽和炭化水素鎖ないしは
それらの混合物を表わす〕の遊離アミン又はそれ
らの無機又は有機酸との塩の反応基から成るカチ
オン活性捕収剤を用いて直接的KCl−浮遊選別を
行ないかつセル残分から気泡生成物を分離した後
セル残分を濾別し、処理液を浮遊選別工程に戻し
かつセル残分を次いで別の浮遊選別工程に供給す
ることを提案する。 上記手段を適用することは、直接的KCl−浮遊
選別と、間接的浮遊選別との組合せを意味し、こ
の際に両浮遊選別のためには、選択性に関しても
ちろん反対の作用をする2種類の捕収剤が使用さ
れる。従つて、第1工程のセル残分は、第2工程
に供給する前に浮遊選別液から分離する必要があ
る。 前記の組合せた浮遊選別法によつて、スラグ中
に含有される塩の75〜85重量%を回収することが
できかつ埋立可能な廃棄物中に含有される水溶性
の塩化物は約20重量%、それ未満に低減させるこ
とができる。 浮遊選別法で新鮮な処理液の消費量を可能な限
り小なくするには、その都度浮選工程から排出さ
れる気泡生成物及びセル残分を濾過しかつ濾過し
た処理液を適当な浮選工程に戻すのが有利であ
る。この返還にもかゝわらず、浮遊選別プロセス
においては常に処理液が濾過損失によつて失われ
る、従つてその都度の浮選工程に清水を導入する
必要がある。これは廃棄物の塩化物含量をさらに
低減させるために使用することができる。即ち1
工程式浮選又は2工程式浮選の気泡生成物から濾
別した物質を清水で処理しかつ場合により新たに
濾過しかつその際濾過器で分離されたかつ塩化物
を含ん水を夫々の浮選工程に供給する。この手段
によつて、廃棄物の塩化物含有率をほゞ20重量%
未満に減少できることが判明した。 次に、図面に示した実施例につき本発明を詳細
に説明する。 第1図及び第2図は、本発明による処理過程を
略示したものである。 第1図及び第2図は、一般的処理系統図であり
かつ特定のアルミニウム−塩スラグに結び付いた
ものではない。これらの処理過程では、一個の大
きさが20cm未満でありかつ夫々NaCl45〜50%、
KCl17〜20%、アルミニウム4〜8.5%及び不純
鉱物20〜35%の含有率を有するアルミニウムスラ
グから出発する。 両処理過程で、塊状スラグは多段階で粉砕され
る、この場合まずジヨークラシヤ、インパクトク
ラシヤ又はハンマクラツシヤが前粉砕のために使
用される。それ以上の粉砕は、ボールミル、その
代用としてのロツトミルが後続されたロールクラ
ツシヤ又はエツジランナで、X80−値130〜150μ
mを有する粉砕産物が得られるまで行われる。こ
の際に、アルミニウムは薄板片として残留し、一
方塩及び不純化鉱物、例えばコランダム、スピネ
ル、その他の酸化物及び珪酸塩は選択的に分離さ
れる。 こうして粉砕したスラグの粉砕産物を、ふるい
金属分析によつて第1表にその結果を示す。この
表において、H2O−不溶性残分とは不純化鉱物、
例えば酸化物、水酸化物、珪酸塩等を総計したも
のであると理解されるべきである。
成物を回収するためにアルミニウム−塩スラグを
選別する方法に関する。 アルミニウム溶融物を製造する際には、原料消
費量を少なくするために広範囲にアルミニウムス
クラツプが併用される。この種のスクラツプは、
その出所に応じて比較的高い配分で多種多様な不
純物を含有しており、これら不純物は溶融物を製
造する際にスラグ形成剤としての塩混合物を添加
することによつてアルミニウムから分離される。
例えばアルミニウムスクラツプ2部に対して塩混
合物1部を一緒に溶融炉に装入することが公知で
ある。塩混合物は、一般にKCl25〜30%、
NaCl65〜70%、CaF22%及び痕跡量のその他の
塩化物、弗化物、硫酸塩及び臭化物から成る。こ
の塩は、スラグ形成剤としての目的の他に、また
溶融物の流動挙動に影響を及ぼす目的を有する。 アルミニウムスクラツプの溶融によつて、年々
大量の塩スラグが生じる。これは、例えばドイツ
連邦共和国ではAl−金属4〜8%の他に、KCl18
〜20%、NaCl45〜50%及びH2O−不溶成分33〜
22%を含有する。これらのスラグをその他の塵芥
と一緒に埋立することは、著しい生態学的問題を
惹起する。それというのも、これらは地下水に塩
類が溶解しかつスラグが溶解する際に一部は有毒
でありかつ臭気のために付加的な環境汚染を引起
すガスを発生するからである。その1つの解決手
段として、それらの塩を特別の埋立地に埋立るこ
とは、コストの理由から実際に採算が合わない。 アルミニウム−塩スラグを選別しかつその際に
スラグ中に含まれるアルミニウム及び塩を回収す
ることが既に試みられた。このために1つの解決
法が開発された。しかしながら、この方法は選別
コストが著しく高くかつ高いエネルギー費を必要
する。その他の塩回収法、例えば逆浸透法、溶解
法及び凍結法又は化学的もしくは熱的沈澱法は、
同様にエネルギー需要が高いこと及び環境汚染度
が大きいことから実施不可能である。 高電圧析出法も、望ましい結果を示さなかつ
た。 本発明の課題は、問題となる程の環境汚染を惹
起せず、経済的に実施可能でありかつ極めて塩分
含量が少ない残渣が残り、それを問題なく他の塵
芥、特に家庭からのごみと一緒に埋立ることがで
きるような冒頭に述べた形式の方法を提供するこ
とであつた。 この課題を解決するために本発明は、アルミニ
ウム塩−スラグ内に、屡々錯塩として成長した多
数の鉱物相が含有されており、一方金属アルミニ
ウムは一般に殆んどそのまゝの状態で存在してい
るという認識から出発する。この認識から出発し
て本発明は、金属アルミニウムを機械的分離にと
つて好都合な形に変えかつスラグ中に含有される
酸化物、水酸化物、酸化水和物及び珪酸塩を一緒
に分離し、さらに溶融物中に含有されるNaCl及
びKClを再供給のために回収することを目的とす
る。 前記課題は本発明により、スラグを破砕し、圧
力及び衝撃作用によつて厚さ1〜0.2mmに圧延
し、圧力及び衝撃作用を有する粉砕機でX80−値
130〜150μmに粉砕し、(ここでX80−値とは、所
定の網目の大きさを有するふるいを80%のものが
通過する粉砕度を表わすものである。したがつ
て、例えば130μmのX80−値とは、ふるい分け過
程の際に130μmのふるいを80%のものが通過す
る粉砕度を表わしている。又ここでは粉砕製品の
産量が80%であることも表わしている。そして
“X80”なる表現は粉砕技術の分野において通常使
用されているものである。)かつ粉砕産物から多
段式ふるい分け、又は多段式空気分級によつて
300〜00μmより大きい粗粒物を分離しかつ300〜
200μmよりも小さい微細物(X80−値130〜150μ
m)を、一般式: RO−(CH2)o−NH2 (式中Rは8〜22個の炭素原子を有する直鎖状又
は分枝鎖状の飽和又は不飽和炭化水素鎖又はそれ
らの混合物を表わしかつn=1〜5、有利には3
である)を有するアルキルエーテルアミンないし
は一般式: RO−(CH2)o−NH−(CH2)o−NH2 (式中R及びnは前記のものを表わす)を有する
アルキルエーテルポリアルキレンジアミン又はそ
れらの有機及び無機酸との塩、例えば酢酸塩又は
塩酸塩の反応基から成るカチオン活性捕収剤を使
用して泡沫浮遊選別を行ないかつこの際に捕収剤
の添加前に浮遊選別混濁液を塩基、有利にはCa
(OH)2又はMg(OH)2のような水酸化物を添加量
0.04〜0.4g.t-1で添加することによりPH値10〜
11に調整しかつ気泡生成物中の非塩化物の分離
後、純粋なKCl−NaCl−濃縮物であるセル残分
を濾過しかつ乾燥し、その際濾別した処理液を浮
遊選別工程に戻すことから成る冒頭に述べた形式
の方法によつて解決された。この場合、捕収剤を
