Procédé pour préparer par flottation à l'écume une pâte crue pour la fabrication du ciment. La présente invention a pour objet un procédé pour préparer par flottation à l'é cume une pâte crue pour la fabrication du ci ment, en partant d'une matière minérale con tenant de la silice, mais ayant un excès de certains composants, telle que pierres à chaux argileuses, marnes, craies et d'autres matières premières.
Les constituants principaux des matières minérales auxquels l'invention se rapporte sont: la calcite, la silice sous formes. cristal line et crypto-cristalline, les quartz ordi naires, le flint et/ou la calcédoine, l'alumine, qui se présente toujours sous forme de sili cates d'alumine, principalement les variétés diverses de micas, mais également des miné raux tels que le kaolin, la kaolinite et les minéraux feldspathiques, le fer sous forme d'oxydes, d'hydroxyde comme la limonite et/ou sous forme de pyrite.
La magnésie, cor rupteur ou adultérant indésirable, est ordi nairement présente principalement comme dolomite, mais également sous forme de sili cates alumino-magnésiens, par exemple le mica phlogopitique et/ou la brucite. Le char bon (matière carbonique) sous la forme qu'on appelle communément "graphitique", est fréquemment présent, et, bien qu'il n'ait apparemment aucun effet sur les réactions de clinkérisation,
il est tout à fait indésira- ble dans une pulpe de flottation, vu qu'il in tervient pour contrarier les opérations de flotbation. Une grande variété d'autres miné raux sont présents d'habitude en quantités minimes, mais en proportion trop faible pour qu'on en tienne compte.
La cristallisation naturelle de ces consti tuants minéraux (à l'exception éventuelle de la matière carbonique), a des aspects très di vers; la grandeur des cristaux va en dimi nuant depuis les cristaux de grandeur appa rente jusqu'à des matières à cristallisation incomplète ou de texture si fine que la mou ture doit être effectuée jusqu'à un extrême degré de finesse pour qu'on arrive à délier les assemblages physiques ou tout au moins pour qu'on puisse dégager une part suffisante du minéral ou de minéraux qui se présentent en excès,
de façon que l'élimination des ma tières inutiles soit possible. Il sera donné un exemple du traitement des minéraux de ce type dont la cristallisation extrêmement fine nécessite une mouture humide de la matière minérale poussée jusqu'à ce qu'on obtienne une boue limoneuse; dans ce limon, le concen- trat principal par fractionnement des silicates d'aluminium sera effectué sur la partie dont la taille des particules est inférieure à 20 mi crons.
Beaucoup des pierres à chaux, des marnes et des calcaires utiles à la préparation d'une matière crue pour le ciment, contiennent beaucoup plus d'alumine qu'il n'est néces- saire pour produire des ciments qui déga gent peu de chaleur au gâchage; c'est le cas spécialement quand la proportion d'aluminate tricalcique ne doit pas dépasser 5 % environ.
Dans bien des cas, la proportion d'alumine qu'on trouve dans la nature est trop élevée pour que le ciment produit ne développe qu'une chaleur modérée pendant l'hydra tation, même lorsqu'on ajoute des correctifs aux matières premières.
Dans certains cas, on peut se libérer de cette difficulté par un compromis; on ajoute de l'oxyde de fer pour obtenir une combinaison d'une partie de l'a lumine; ou bien, en particulier si la teneur en calcite de la matière première est assez élevée, on peut y ajouter une matière sili ceuse dont la teneur en silice soit élevée, tel qu'un grès par exemple, à supposer qu'on dis pose d'un tel correctif.
Il est vrai cependant que l'addition d'oxydes de fer n'est une solu tion ni satisfaisante, ni complète du pro blème, car ils nuisent à la couleur du béton et provoquent un abaissement du module sili- cique. De plus,
il est admis en général actuel lement qu'une teneur importante en alumino- ferrite tétracalcique diminue la résistance que le béton oppose à la décomposition par les sulfates dans l'eau de mer et les eaux séléni- teuses. Dans certains cas,
la teneur totale en alumino-ferrite tétraealcique et en aluminate tricalcique dans le ciment fini ne doit pas dé passer 10 ou 12 %, et il est évident que peu de matériaux naturels peuvent donner de tels ciments par l'addition d'oxydes de fer.