浮遊選別前に1〜3分間作用させるのが有利であ
ることが立証された。 本方法の重要な特徴は、一方では300〜500μm
より大きな選別可能な粗粒状のアルミニウムをか
つ他方では塩及びH2O−不溶性の残分が十分に分
解されて存在する、X80−値130〜150μmを有す
る微粒子状産物を得るためにまずスラグの選別を
行うことである。 破砕したスラグの、間隔幅0.5mmを有するロー
ル微粉砕機及び後続したボールミルでの処理並び
に破砕したスラグに圧力、摩擦及び衝撃作用を及
ぼすロツドミル内での破砕したスラグの処理、最
後にまた破砕したスラグに主として圧力及び剪断
作用を及ぼすエツジランナを用いた破砕したスラ
グの粉砕において、粗粒子状のアルミニウム産物
と、塩及びH2O−不溶性残分の所望の粉砕産物を
得ることができる。これらの処理において、アル
ミニウムは専らほぼ0.2〜1.5mm厚さの板片に圧延
ないしクラツシングされる、従つて空気分級ない
しはふるい分けによつて比較的容易に回収するこ
とができる。破砕したスラグをロール粉砕機を用
いて処理する際には、酸化物、水酸化物及び珪酸
塩もまた結合剤としての塩と共に、アルミニウム
から分離し難い小さな板片に変形されるので、圧
延後この圧延した板片を上記粒度に粉砕する必要
がある。破砕したスラグを圧力、摩擦及び衝撃作
用によつてないしは圧力及び剪断力を作用させる
ことによつて粉砕する際に、同様に前記大きさの
アルミニウム板片が酸化物、水酸化物、珪酸等の
粉砕された粉砕産物と一緒に生じる。 次いで、アルミニウム板片を十分に除去したス
ラグの粉砕産物は前記形式で泡沫浮遊選別するこ
とができる、この際にスラグ中に含有された塩化
物70〜85%を回収することができる。この場合
に、NaCl及びKClの実収率は、比較的広い範囲
内で変動可能である捕収剤濃度に左右される。こ
の際に、浮遊選別は前述のように調整した所定の
PH値10〜11で選択性が最も良好でありかつコラン
ダム及びスピネルのような塩の不純物が気泡分離
されることが判明した。 空気分級によるスラグの選別法に基いてアルミ
ニウム粒子を分離する際には、粉砕産物を0.4〜
0.8m.s-1の速度を有する分級空気流に曝しかつ
その際に分離された粗粒物を第2の空気分級にお
いて2〜4.5m.s-1の分級空気速度で、夫々空気
1m3当り分級充填量1〜2Kgで処理しかつ第2の
空気分級で生じた微細物をスラグの粉砕工程に戻
すのが有利である。このようにして、第2空気分
級工程から50〜70%の実収率で94重量%の、アル
ミニウム含有率が極めて高い粗粒産物が得られ
る。 この冒頭に記載した板片状アルミニウムは再び
前プレスすることなく溶融させるために好適であ
る。 アルミニウムは、多段式ふるい分けによつて得
ることもできる。アルミニウム−塩スラグは、変
化せる抽出度を伴う不連続的溶融プロセスから得
られるので、鉱物学的組成並びにまた個々の鉱物
の粒度は炉装入毎に強度に変化する。従つて、ス
ラグを破砕後多段式で、種々の大きさのふるい分
け能、有利には2〜0.3mmのふるい分け能を有す
るふるいでふるい分けするのが有利である。この
形式で2mm−ふるいのふるい分け残分中に100%
純粋なアルミニウムが、1mm−ふるいのふるい分
け残分中に90〜95%の純度のアルミニウムがかつ
0.5mm−ふるいのふるい分け残分中に50〜90%の
純度のアルミニウムが得られる。最後のフラクシ
ヨンは、全ての後続の微粒子状物と同様に粉砕工
程に戻すことができる。ふるいを用いるアルミニ
ウムの分離で、この都度のアルミニウムの粒度に
基いて50〜70%のアルミニウム収率を達成するこ
とができる。0.3mm−ふるいの通過分は、浮遊選
別工程に供給する。上記泡沫浮遊選別工程では、
カチオン活性捕収剤がKClにも作用する、従つて
捕収剤の添加量が増大するに伴い増加したKClが
廃棄物中に侵入する。このことを避けるために本
発明では、ふるい分け又は空気分級後に生じる、
200〜250μmよりも小さい粒度の微粒物(X80−
130〜150μm)をまず、一般式: R−NH2 又は 〔R−NH3〕+−CH3COO- 又は 〔R−NH3〕+−Cl- (式中Rは8〜22個の炭素原子を有する直鎖状又
は分枝鎖状の飽和又は不飽和炭化水素鎖ないしは
それらの混合物を表わす〕の遊離アミン又はそれ
らの無機又は有機酸との塩の反応基から成るカチ
オン活性捕収剤を用いて直接的KCl−浮遊選別を
行ないかつセル残分から気泡生成物を分離した後
セル残分を濾別し、処理液を浮遊選別工程に戻し
かつセル残分を次いで別の浮遊選別工程に供給す
ることを提案する。 上記手段を適用することは、直接的KCl−浮遊
選別と、間接的浮遊選別との組合せを意味し、こ
の際に両浮遊選別のためには、選択性に関しても
ちろん反対の作用をする2種類の捕収剤が使用さ
れる。従つて、第1工程のセル残分は、第2工程
に供給する前に浮遊選別液から分離する必要があ
る。 前記の組合せた浮遊選別法によつて、スラグ中
に含有される塩の75〜85重量%を回収することが
できかつ埋立可能な廃棄物中に含有される水溶性
の塩化物は約20重量%、それ未満に低減させるこ
とができる。 浮遊選別法で新鮮な処理液の消費量を可能な限
り小なくするには、その都度浮選工程から排出さ
れる気泡生成物及びセル残分を濾過しかつ濾過し
た処理液を適当な浮選工程に戻すのが有利であ
る。この返還にもかゝわらず、浮遊選別プロセス
においては常に処理液が濾過損失によつて失われ
る、従つてその都度の浮選工程に清水を導入する
必要がある。これは廃棄物の塩化物含量をさらに
低減させるために使用することができる。即ち1
工程式浮選又は2工程式浮選の気泡生成物から濾
別した物質を清水で処理しかつ場合により新たに
濾過しかつその際濾過器で分離されたかつ塩化物
を含ん水を夫々の浮選工程に供給する。この手段
によつて、廃棄物の塩化物含有率をほゞ20重量%
未満に減少できることが判明した。 次に、図面に示した実施例につき本発明を詳細
に説明する。 第1図及び第2図は、本発明による処理過程を
略示したものである。 第1図及び第2図は、一般的処理系統図であり
かつ特定のアルミニウム−塩スラグに結び付いた
ものではない。これらの処理過程では、一個の大
きさが20cm未満でありかつ夫々NaCl45〜50%、
KCl17〜20%、アルミニウム4〜8.5%及び不純
鉱物20〜35%の含有率を有するアルミニウムスラ
グから出発する。 両処理過程で、塊状スラグは多段階で粉砕され
る、この場合まずジヨークラシヤ、インパクトク
ラシヤ又はハンマクラツシヤが前粉砕のために使
用される。それ以上の粉砕は、ボールミル、その
代用としてのロツトミルが後続されたロールクラ
ツシヤ又はエツジランナで、X80−値130〜150μ
mを有する粉砕産物が得られるまで行われる。こ
の際に、アルミニウムは薄板片として残留し、一
方塩及び不純化鉱物、例えばコランダム、スピネ
ル、その他の酸化物及び珪酸塩は選択的に分離さ
れる。 こうして粉砕したスラグの粉砕産物を、ふるい
金属分析によつて第1表にその結果を示す。この
表において、H2O−不溶性残分とは不純化鉱物、
例えば酸化物、水酸化物、珪酸塩等を総計したも
のであると理解されるべきである。
【表】
引続いての処理工程で、アルミニウムはスラグ
の残分から機械的に分離される。この分離は、多
段式ふるいによつて行うことができる。この際
に、500μmよりも大きいふるい残分中にアルミ
ニウムは生成しかつ500〜200μmのスラグ成分は
粉砕サイクルに戻される。前記分離は、多段式空
気分級によつて行つてもよい、この場合には第1
空気分級工程では0.4〜0.8m.s-1の分級空気速