De plus, l'alumino-ferrite tétracalcique a peu, sinon point de valeur hydraulique et si l'on excepte le bénéfice qu'on peut tirer à avoir du fer comme fondant ou catalyseur pendant la cuisson, ce produit a une action plutôt cor ruptrice.
La magnésie, en quantité tout au moins qui dépasserait un certain maximum, est un constituant indésirable dans un mélange de matières crues destinées à la fabrication du ciment. Une part minime de la magnésie seu lement entre en réaction durant la cuisson dans le elinker de ciment Portland.
Si, après la phase liquide, une partie du clinker se soli difie sous forme de "verre" amorphe, avant la cristallisation complète, une partie de la magnésie se présente comme solution solide dans ce "verre". Le surplus de la magnésie se présente dans le clinker comme périclase, MgO cristalline.
Comme on le sait, la présence de ce com posé (MgO) dans le ciment pourrait contri buer à restreindre l'expansion d'un béton s'il avait été fabriqué avec un ciment trop expan sif. Grâce donc à la présence de ce composé dans le ciment, on peut empêcher la désinté gration lente du béton.
Les matières minérales peuvent normale ment être améliorées en enlevant une partie de l'alumine et quelquefois de la magnésie également; ces corps se présentent le plus souvent comme silicates. Dans de rares cas, il est désirable d'enlever aussi de la silice cris tallisée;
il est quelquefois désirable, par exemple, d'enlever les grains de sable fin des marnes et des "graviers calcaires", comme on les appelle.
On a déjà amélioré les pierres à chaux ar gileuses, les marnes, les calcaires et autres minéraux semblables par un procédé de flot tation à l'écume, pendant lequel, d'une part, la calcite et d'autres minéraux utiles se con- centrent dans l'écume et, d'autre part, les mi néraux inutilisables restent dans les résidus.
Par contre, dans le procédé de la présente invention, pour préparer par flottation à l'écume une pâte crue pour la fabrication du ciment, en partant d'une matière minérale contenant de la silice, rimais ayant un excès de certains composants, on effectue la flottation en présence d'un agent collecteur propre à con centrer les minéraux siliceux dans les concen trais de flottation, de sorte que les résidus de cette dernière soient constitués par une ma tière minérale améliorée ayant une teneur en calcite accrue par rapport à la matière de dé part.
L'agent collecteur spécifié ici est un agent capable de "concentrer" West-à-dire de rassembler dans l'écume) des minéraux sili ceux et d'abandonner dans "les résidus" la matière première améliorée dont la teneur en calcite s'est accrue. Ainsi, le produit ayant le plus de valeur, contenant la plus grande part de la calcite aussi bien que des quantités utilisables de minéraux siliciques et de fer, se présente dans les "résidus",
et "le concen- trat" ou produit de la concentration par l'é cume contient les minéraux qu'il faut écarter, quand bien même, pour régler la composition du mélange final, une partie du "coneentrat" devrait être ajoutée aux "résidus". Par exemple, le concentrat peut, si on le désire,
être soumis à une flottation de purification pour en tirer un rendement supplémentaire de "résidus" qui s'ajouteront aux premiers ré sidus récupérés ou s'incorporeront à la pulpe de matières minérales qui sera soumise à la flottation.
Un .agent collecteur approprié au procédé sera l'un de ceux qui contiennent un groupe hydrocarbure substitué avec au moins 8 atomes de carbone. En solution, cette sub stance doit donner un ion chargé positive ment, ayant la propriété d'adhérer aux parti cules de certaines matières. Un tel ion est souvent appelé: "ion positif actif en surface" (capillairement actif).
Parmi cette catégo rie de substances, toute la série des composés substitués de l'ammonium depuis les amines jusqu'aux bases ammonium quaternaires, spé- cialement les composés contenant un groupe hydrocarboné de 12 à 18 atomes. de carbone, peuvent être considérés. L'agent collecteur peut être un sel d'une amine aliphatique d'entre les plus élevées. Parmi les composés auxquels on se réfère ici, ceux qui en disso lution possèdent un ion négatif qui soit un halogène sont préférables, et l'on a trouvé que les hydrochlorures des amines aliphatiques primaires supérieures sont spécialement utili sables.
Des exemples d'agents collecteurs qui donnent satisfaction sont l'hydrochlorure de la dodécylamine (désignée ci-après en abrégé par "Cl"), et un mélange des hydrochlorures des amines aliphatiques primaires supé rieures d'alcoyles correspondant aux acides gras de l'huile de cocotier (désigné ci-après en abrégé par "C2"); l'on peut utiliser aussi le bromure du dodécyl-ammonium triméthy- lique.
Les agents collecteurs ci-dessus ont été re connus comme possédant un effet de concen tration spécifique et progressif qui tend à sé parer les minéraux siliceux suivant un cer tain ordre, en ce sens qu'ils provoquent d'a bord la concentration des micas d'aluminium et de magnésium, puis celle des;
minéraux feldspathiques et qu'ensuite seulement ils concentrent la silice cristalline. Par consé quent, en employant une quantité limitée d'agents collecteurs, on peut enlever les micas d'aluminium et de magnésium et peut-être les minéraux feldspathiques, sans qu'une grande part de la silice cristalline soit retirée;
et ceci est de grande importance dans bien des cas, car la silice, sous forme de silicates, peut être enlevée sans que de grandes quantité de silice libre soient éliminées aussi.
On précisera en core que les agents collecteurs spécifiés ci- dessus ont le pouvoir de rassembler d'autres minéraux que ceux qu'il faut séparer des ma tières minérales de départ et qu'ils ont même le pouvoir de recueillir la calcite comme telle, s'ils sont employés en quantités suffisamment élevées;
mais il est évident que les quantités qu'on emploiera seront graduées pour que le concentrat soit principalement composé des matières qui doivent être enlevées et que la plus grande part de la calcite et les autres minéraux utiles devront rester dans les ré sidus.
En général, la quantité de minéraux éli minée dans le concentrat de la flottation à l'écume, représente le minimum obligé pour que puisse se faire la correction désirée ,des matières minérales, si bien que dans certains cas, il n'est pas nécessaire de soumettre la totalité de la matière minérale à la flottation à l'écume;
il suffit qu'on en traite suffisam ment pour obtenir l'élimination exigible en minéraux siliceux. La matière minérale peut être soumise à différentes phases prélimi naires avant la flottation à l'écume, et, dans ce cas, une partie seulement de la matière mi nérale séparée lors d'une étape préliminaire, peut être traitée selon l'invention.
Ces points sont importants eu égard aux dépenses rela tivement élevées qu'entraînent des opérations de flottation; elles sont dues en partie au prix des agents collecteurs; il est donc im portant d'employer la quantité minimum de ces agents. Dans certains cas, il peut être plus économique d'effectuer une correction partielle au moyen de la flottation à l'écume et de compléter la correction par l'addition de correctifs.
Les conditions précises de mise en oeuvre du procédé: par exemple quelles fractions et quelles quantités devront être soumises à la flottation à l'écume, dépendront de la compo sition minéralogique et physique de la ma tière minérale, comme on le verra par ce qui suit. On remarquera que les résidus peuvent être combinés en proportions appropriées avec d'autres des fractions qu'on obtient en traitant la matière minérale.
La désagrégation préliminaire des roches naturelles par broyage et mouture, avant la flottation, selon le procédé de l'invention, peut différer, d'une part, de la mouture habi tuelle des matières crues du ciment, quand les particules minérales qu'on récupère doivent être réduites encore une fois pour les rendre aptes à la cuisson ou, d'autre part, d'une mouture selon les normes ordinaires, telle qu'elle se fait avant une séparation par flot- tation suivant la pratique d'autres procédés,
et quand il s'agit de la récupération d'autres minéraux. Dans 1a norme, la mouture préli minaire précédant une concentration par flot tation à l'écume, doit servir à relâcher les liaisons entre minéraux jusqu'à un degré tel qu'il soit possible de récupérer le plus possi ble de concentmts. Suivant le présent pro cédé, au contraire,
il est nécessaire de désa gréger la matière jusqu'au degré seulement que nécessite l'élimination par flottation de l'excès inutilisable de certains minéraux. Ce point est spécialement significatif quand il s'agit de traiter des matières premières à grains fins, parce qu'on peut faire alors une économie considérable en frais de mouture.