度を用いて作業する。微細物は泡沫浮遊選別工程
に供給され、一方粗粒物は第2工程で2〜4.5
m.s-1の分級空気速度で空気分級される。この
際に、粗粒物が得られ、これは95%以上がアルミ
ニウムから成るアルミニウム精鉱である。さら
に、アルミニウムを後空気分級によつて精製する
ことも可能である。第2分級工程からの微細物
は、粉砕サイクルに戻される。アルミニウムが一
次的に500μm未満の粒度を有するスラグ中に存
在していなければ、金属アルミニウムの少なくと
も65%を得ることができる。両処理過程、即ち1
工程式並びに2工程式泡沫浮遊選別におけるアル
ミニウム回収は、同一形式で操作することができ
る。第1〜4図によれば、空気分級工程ないし
は最後のふるい工程のふるい通過物から得られる
微細物が浮遊選別工程に供給される。 この工程は、第1図及び第3図による方法では
1工程式、即ち組合せられたNaCl−KCl−浮遊
選別工程である。この浮遊選別工程では、特許請
求の範囲第1項の記載の捕収剤を用いて、有利に
は捕収剤の総添加量1500g.t-1で作業する。こ
の場合、浮選過程中に2〜5回に分けて浮選混合
液に添加するのが有利であり、しかもその際に
夫々1〜3分間の捕収剤作用時間を厳守すべきで
ある。浮選混濁液のPHは、第1回目の捕収剤添加
前に塩基、有利にはCa(OH)2で10〜11に調整す
べきである。 この際に生じる気泡生成物は、塩を不純化する
鉱物を含有する。この気泡生成物は、塩実収率を
改良するために任意に屡々後洗浄することができ
る。濾過損失に基いてプロセスに常に清水が供給
されねばならないので、脱水された気泡生成物は
清水で処理されかつ濾過される;この際に生じる
全ての処理液は浮選工程に戻される。浮選工程の
セル残分は、同様に濾過され、濾液は浮選工程に
戻されかつ濾過器に生じる塩濃縮物は乾燥器に供
給される。ここから塩が第2表及び第3表に記載
した品質で再使用するために得られる。 清水で処理された気泡生成物は濾過器で脱水さ
れかつ前記含有率を有するものとして埋立てられ
る。 第2表は1工程式浮遊選別実験での金属収量を
示し、この場合には“アツシランド・ケミカル・
カンパニー社(Ashland Chemical Company)、
ミネアポリス、ミネソタ在”から登録商標“MG
−98A”で市販されているアルキルエーテルアミ
ンアセテートを使用してPH10.4で実施した。捕収
剤添加量は、4回の配合で1500g.t-1であり、
PHは捕収剤添加前にCa(OH)2で調整した。この
実験では廃棄物の後精製は行わず、また清水での
処理も行なわなかつた。塩濃縮物は、塩化物を
95.1%含有していた。
の残分から機械的に分離される。この分離は、多
段式ふるいによつて行うことができる。この際
に、500μmよりも大きいふるい残分中にアルミ
ニウムは生成しかつ500〜200μmのスラグ成分は
粉砕サイクルに戻される。前記分離は、多段式空
気分級によつて行つてもよい、この場合には第1
空気分級工程では0.4〜0.8m.s-1の分級空気速
度を用いて作業する。微細物は泡沫浮遊選別工程
に供給され、一方粗粒物は第2工程で2〜4.5
m.s-1の分級空気速度で空気分級される。この
際に、粗粒物が得られ、これは95%以上がアルミ
ニウムから成るアルミニウム精鉱である。さら
に、アルミニウムを後空気分級によつて精製する
ことも可能である。第2分級工程からの微細物
は、粉砕サイクルに戻される。アルミニウムが一
次的に500μm未満の粒度を有するスラグ中に存
在していなければ、金属アルミニウムの少なくと
も65%を得ることができる。両処理過程、即ち1
工程式並びに2工程式泡沫浮遊選別におけるアル
ミニウム回収は、同一形式で操作することができ
る。第1〜4図によれば、空気分級工程ないし
は最後のふるい工程のふるい通過物から得られる
微細物が浮遊選別工程に供給される。 この工程は、第1図及び第3図による方法では
1工程式、即ち組合せられたNaCl−KCl−浮遊
選別工程である。この浮遊選別工程では、特許請
求の範囲第1項の記載の捕収剤を用いて、有利に
は捕収剤の総添加量1500g.t-1で作業する。こ
の場合、浮選過程中に2〜5回に分けて浮選混合
液に添加するのが有利であり、しかもその際に
夫々1〜3分間の捕収剤作用時間を厳守すべきで
ある。浮選混濁液のPHは、第1回目の捕収剤添加
前に塩基、有利にはCa(OH)2で10〜11に調整す
べきである。 この際に生じる気泡生成物は、塩を不純化する
鉱物を含有する。この気泡生成物は、塩実収率を
改良するために任意に屡々後洗浄することができ
る。濾過損失に基いてプロセスに常に清水が供給
されねばならないので、脱水された気泡生成物は
清水で処理されかつ濾過される;この際に生じる
全ての処理液は浮選工程に戻される。浮選工程の
セル残分は、同様に濾過され、濾液は浮選工程に
戻されかつ濾過器に生じる塩濃縮物は乾燥器に供
給される。ここから塩が第2表及び第3表に記載
した品質で再使用するために得られる。 清水で処理された気泡生成物は濾過器で脱水さ
れかつ前記含有率を有するものとして埋立てられ
る。 第2表は1工程式浮遊選別実験での金属収量を
示し、この場合には“アツシランド・ケミカル・
カンパニー社(Ashland Chemical Company)、
ミネアポリス、ミネソタ在”から登録商標“MG
−98A”で市販されているアルキルエーテルアミ
ンアセテートを使用してPH10.4で実施した。捕収
剤添加量は、4回の配合で1500g.t-1であり、
PHは捕収剤添加前にCa(OH)2で調整した。この
実験では廃棄物の後精製は行わず、また清水での
処理も行なわなかつた。塩濃縮物は、塩化物を
95.1%含有していた。
【表】
1工程式浮選での処理過程において、ほぼ70%
の実収率で95%以上の塩化物含有率を有する塩濃
縮物を得ることができる。廃棄物は、清水処理後
塩化物25%まで、最悪な場合でも30%の塩化物を
含有する。 より良好な浮選結果は、“フアルブベルケ・ヘ
キスト社(Farbwerke Hoechst AG)、フランク
フルト在”から商品名“Hoe F 2468”又は
Hoe F 2640”で市販されているアルキルエー
テルプロピレンジアミンを用いて達成される。捕
収剤は、PHをCa(OH)2で10.5に調整した後4回
に分けて総添加量1500g.t-1で浮選混濁液に添
加し、この際にその都度2分間の作用時間を厳守
する。この方法は、特許請求の範囲第1項記載に
基いて実施した。 第3表は、特許請求の範囲第1項及び第3項記
載に基いて実施した、アルミニウム並びに塩化物
の収量を示す。この場合も、廃棄物の後精製は考
慮されていない。塩濃縮物は、塩化物約99%を含
有する。
の実収率で95%以上の塩化物含有率を有する塩濃
縮物を得ることができる。廃棄物は、清水処理後
塩化物25%まで、最悪な場合でも30%の塩化物を
含有する。 より良好な浮選結果は、“フアルブベルケ・ヘ
キスト社(Farbwerke Hoechst AG)、フランク
フルト在”から商品名“Hoe F 2468”又は
Hoe F 2640”で市販されているアルキルエー
テルプロピレンジアミンを用いて達成される。捕
収剤は、PHをCa(OH)2で10.5に調整した後4回
に分けて総添加量1500g.t-1で浮選混濁液に添
加し、この際にその都度2分間の作用時間を厳守
する。この方法は、特許請求の範囲第1項記載に
基いて実施した。 第3表は、特許請求の範囲第1項及び第3項記
載に基いて実施した、アルミニウム並びに塩化物
の収量を示す。この場合も、廃棄物の後精製は考
慮されていない。塩濃縮物は、塩化物約99%を含
有する。