A la finesse de mouture à laquelle on s'est arrêté, il est évident que dans bien des cas, une portion considérable des particules des résidus de flottation restent non rompues, ce qui veut dire qu'elles contiennent deus ou plusieurs minéraux distincts agrégés.
Fréquemment, cette particularité peut de venir très avantageuse au moment où les réactions de clinkérisation se développent durant la cuisson des matières crues. Une part relativement faible seulement des ma tières arrive à la phase liquide pendant la cuisson;
il est donc essentiel qu'en plus de la finesse nécessaire, les minéraux qui donnent les quatre oxydes essentiels (soit ceux de sili cium, de fer, d'aluminium et de calcium) soient mélangés à fond les uns avec les autres pour favoriser, par leur contact in- time, l'uniformité des réactions et la réalisa tion complète de celles-ci.
En supposant que les particules minérales soient à grains suffi samment fins, une certaine proportion de "non rompus" ou de composites minéraux est spécialement utile, parce que les liaisons mi nérales assurent un contact intime des diffé rents constituants. Pour des raisons chimi ques, une, désagrégation plus poussée est par conséquent indésirable.
Comme la mouture est une des opérations les plus coûteuses de la fabrication du ciment, il est évident qu'en pratique la mouture com plète des matières premières à grains fins est d'habitude économiquement impraticable et, même dans les cas où la cristallisation est relativement grossière, il saute aux yeux que l'élimination de minéraux doit se faire sans qu'on perde de la force à une pulvérisation inutile de parties qui doivent être rejetées.
La fraction de la matière minérale à ci ment qui doit être traitée par flottation à l'écume dépend à la fois de la composition minéralogique et de la composition chimique de cette matière, spécialement de l'écart qu'elle présente par rapport à la composition désirée, et de la grandeur des cristaux natu rels. Il est utile d'habitude pour des buts d'économie, de limiter la quantité de matière d'alimentation des cellules de flottation, à la fraction de la quantité totale qui suffira pour qu'on puisse corriger le mélange, en mélan geant en proportion convenable les résidus de flottation et la partie réservée de la ma tière minérale non traitée.
N'importe quelle sorte de fractionnement ainsi prévu de la ma tière minérale doit être fait de préférence en se basant sur la taille des particules plu tôt qu'en tenant compte d'une pulvérisation plus complète des matériaux moulus; de cette manière, on pourra améliorer les résultats de la flottation et économiser l'équipement en bacs et les réactifs.
Ainsi, si l'on a des cristaux relativement gros et qu'une partie suffisante de la matière siliceuse à enlever reste libre dans les fractions grossières qui proviennent d'un degré limité de la mouture, l'opération la plus indiquée consiste, de pré férence, en un "classement" par hydroclas- seurs de la matière moulue. Cette opération permettra de séparer les fractions contenant les particules de petite taille; on enlèvera en suite la matière siliceuse au moyen d'une flottation des fractions les plus grossières seulement.
Ainsi, la partie inutilisable du ou des minéraux est éliminée et cette élimina tion peut être faite sans la consommation d'énergie que réclamerait la mouture; de plus, cela permet d'utiliser les particules fines de tous les constituants, ces "fines" étant spécialement convenables pour la cuisson.
Lorsque les minéraux constituants se pré sentent dans la matière minérale suivant une échelle étendue de tailles différentes et si, après une mouture modérée, la rupture des liaisons dans les fractions grossières est trop incomplète pour permettre une séparation effective, on effectue de préférence un "clas- sement" des matières premières moulues en fraction limoneuse (boue), fraction mixte et fraction grossière.
Les fractions mixtes, comprenant des tailles intermédiaires, peu vent être traitées alors par flottation à l'écume et leurs résidus peuvent être combi nés avec une part des boues et des fractions grossières; ces dernières sont d'habitude re- moulues au préalable.
Les matériaux qui doivent être éliminés de la matière minérale sont d'habitude en partie micacés et, bien que les cristaux na- turels puissent être relativement grossiers, la facilité avec laquelle le mica est pulvérisé par mouture, comparativement à des miné- raux plus durs, tend à donner une plus grande quantité de mica dans les fractions contenant les particules de petite taille.
Dans de tels cas, la quantité de matière d'alimen tation des cellules de flottation peut être limitée avec avantage par une classification préliminaire, et les fractions les plus fines peuvent être soumises à la flottation; alors, les résidus sont utilisés en les combinant avec les fractions grossières non traitées.
A re marquer, bien que la cristallisation ait été décrite comme étant "relativement gros sière", que les matériaux moulus sont pour la plus grande part, arrivés à l'état de boues, dans le sens où on entend ce terme dans la technique de la flottation, ou, tout au moins, que la quantité des boues est de beaucoup trop grande, en pratique, pour qu'on puisse les mettre de côté; donc, pour obtenir une amélioration satisfaisante de la composition des fractions grossières, une recombinaison (un mélange nouveau) est nécessaire avec les ré sidus de flottation.
Cependant, dans bien des cas, il est dési rable de soumettre toute la matière minérale au traitement par flottation. Par exemple, c'est le cas des pierres à chaux argileuses pour lesquelles la recristallisation est si in complète qu'une mouture extrêmement fine est nécessaire pour libérer une part suffi sante de la matière micacée, en particulier la séricite, afin de pouvoir effectuer les cor rections désirées. La matière première est habituellement trop riche en alumine et en silice et trop pauvre en calcite.
Ceci, en même temps que la répartition des minéraux de constitution sur toute une échelle de tailles diverses des particules, rend nécessaire de moudre la quantité totale à une finesse telle que le produit qui en résulte soit une boue. Les séparations par flottation sont alors principalement faites sur les fractions dont la taille des particules est moindre que 20 microns, comme c'est le cas dans les exem ples 1, 2 et 3 donnés plus loin, et de préfé rence toute la matière minérale moulue est soumise alors à la flottation.
Cependant, même alors le procédé est économique, parce qu'une faible partie seulement du poids total s'amasse dans les concentrais de la flottation, tandis qu'au contraire, dans la flottation or dinaire, la plus grande quantité de la calcite est récupérée dans les concentrais obtenus par les opérations de flottation avec acide gras. Les résidus de flottation contiennent de grandes portions des particules de roche non rompue, qui, comme on l'a expliqué plus haut, sont de spéciale utilité pour que les réactions se poursuivent d'une manière uni forme et complète pendant la cuisson.
Comme indiqué plus haut, les agents col lecteurs spécifiés sont capables de recueillir dans l'écume tous ou presque tous les miné raux présents dans la matière de départ, mais amassent premièrement surtout les mi cas d'aluminium et de magnésium, seconde ment les minéraux feldspathiques et troisiè mement seulement la silice cristalline, en particulier le quartz.
Une concentration de ces minéraux peut avoir lieu sans qu'il faille concentrer une part importante des grains libres de calcite. La séparation par l'écume est actuellement une séparation différentielle où la séparation des minéraux siliceux peut être faite, tandis que la calcite ainsi que les autres minéraux utiles restent dans les ré sidus, et où la quantité d'agents collecteurs employés doit être dosée de façon que la sé paration ait lieu au point désiré.
On appré ciera l'importance pratique du fait que c'est de préférence les micas d'aluminium et de magnésium qui sont concentrés, si l'on rap pelle que les matières premières qui sont le plus communes contiennent un excès d'alu mine et, le plus souvent, un excès de silice, et que la magnésie, elle aussi en quantité importante, est un corrupteur indésirable.
Ainsi, en rassemblant dans un concentrai une part très minime du poids total de ces matériaux, on réalise la diminution désirée de la quantité d'alumine et si celle-ci est pré sente sous forme de silicate, la silice totale diminue également, par là même. Lorsqu'on rencontre du mica magnésien, la "concentra- tion" de ce minéral produit une utile dimi nution de l'alumine, de la silice et de la ma gnésie, et, comme c'est désirable d'habitude, on peut retenir la calcite et la silice cristal line dans les résidus.
Des oxydes de fer ont tendance à se présenter dans le concentrai; mais le pouvoir collecteur des agents collec teurs est relativement faible aussi bien à l'égard des oxydes de fer que de la calcite, et ces corps peuvent être récupérés du concen trai par l'opération qui consiste en une flot tation écumeuse de purification sans addi tion ultérieure d'agents collecteurs. Les par ticules non rompues de roche présentes dans la pulpe de la matière minérale montrent une moindre tendance que la silice cristalline à former des concentrais en présence des agents collecteurs; elles peuvent donc être retenues dans les résidus.