【表】
第2図及び第4図に示した系統図に基く方法に
よれば、第1空気分級工程(第4図)の微細物な
いしは最後のふるい分け工程(第2図)のふるい
通過物がまず特許請求の範囲第4項記載のKCl−
浮遊選別処理される。 捕収剤添加量は、約30〜100g.t-1である。捕
収剤作用時間は2分間である。泡沫浮遊選別はPH
6〜8の中性媒体中で実施する。浮選から分離さ
れた気泡生成物は濾過され、濾液はKCl−浮選工
程に戻される。 気泡生成物は、KCl70〜80%、NaCl15〜20
%、Al1%までかつ不純物14〜4%を含有する。
この気泡生成物は、新たに脱水しかつ次いで乾燥
器に供給するために、任意に屡々後精製してもよ
い。この浮選工程のセル残分は、同様に脱水され
かつ処理液はKCl−浮選工程に戻される。KCl−
浮選工程の脱水されたセル残分は、KCl−及び
NaCl−工程の両捕収剤がその選択性に関して不
都合に影響するので、KCl−工程の捕収剤を熱分
解するために乾燥器中約300℃で熱処理すること
ができる。 引続き、KCl−浮選工程のセル残分は反対の
NaCl−浮選工程に供給される、この工程では特
許請求の範囲第1項記載の捕収剤を用いて、捕収
剤総量約1500g.t-1及びPH10.5で作業する。こ
の実験ではPHはCa(OH)2を用いて調整した。捕
収剤は4回に分けて添加し、この場合夫々2分間
の作用時間を厳守した。気泡生成物を濾別しかつ
処理液を浮選工程に戻した。この2工程式泡沫浮
遊選別法による典型的浮遊選別結果は、第4表に
示されている。NaCl−工程の気泡生成物、不純
物は、所望であれば後精製してもよい。第5表
は、廃棄物の簡単な後精製を行つた2工程式泡沫
浮遊選別の浮遊選別結果を示す。この場合には、
廃棄物、即ちNaCl−浮選工程の気泡生成物の一
度の後洗浄によつて既に塩化物含量を15%以上減
少させることができた、即ち塩化物35%以上から
今や塩化物20%に低下させることができる。この
浮遊選別実験では処理液10〜15%が濾過損失によ
つて失われるので、この損失を清水の供給によつ
て補充しなければならない。従つて、清水を廃棄
物に加え、次いで濾別しかつNaCl−浮選工程に
供給した。これによつて、廃棄物の塩化物含量を
15〜20%、ほぼ16〜17%に低下させることができ
た。 第4表は、特許請求の範囲第4項及び特許請求
の範囲第1項記載による2工程式浮遊選別法を用
いた浮遊選別実験の物質収量を示す。KCl−浮選
工程では、中性のPH値で“アルムール・ヘス社
(Armour Hess)”から登録商標“アルメーン
(Armeen)HTD”として市販されている第一脂
肪アミン塩酸塩を用いて添加量100g.t-1でKCl
を泡沫分離した。第4表には、KCl−濃縮物の後
洗浄は考慮されていない。KCl−濃縮物は、従つ
て塩化物91.7%を含有している。KCl−工程の濾
別したセル残分は、新鮮な処理液中に分散させか
つCa(OH)2でPHを10.5に調整した。捕収剤とし
ては、製剤Hoe F 2408の水溶性適用形、即ち
Hoe F 2640を総添加量1500g・t-1で4回に配
分して夫々2分の作用時間で使用した。NaCl−
濃縮物は、塩化物98.4%を含有する。両工程の塩
化物実収率は、平均80%である。この実験では、
廃棄物の後精製及び後洗浄は行わなかつた。
よれば、第1空気分級工程(第4図)の微細物な
いしは最後のふるい分け工程(第2図)のふるい
通過物がまず特許請求の範囲第4項記載のKCl−
浮遊選別処理される。 捕収剤添加量は、約30〜100g.t-1である。捕
収剤作用時間は2分間である。泡沫浮遊選別はPH
6〜8の中性媒体中で実施する。浮選から分離さ
れた気泡生成物は濾過され、濾液はKCl−浮選工
程に戻される。 気泡生成物は、KCl70〜80%、NaCl15〜20
%、Al1%までかつ不純物14〜4%を含有する。
この気泡生成物は、新たに脱水しかつ次いで乾燥
器に供給するために、任意に屡々後精製してもよ
い。この浮選工程のセル残分は、同様に脱水され
かつ処理液はKCl−浮選工程に戻される。KCl−
浮選工程の脱水されたセル残分は、KCl−及び
NaCl−工程の両捕収剤がその選択性に関して不
都合に影響するので、KCl−工程の捕収剤を熱分
解するために乾燥器中約300℃で熱処理すること
ができる。 引続き、KCl−浮選工程のセル残分は反対の
NaCl−浮選工程に供給される、この工程では特
許請求の範囲第1項記載の捕収剤を用いて、捕収
剤総量約1500g.t-1及びPH10.5で作業する。こ
の実験ではPHはCa(OH)2を用いて調整した。捕
収剤は4回に分けて添加し、この場合夫々2分間
の作用時間を厳守した。気泡生成物を濾別しかつ
処理液を浮選工程に戻した。この2工程式泡沫浮
遊選別法による典型的浮遊選別結果は、第4表に
示されている。NaCl−工程の気泡生成物、不純
物は、所望であれば後精製してもよい。第5表
は、廃棄物の簡単な後精製を行つた2工程式泡沫
浮遊選別の浮遊選別結果を示す。この場合には、
廃棄物、即ちNaCl−浮選工程の気泡生成物の一
度の後洗浄によつて既に塩化物含量を15%以上減
少させることができた、即ち塩化物35%以上から
今や塩化物20%に低下させることができる。この
浮遊選別実験では処理液10〜15%が濾過損失によ
つて失われるので、この損失を清水の供給によつ
て補充しなければならない。従つて、清水を廃棄
物に加え、次いで濾別しかつNaCl−浮選工程に
供給した。これによつて、廃棄物の塩化物含量を
15〜20%、ほぼ16〜17%に低下させることができ
た。 第4表は、特許請求の範囲第4項及び特許請求
の範囲第1項記載による2工程式浮遊選別法を用
いた浮遊選別実験の物質収量を示す。KCl−浮選
工程では、中性のPH値で“アルムール・ヘス社
(Armour Hess)”から登録商標“アルメーン
(Armeen)HTD”として市販されている第一脂
肪アミン塩酸塩を用いて添加量100g.t-1でKCl
を泡沫分離した。第4表には、KCl−濃縮物の後
洗浄は考慮されていない。KCl−濃縮物は、従つ
て塩化物91.7%を含有している。KCl−工程の濾
別したセル残分は、新鮮な処理液中に分散させか
つCa(OH)2でPHを10.5に調整した。捕収剤とし
ては、製剤Hoe F 2408の水溶性適用形、即ち
Hoe F 2640を総添加量1500g・t-1で4回に配
分して夫々2分の作用時間で使用した。NaCl−
濃縮物は、塩化物98.4%を含有する。両工程の塩
化物実収率は、平均80%である。この実験では、
廃棄物の後精製及び後洗浄は行わなかつた。
【表】
NaCl−工程の気泡生成物の後精製は、第5表
に考慮されている。この実験における浮遊選別パ
ラメータは、第4表記載と同じである。
に考慮されている。この実験における浮遊選別パ
ラメータは、第4表記載と同じである。
【表】
塩濃縮物中の含有率及び実収率値は、第4表記
載と同じであるが、但しこの場合の廃棄物中の塩
化物含有率は、後精製により低下せしめられてい
る。塩化物13%は中間生成物の形で浮選サイクル
に戻し、その都度以後の工程で後精製することが
できる。廃棄物は、任意に時折後精製してもよ
い。この実験では、もちろん後精製は行なわなか
つた。 第4表及び第5表記載の金属収量では、廃棄
物、即ちNaCl−浮選工程の気泡生成物の後洗浄
は考慮されていない。NaCl−浮選工程のセル残
分、NaCl−濃縮物は、同様に濾別され、処理液
はNaCl−浮選工程に戻され、濾過残渣は乾燥さ
れかつ乾燥したKCl−混合物と混合される。この
混合物は、Al−スクラツプの溶融精製のための
出発物質と見なされるべきである。 第4表の値は、アルミニウム回収のために粉砕
したスラグを空気分級しかつ引続いて2工程式泡
沫浮遊選別を行う選別方法の結果を示すものであ
る。この浮遊選別結果は、第5表のそれに匹敵す
る。 上記形式の2工程浮遊選別法では、第1工程の
ために遊離脂肪族アミンの反応基から成るカチオ
ン性捕収剤を使用する。この捕収剤によつてKCl
の大部分が浮遊選別される。 セル残分の後続の処理は、特許請求の範囲第1
項に記載した浮遊選別法に基いて行う。即ち、特
許請求の範囲第1項記載のカチオン性捕収剤を添
加する前に、浮遊選別混濁液をあらかじめ塩基を
添加することによつてPH値10〜11に調整した後浮
遊選別を実施する。この場合、間接的NaCl−浮
遊選別のためにはアルキルエーテル−ポリアルキ
レンジアミンの反応基の捕収剤を使用するのが有
利である。 実験により、この方法をさらに簡略化できるこ
とが判明した:即ち、ふるい分け又は空気分級後
に生じる、X80−値130〜150μmを有する粒度の
微細物をまず、一般式: R−O−(CH2)o−NH2 (式中Rは6〜12個の炭素原子を有する直鎖状又
は分枝鎖状の飽和又は不飽和炭化水素鎖又はそれ
らの混合物を表わしかつn=1〜5、有利には3
である)のアルキルエーテル−ポリアルキレンモ
ノアミンないしはそれらの有機又は無機酸との
塩、例えばそれらの酢酸塩: 〔R−O−(CH2)o−NH3〕+・CH3COO- 又はそれらの塩酸塩: 〔R−O−(CH2)o−NH3〕+・Cl- (上記両式中のR及びnは前記と同じである)の
反応基から成るカチオン性捕収剤を用いて、フイ
ード1トン当り捕収剤200〜1000gの捕収剤濃度
で直接的KCl−浮遊選別を行ないかつその場合に
捕収剤の添加前に浮遊選別混濁液を塩基、有利に
はCa(OH)2を添加することによつてPH値7〜9
に調製しかつKClを気泡生成物として分離し、気
泡生成物の分離及び場合により数回の後浄化後セ
ル残分を場合により濃縮した後別の浮遊選別工程
に供給しかつ濃縮溢流部から生じる処理をKCl−
浮遊選別工程に戻す。 前記処理方法により、間接的NaCl−浮遊選別
工程にセル残分を供給する前にKCl−浮遊選別の
廃棄物の、前記2工程式浮遊選別において従来必
要とされた脱水を省略することができる。このこ
とは、アルキルエーテル−ポリアルキレンモノア
ミンが、NaClの分離のために有利に使用される
アルキルエーテル−ポリアルキレンジアミンとも
相溶性を有しておりかつそれが存在するにもかか
わらずNaCl−浮遊選別工程における選択性が悪
影響を受けないことによつて可能である。KCl−
浮遊選別工程から生じるセル残分の脱水及び乾燥
器が省略できることは、処理方法の顕著な簡略化
並びに同時にコストが廉価である手段であること
を意味する。第4図の系統図においてKCl−浮遊
選別工程に引続いた濾過器及び乾燥器は、上記方
法を実施する際には省略される。
載と同じであるが、但しこの場合の廃棄物中の塩
化物含有率は、後精製により低下せしめられてい
る。塩化物13%は中間生成物の形で浮選サイクル
に戻し、その都度以後の工程で後精製することが
できる。廃棄物は、任意に時折後精製してもよ
い。この実験では、もちろん後精製は行なわなか
つた。 第4表及び第5表記載の金属収量では、廃棄
物、即ちNaCl−浮選工程の気泡生成物の後洗浄
は考慮されていない。NaCl−浮選工程のセル残
分、NaCl−濃縮物は、同様に濾別され、処理液
はNaCl−浮選工程に戻され、濾過残渣は乾燥さ
れかつ乾燥したKCl−混合物と混合される。この
混合物は、Al−スクラツプの溶融精製のための
出発物質と見なされるべきである。 第4表の値は、アルミニウム回収のために粉砕
したスラグを空気分級しかつ引続いて2工程式泡
沫浮遊選別を行う選別方法の結果を示すものであ
る。この浮遊選別結果は、第5表のそれに匹敵す
る。 上記形式の2工程浮遊選別法では、第1工程の
ために遊離脂肪族アミンの反応基から成るカチオ
ン性捕収剤を使用する。この捕収剤によつてKCl
の大部分が浮遊選別される。 セル残分の後続の処理は、特許請求の範囲第1
項に記載した浮遊選別法に基いて行う。即ち、特
許請求の範囲第1項記載のカチオン性捕収剤を添
加する前に、浮遊選別混濁液をあらかじめ塩基を
添加することによつてPH値10〜11に調整した後浮
遊選別を実施する。この場合、間接的NaCl−浮
遊選別のためにはアルキルエーテル−ポリアルキ
レンジアミンの反応基の捕収剤を使用するのが有
利である。 実験により、この方法をさらに簡略化できるこ
とが判明した:即ち、ふるい分け又は空気分級後
に生じる、X80−値130〜150μmを有する粒度の
微細物をまず、一般式: R−O−(CH2)o−NH2 (式中Rは6〜12個の炭素原子を有する直鎖状又
は分枝鎖状の飽和又は不飽和炭化水素鎖又はそれ
らの混合物を表わしかつn=1〜5、有利には3
である)のアルキルエーテル−ポリアルキレンモ
ノアミンないしはそれらの有機又は無機酸との
塩、例えばそれらの酢酸塩: 〔R−O−(CH2)o−NH3〕+・CH3COO- 又はそれらの塩酸塩: 〔R−O−(CH2)o−NH3〕+・Cl- (上記両式中のR及びnは前記と同じである)の
反応基から成るカチオン性捕収剤を用いて、フイ
ード1トン当り捕収剤200〜1000gの捕収剤濃度
で直接的KCl−浮遊選別を行ないかつその場合に
捕収剤の添加前に浮遊選別混濁液を塩基、有利に
はCa(OH)2を添加することによつてPH値7〜9
に調製しかつKClを気泡生成物として分離し、気
泡生成物の分離及び場合により数回の後浄化後セ
ル残分を場合により濃縮した後別の浮遊選別工程
に供給しかつ濃縮溢流部から生じる処理をKCl−
浮遊選別工程に戻す。 前記処理方法により、間接的NaCl−浮遊選別
工程にセル残分を供給する前にKCl−浮遊選別の
廃棄物の、前記2工程式浮遊選別において従来必
要とされた脱水を省略することができる。このこ
とは、アルキルエーテル−ポリアルキレンモノア
ミンが、NaClの分離のために有利に使用される
アルキルエーテル−ポリアルキレンジアミンとも
相溶性を有しておりかつそれが存在するにもかか
わらずNaCl−浮遊選別工程における選択性が悪
影響を受けないことによつて可能である。KCl−
浮遊選別工程から生じるセル残分の脱水及び乾燥
器が省略できることは、処理方法の顕著な簡略化
並びに同時にコストが廉価である手段であること
を意味する。第4図の系統図においてKCl−浮遊
選別工程に引続いた濾過器及び乾燥器は、上記方
法を実施する際には省略される。
図面は本発明方法の実施例を略示するものであ
り、第1図は1工程式浮遊選別法の系統図、第2
図は2工程式浮遊選別法の系統図、第3図は第1
図に示した1工程式浮遊選別法で数回の実験で得
られた含有率及び実収率を付記した系統図及び第
4図は第2図に示した2工程式浮遊選別法は適用
した際の第3図に相応する図である。
り、第1図は1工程式浮遊選別法の系統図、第2
図は2工程式浮遊選別法の系統図、第3図は第1
図に示した1工程式浮遊選別法で数回の実験で得
られた含有率及び実収率を付記した系統図及び第
4図は第2図に示した2工程式浮遊選別法は適用
した際の第3図に相応する図である。
Claims (1)
- 【特許請求の範囲】 1 アルミニウム及び再循環可能な塩生成物を回
収するためにアルミニウム−塩スラグを選別する
方法において、スラグを破砕し、圧力及び衝撃作
用によつて厚さ1〜0.2mmに圧延し、圧力及び衝
撃作用を有する粉砕機でX80−値130〜150μmに
粉砕しかつ粉砕産物から多段式ふるい分け又は多
段式空気分級によつて300〜500μmよりも大きい