Dans la pratique,' la séparation différen tielle comprise dans le procédé de l'invention peut être effectuée par le conditionnement de la pulpe avec des quantités très restreintes de l'agent collecteur suivant une succession de circuits de séparation dont le degré "d'hui- lage" est faible et pendant lesquels la quan tité totale nécessaire de l'agent est intro- duite par petites fractions croissantes. Il faut comprendre que les agents collecteurs ne sont pas des "huiles", mais on emploie communé ment l'expression ci-dessus pour désigner les divers circuits de cellules de flottation qu'on utilise.
Quand il s'agit du traitement de pul pes très diluées, en particulier, l'agent collec teur est étendu de préférence avec un impor tant volume d'eau, pour avoir la sécurité du contrôle sur toute quantité introduite, et pour que s'effectue la dispersion rapide et complète de l'agent à travers le volume énorme de la pulpe. Par des erreurs de contrôle des quan tités introduites et de dispersion du réactif, il résulterait ce qu'on appelle un "sur-huilage" partiel et, par conséquent, partiellement une floculation trop grande.
Si c'est le cas, il se perd inutilement un certain poids des miné- raux utiles, la correction qu'on désire obte nir dans la composition n'a pas lieu, et la consommation de réactifs fait que l'opération n'est plus économique.
Les pertes en poids des particules les plus fines des minéraux utiles sont d'habitude moindres si les volumes de l'air qui pénètrent dans la pulpe au travers des cellules de flot tation sont réduits au-dessous de la normale. Le contrôle du volume d'air a pour but pre mièrement de tirer parti des caractéristiques de sédimentation propres aux particules de mica.
La forme des particules de mica donne à celles-ci un faible taux de sédimentation dans l'eau, la vitesse étant approximative ment égale à celle que montrent les particu les d'autres minéraux dont le diamètre est moitié moindre. Par suite, bien que l'effet de surface sur les particules micacées de l'agent collecteur puisse être incomplet, l'enrobement partiel uni à la faible vitesse de sédimenta tion des particules de mica, rend possible la concentration en mica avec une quantité très faible d'agent collecteur.
L'emploi de très petites quantités des agents collecteurs, sous contrôle attentif de leur introduction et de leur dispersion dans la pulpe, comme décrit plus haut, a pour ré sultat de produire la séparation de concen- trats siliceux qui ne contiennent qu'une fai- ble partie seulement du poids total de la ma tière d'alimentation des cellules de flottation.
Dans ces conditions de contrôle, la consom mation de l'agent collecteur, selon le procédé de "concentration intervertie" de la présente invention, peut n'être que d'un quart et gé néralement moins encore de celle que né cessite en acides gras ou en composés d'acides gras, un agent collecteur servant à la con centration de la calcite par les procédés ordi naires de flottation. Dans ces derniers procé dés, la calcite est rassemblée dans les concen- trats, ceux-ci formant la plus grande partie en poids de la matière d'alimentation.
Le procédé de la présente invention peut, par conséquent, rivaliser économiquement avec les anciens procédés; en dépit du coût relati vement élevé des agents collecteurs pour la "concentration intervertie".
Les pulpes de calcite du genre visé dans la présente description, sont légèrement alca lines, l'alcalinité normale étant habituelle ment comprise entre pH 7,4 et 7,8 et, comme les agents collecteurs décrits sont efficaces dans des pulpes alcalines d'un pH inférieur à environ 8,5, d'autres réactifs ne sont pas nécessaires pour modifier l'alcalinité natu relle.
Par agents de "dépression", on entend des agents qui possèdent des qualités sélectives qui permettent que certains corps soient re tenus dans les résidus, au lieu qu'ils passent avec les concentrats écumeux. Par agents de "dispersion", on entend ceux qui ont pour but de disperser la floculation naturelle que certains corps ont la tendance à produire dans le liquide où ils sont en suspension.
L'action de ces agents sera spécifiée par les exemples qui vont suivre.
L'emploi d'agents de dépression et de dis persion, du moins de ceux du type dont il sera question et qui sont nécessaires dans cer tains cas, n'entrave pas l'action des agents collecteurs.
De plus, les quantités restreintes d'agents collecteurs employées, permettent le contrôle exact des volumes d'écume qui sont requis pour des circuits dont le degré "d'hui- lape" est faible afin de donner les meilleurs résultats, étant donné que le contrôle de l'écume s'effectue par l'addition d'agents écu mants tels que l'acide crésilique. On emploie de préférence un agent écumant qui comprend un mélange d'alcools monovalents aliphati ques, à chaîne droite ou ramifiée, bouillant entre environ<B>152</B> C et 1.62) C, ce mélange étant obtenu en même temps que le méthanol, par hydrogénation catalytique d'oxydes de carbone;
par la suite, ce mélange sera dési gné brièvement par "F-1".
Les exemples suivants illustrent l'in vention. Dans les trois premiers exemples, la matière minérale traitée est un spécimen ty pique de calcaire argileux à grains fins du district cimentier Lehigh Valley de Pensyl- vanie. Ces matériaux sont spécialement ap propriés au but de l'invention, car il est très difficile de les améliorer et ils ne sont pas considérés généralement comme appro priés à une concentration par flottation à l'écume. Les difficultés principales sont l'état d'extrême finesse de la cristallisation natu relle et la répartition à travers toute la ma tière ou dispersion étendue du charbon "gra- phitique" colloïdal ou presque colloïdal.
Ces matières minérales peuvent être classées au point de vue géologique comme pierre à chaux de Jacksonbourg de la période de l'Ordovicien et elles sont de composition in termédiaire entre le calcaire et l'argile schis teuse. Leur couleur et leur apparence générale ressemblent plutôt à l'ardoise feuilletée, mais la calcite y est le minéral le plus abondant. Les autres minéraux principaux qu'elles contiennent sont le quartz, les micas (pour la plus grande part de la variété sériciteuse), la dolomite et le fer (principalement comme hydroxyde, limonite brune).
Des examens pé- trographiques de ces roches en coupes minces révèlent des couches séparées de calcite en grains fins alternant avec de minces couches de séricite en fines écailles et fibreuse. Il se trouve parfois des lentilles allongées et des grains allongés et isolés de quartz. Le quartz est distribué tout au travers de la roche, d'habitude en grains fins ayant un diamètre de quelques microns ou de quelques dizaines de microns.
La matière carbonique est disper sée à travers toute la roche en union intime avec les divers autres constituants et elle re présente environ 1/_ % du poids total de la matière minérale.
Après une mouture de la roche donnant <B>98%</B> d'assez fin pour traverser le tamis U. S. 325, c'est-à-dire dont les vides entre fils mesurent 44 microns (128 mailles au cm linéaire ou environ 16000 mailles au cm2), l'examen pétrographique révèle que, même dans les fractions dont la taille des particu les est moindre que 20 microns, la rupture de la liaison minérale est incomplète et que les fractions plus grossières sont en majeure partie formées de particules non rompues de la roche.
Cela signifie que les particules (débris, brisures) prises individuellement, forment chacune un composite de calcite, quartz et/ou séricite. Il y a cependant une quantité du mica quelque peu plus forte dans les fractions les plus fines sous forme de parcelles libres; et c'est à partir des fractions au-dessous de 20 microns que les concentra tions principales sont exécutées. Des inclu sions carboniques et des enrobements se ren contrent fréquemment avec les grains de cal cite et en abondance avec les particules de quartz.
Sans corrections importantes, la roche n'est pas appropriée à la fabrication du ci ment. Elle est trop haute en silice et en alumine totales, tandis que la teneur en cal cite et en silice pure (quartz) est trop basse. La concentration et l'élimination d'une partie du mica, corrige à la fois la silice et l'alu mine et accroît la teneur en calcite et en quartz dans les résidus de flottation. Le rap port en poids de silice à alumine dans la sé- ricite est approximativement 1,2 : 1.