粗粒物を分離し、かつ300〜200μmよりも小さい
微細物(X80−値130〜150μm)を、一般式: RO−(CH2)o−NH2 (式中Rは8〜22個の炭素原子を有する直鎖状又
は分枝鎖状の飽和又は不飽和炭化水素鎖又はそれ
らの混合物を表わし、かつn=1〜5である)を
有するアルキルエーテルアミンないしは一般式: RO−(CH2)o−NH−(CH2)o−NH2 (式中R及びnは前記のものを表わす)を有する
アルキルエーテル−ポリアルキレンジアミン又は
それらの有機及び無機酸との塩の反応基から成る
カチオン活性捕収剤を使用して泡沫浮遊選別を行
ないかつその際に捕収剤の添加前に浮遊選別混濁
液に塩基を添加量0.04〜0.4g.t-1で添加するこ
とによりPH値10〜11に調整しかつ気泡生成物中の
非塩化物を分離した後、純粋なKCl−NACl−濃
縮物であるセル残分を濾過しかつ乾燥し、その際
濾別した処理液を浮遊選別工程に戻すことを特徴
とする、アルミニウム−塩スラグの選別法。 2 粉砕産物ふるい通過能2〜0.3mmを有するふ
るいで多段式にふるい分けしかつふるい残分とし
て、90〜99%の含有率を有するアルミニウム精鉱
を回収しかつ0.5〜0.2mmの粒度のスラグ成分を粉
砕工程に戻す特許請求の範囲1記載の方法。 3 空気分級によるアルミニウム粒子の分離の際
に、夫々空気1m3当り1〜2Kgの空気分級充填量
において粉砕産物を0.4〜0.8m.s-1の速度を有
するジグザグ状に案内される分級空気流に曝しか
つその際に分離される粗粒物を2〜4.5m.s-1の
分級空気速度で第2回目の空気分級を行ないかつ
第2回目の空気分級の際に生じる微細物を粉砕工
程に戻し、一方第1工程の微細物を浮遊選別フイ
ードとしてかつ第2工程の粗粒物をアルミニウム
精鉱として取出す特許請求の範囲1記載の方法。 4 ふるい分け又は空気分級によつて生じる、
X80−値130〜150μmの粒度を有する微細物をま
ず一般式: R−NH2 の遊離脂肪族アミンないしはそれらの塩酸塩: 〔R−NH3〕+−Cl- 又はそれらの酢酸塩: 〔R−NH3〕+−CH3COO- 〔上記式中Rは8〜22個の炭素原子を有する直鎖
状又は分枝鎖状の飽和又は不飽和炭化水素鎖又は
それらの混合物を表わす〕の反応基から成るカチ
オン活性捕収剤を用いて直接的KCl−浮遊選別を
行ない、気泡生成物の分離及び場合により数回の
後精製後、セル残分を濾過後別の浮遊選別工程に
供給しかつ濾別した処理液をKCl−浮遊選別工程
に戻す特許請求の範囲1乃至3の1つに記載の方
法。 5 その都度浮遊選別工程から排出される気泡生
成物及びセル残分を濾過しかつ濾別した処理液を
夫々の浮遊選別工程に戻す特許請求の範囲1乃至
4の1つに記載の方法。 6 1工程式浮遊選別の気泡生成物又は2工程式
浮遊選別の第2浮遊選別工程の気泡生成物から濾
別した物質を清水で後洗浄しかつ場合により新た
に濾過しかつ濾過器内に生じ、既に塩化物を含ん
だ水を適当な浮遊選別工程に供給する特許請求の
範囲1乃至5の1つに記載の方法。 7 捕収剤の添加量を500〜2500g.t-1に調整す
る特許請求の範囲1記載の方法。 8 第1浮遊選別工程の捕収剤の添加量を50〜
100g.t-1にかつ第2浮遊選別工程の添加量を
1000〜1500g.t-1に調整する特許請求の範囲2
記載の方法。 9 ふるい分け又は空気分級により生じる、X80
−値130〜150μmの粒度を有する微細物をまず、
一般式: R−O−(CH2)o−NH2 (式中Rは6〜12個の炭素原子を有する直鎖状又
は分枝鎖状の飽和又は不飽炭化水素鎖又はそれら
の混合物を表わしかつn=1〜5である)を有す
るアルキルエーテル−ポリアルキレンモノアミン
ないしはそれらの有機又は無機酸との塩の反応基
から成る活性捕収剤を使用して、フイード1トン
当り捕収剤200〜1000gの捕収剤濃度で直接的
KCl−浮遊選別を行ない、その際に捕収剤添加前
に浮遊選別混濁液に塩基を添加することによつて
PH値7〜9に調整しかつKClを気泡生成物として
分離し、気泡生成物の分離及び場合により数回の
後精製後、セル残分を場合により濃縮した後、別
の浮遊選別工程に供給しかつ濃縮溢流部から生じ
る処理液をKCl−浮遊選別工程に戻す特許請求の
範囲1乃至3の1つに記載の方法。
Applications Claiming Priority (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
DE2830574A DE2830574C2 (de) | 1978-07-12 | 1978-07-12 | Verfahren zur Aufbereitung von Aluminium-Salzschlacken |
Publications (2)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
JPS5524990A JPS5524990A (en) | 1980-02-22 |
JPS6260450B2 true JPS6260450B2 (ja) | 1987-12-16 |
Family
ID=6044170
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
JP8696079A Granted JPS5524990A (en) | 1978-07-12 | 1979-07-11 | Sorting of aluminiummsalt slag |
Country Status (16)
Country | Link |
---|---|
US (1) | US4275847A (ja) |
JP (1) | JPS5524990A (ja) |
AT (1) | AT374378B (ja) |
BE (1) | BE877646A (ja) |
CA (1) | CA1129656A (ja) |
CH (1) | CH647262A5 (ja) |
DE (1) | DE2830574C2 (ja) |
DK (1) | DK291979A (ja) |
ES (1) | ES482427A1 (ja) |
FR (1) | FR2430981A1 (ja) |
GB (1) | GB2027618B (ja) |
IT (1) | IT1122138B (ja) |
LU (1) | LU81483A1 (ja) |
NL (1) | NL7905466A (ja) |
NO (1) | NO152978C (ja) |
SE (1) | SE436397B (ja) |
Families Citing this family (14)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CA1176765A (en) * | 1980-09-09 | 1984-10-23 | Wilfred L. Freyberger | Branched alkyl ether amines as iron ore flotation aids |
US4797202A (en) * | 1984-09-13 | 1989-01-10 | The Dow Chemical Company | Froth flotation method |
US4789392A (en) * | 1984-09-13 | 1988-12-06 | The Dow Chemical Company | Froth flotation method |
US4822483A (en) * | 1984-09-13 | 1989-04-18 | The Dow Chemical Company | Collector compositions for the froth flotation of mineral values |
US5211922A (en) * | 1989-12-15 | 1993-05-18 | Aluminum Company Of America | Process for the recovery of values from secondary aluminum dross |
US5198200A (en) * | 1989-12-15 | 1993-03-30 | Aluminum Company Of America | Process for the recovery of values from secondary aluminum dross |
US5227143A (en) * | 1991-09-26 | 1993-07-13 | Aluminum Company Of America | Process for the removal of salts from aluminum dross |
NO179858C (no) * | 1994-07-20 | 1997-01-02 | Baard Botten | Fremgangsmåte og innretning for separering av harde fra mindre harde substanser |
ES2155755B1 (es) * | 1998-10-27 | 2001-12-01 | Beltran Jesus Longas | Procedimiento de fabricacion de un componente inercial y de equilibrio para maquinaria. |
CN1911523B (zh) * | 2005-08-09 | 2010-04-28 | 郝志刚 | 可提高选矿效率和选矿指标的工艺方法 |
CN101455886B (zh) * | 2007-12-10 | 2011-09-28 | 鸿富锦精密工业(深圳)有限公司 | 干粉灭火剂的制造方法 |
WO2011035187A2 (en) * | 2009-09-18 | 2011-03-24 | Eestor, Inc. | Selective-cation-removal purification of aluminum source |
KR101735425B1 (ko) * | 2015-12-14 | 2017-05-16 | (주)디에스리퀴드 | 알루미늄 블랙 드로스 재활용 시스템 및 방법 |
CN111185297B (zh) * | 2020-02-12 | 2021-03-26 | 广东省科学院资源综合利用研究所 | 一种鼓风炉低品位铜渣富集方法 |
Family Cites Families (17)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
US1931921A (en) * | 1932-12-01 | 1933-10-24 | Valley Forge Cement Company | Manufacture of cement |
DE684103C (de) * | 1938-06-30 | 1939-11-22 | Fries Sohn J S | Verfahren zur Aufbereitung von Metallofenschlacke |
DE866096C (de) * | 1944-06-10 | 1953-02-05 | Vaw Ver Aluminium Werke Ag | Verfahren zur Aufbereitung von Schlacken |
US2942792A (en) * | 1957-07-30 | 1960-06-28 | American Smelting Refining | Sorting of scrap metal |
FR1242374A (fr) * | 1959-08-11 | 1960-09-30 | Prod Chim Ind Et Organiques Pr | Poly-amines et poly-amides à longue chaîne et traitements de surface de particulespar ces composés |
US3207304A (en) * | 1962-11-15 | 1965-09-21 | Dow Chemical Co | Method of concentrating fluorspar ores |
US3441131A (en) * | 1965-10-18 | 1969-04-29 | Scient Separators Inc | Particle separation apparatus and method |
US3363758A (en) * | 1966-12-08 | 1968-01-16 | Ashland Oil Inc | Use of primary aliphatic ether amine acid salts in froth flotation process |
FR2104657B1 (ja) * | 1970-05-08 | 1973-12-21 | Pierrefitte Auby Sa | |
US3675859A (en) * | 1970-07-06 | 1972-07-11 | Electronic Assistance Corp | Method and apparatus for separating particulate materials |
US3650396A (en) * | 1970-11-18 | 1972-03-21 | Sortex North America | Refuse separating and sorting method and apparatus |
US4126073A (en) * | 1975-07-18 | 1978-11-21 | Nippon Gakki Seizo Kabushiki Kaisha | Electric guitar |
US4070273A (en) * | 1975-08-11 | 1978-01-24 | Occidental Petroleum Corporation | Glass recovery |
US4073644A (en) * | 1976-02-17 | 1978-02-14 | Alumax Mill Products, Inc. | Salt cake processing method and apparatus |
FR2367820A1 (fr) * | 1976-10-18 | 1978-05-12 | Ceca Sa | Procede de flottation de minerais oxydes |
US4113466A (en) * | 1976-10-28 | 1978-09-12 | Reynolds Metals Company | Concentration of hydrated aluminum oxide minerals by flotation |
DE2827924B2 (de) * | 1977-10-13 | 1981-05-21 | Simmering-Graz-Pauker AG für Maschinen-, Kessel- und Waggonbau, Wien | Verfahren zur Aufbereitung flotierbarer Mineralien und Erze |
-
1978
- 1978-07-12 DE DE2830574A patent/DE2830574C2/de not_active Expired
-
1979
- 1979-07-02 US US06/055,189 patent/US4275847A/en not_active Expired - Lifetime
- 1979-07-05 CH CH6276/79A patent/CH647262A5/de not_active IP Right Cessation
- 1979-07-10 LU LU81483A patent/LU81483A1/de unknown
- 1979-07-11 SE SE7906048A patent/SE436397B/sv not_active IP Right Cessation
- 1979-07-11 ES ES482427A patent/ES482427A1/es not_active Expired
- 1979-07-11 FR FR7918517A patent/FR2430981A1/fr active Granted
- 1979-07-11 DK DK291979A patent/DK291979A/da not_active Application Discontinuation
- 1979-07-11 IT IT7924279A patent/IT1122138B/it active
- 1979-07-11 JP JP8696079A patent/JPS5524990A/ja active Granted
- 1979-07-11 AT AT0483879A patent/AT374378B/de active
- 1979-07-11 NO NO792305A patent/NO152978C/no unknown
- 1979-07-12 GB GB7924324A patent/GB2027618B/en not_active Expired
- 1979-07-12 BE BE2/57949A patent/BE877646A/xx not_active IP Right Cessation
- 1979-07-12 CA CA331,710A patent/CA1129656A/en not_active Expired
- 1979-07-12 NL NL7905466A patent/NL7905466A/nl not_active Application Discontinuation
Also Published As
Publication number | Publication date |
---|---|
NO152978B (no) | 1985-09-16 |
ES482427A1 (es) | 1980-04-01 |
FR2430981A1 (fr) | 1980-02-08 |
SE436397B (sv) | 1984-12-10 |
IT1122138B (it) | 1986-04-23 |
US4275847A (en) | 1981-06-30 |
NL7905466A (nl) | 1980-01-15 |
JPS5524990A (en) | 1980-02-22 |
NO792305L (no) | 1980-01-15 |
ATA483879A (de) | 1983-09-15 |
AT374378B (de) | 1984-04-10 |
DK291979A (da) | 1980-01-13 |
SE7906048L (sv) | 1980-01-13 |
GB2027618A (en) | 1980-02-27 |
IT7924279A0 (it) | 1979-07-11 |
FR2430981B1 (ja) | 1984-02-17 |
CA1129656A (en) | 1982-08-17 |
CH647262A5 (de) | 1985-01-15 |
BE877646A (fr) | 1979-11-05 |
NO152978C (no) | 1985-12-27 |
DE2830574C2 (de) | 1982-05-19 |
GB2027618B (en) | 1982-09-29 |
DE2830574A1 (de) | 1980-01-31 |
LU81483A1 (de) | 1979-10-31 |
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
JPS6260450B2 (ja) | ||
US10118182B2 (en) | Incineration byproduct processing and methods | |
US4732606A (en) | Process of treating aluminum-containing fused slag | |
CN110589856A (zh) | 回收并分离垃圾焚烧飞灰中钾盐和钠盐的方法 | |
CN111302377A (zh) | 一种磷石膏除杂增白的方法 | |
US20120298562A1 (en) | Ash processing and metals recovery systems and methods | |
CN101914684A (zh) | 一种锰冶金浸出渣无害化处理及综合利用方法 | |
TW201430140A (zh) | 使用研磨迴路、乾式脫泥及乾式或混合式(乾式及濕式)濃縮的鐵礦濃縮方法 | |
AU2018363890A1 (en) | Ore-dressing process | |
CA1271272A (en) | Method for the production of potassium chloride with a k.sub.2o content of more than 55 wt. from the fine salt resulting from the decomposition of carnallite | |
CN115418498B (zh) | 一种碳酸盐锂黏土的处理方法 | |
CN111170350A (zh) | 一种针对石英-方解石型萤石矿的选矿方法 | |
JP3682670B2 (ja) | 土壌からの重金属類の回収方法 | |
CN216738476U (zh) | 一种利用无害化二次铝灰再生铝酸钙系统 | |
IL24383A (en) | Method of purifying crystalline salts | |
US4283277A (en) | Beneficiation of trona by flotation | |
CN107774439B (zh) | 一种有色金属尾矿综合治理方法 | |
Acarkan et al. | A new process for upgrading boron content and recovery of borax concentrate | |
KR101538746B1 (ko) | 전기로 더스트에 포함되어있는 산화아연으로부터 염화아연을 제조,회수하는 방법 | |
JPS63205164A (ja) | 高純度石英精鉱の製造方法 | |
CN211035258U (zh) | 铝灰回收系统 | |
RU2178342C1 (ru) | Способ переработки медьсодержащих продуктов | |
JPH04114780A (ja) | コンクリート廃棄物の再処理方法と装置 | |
JPS59207825A (ja) | 鱗片状黒鉛の回収方法 | |
CN106269213A (zh) | 一种低品位铜镍电镀污泥的处理工艺 |