La présence de matières carboniques, même en proportions inférieures à 0,5 %, em pêche que, ou nuit à ce que la concentration des constituants siliceux des matières miné rales se fasse avec succès. Les matières mi nérales ont elles-mêmes une "flottabilité na turelle", elles tendent à la floculation, et par cela même, elles s'enrichissent d'une pro portion importante de grains fins de la cal cite et du quartz, aussi bien que d'autres ma tériaux fins,
souillant par conséquent les con- centrats de flottation et impliquant des per tes en poids appréciables de la fine calcite et du quartz fin qui sont spécialement utiles. De plus, la présence de matière carbonique a pour effet d'absorber ou de consommer d'une autre manière des quantités relative ment importantes des réactifs à ion positif actif en surface, la quantité ainsi consom mée rendant le procédé de l'invention impra ticable du point de vue économique, vu le coût actuel de ces réactifs.
Par conséquent,
EMI0009.0010
Le <SEP> résidu <SEP> du <SEP> tamis <SEP> de <SEP> 16000 <SEP> mailles <SEP> au <SEP> cm2,
<tb> soit <SEP> plus <SEP> de <SEP> 44 <SEP> microns <SEP> . <SEP> . <SEP> . <SEP> . <SEP> 1,50
<tb> de <SEP> moins <SEP> de <SEP> 43 <SEP> microns <SEP> à <SEP> plus <SEP> de <SEP> 28 <SEP> microns <SEP> . <SEP> . <SEP> . <SEP> . <SEP> 7,85
<tb> de <SEP> moins <SEP> de <SEP> 28 <SEP> microns <SEP> à <SEP> plus <SEP> de <SEP> 22 <SEP> microns <SEP> . <SEP> . <SEP> . <SEP> . <SEP> 6,75
<tb> de <SEP> moins <SEP> de <SEP> 22 <SEP> microns <SEP> à <SEP> plus <SEP> de <SEP> 15 <SEP> microns <SEP> . <SEP> . <SEP> . <SEP> . <SEP> 10,20
<tb> de <SEP> moins <SEP> de <SEP> 15 <SEP> microns <SEP> à <SEP> plus <SEP> de <SEP> 10 <SEP> microns <SEP> . <SEP> . <SEP> . <SEP> . <SEP> 14,50
<tb> à <SEP> moins <SEP> de <SEP> 10 <SEP> microns <SEP> .
<SEP> . <SEP> . <SEP> . <SEP> . <SEP> . <SEP> . <SEP> . <SEP> . <SEP> . <SEP> . <SEP> 59,20 L'objectif qu'on envisage dans les trois premiers exemples ci-dessous est d'obtenir un mélange cru pour la fabrication du ciment, en partant de cette matière première infé rieure, sans qu'il soit nécessaire d'y adjoin dre des correctifs.
Si l'on arrive à ce que le rapport de la silice au fer total et à l'alu mine totale, le module silicique, soit plus élevé que celui qu'on aurait obtenu par l'ad jonction d'une pierre à chaux, par exemple d'une craie, très riche en Ca C03 et qui, comme c'est très souvent le cas, ne contien drait d'autre impureté que de la silice, on aura un produit approprié de façon générale à la fabrication d'un ciment Portland de qualité supérieure. Il faudra tenir compte naturellement du fait que la composition des cendres du charbon de cuisson peut deman der une correction du mélange.
Exemple r:
Le premier exemple illustre les principes généraux d'une telle flottation et ses résul tats; elle est exécutée dans une machine de la matière carbonique doit en principe être, soit complètement enlevée, comme décrit par exemple ci-dessous dans .l'exemple 1, soit abaissée à la teneur qui la rende pratique ment inoffensive, comme décrit par exemple à l'exemple 3.
Dans les exemples 1 et 2, la roche, après granulation préliminaire normale, est moulue en circuit fermé comprenant un moulin tubu laire avec un bac hydroclasseur, les sables de rejet étant renvoyés au moulin. Le cou rant ascendant utilisé pour l'alimentation de la cellule de flottation contient des particules avec les dimensions moyennes et un pour centage comme ci-dessous flottation Fagergren de 45,7 cm,
la cellule étant suffisamment grande pour donner des résultats équivalents à ceux d'une opération pratiquée à l'échelle industrielle.
Le conditionnement général de la pulpe est le suivant: Dilution 20% par rapport à la matière solide sèche, température 22 C, alcalinité normale à un pg de 7,8.
La pulpe de matières minérales brutes contient donc du graphite et des impuretés semblables. Comme il a été souligné déjà, il est préférable d'éliminer de telles impuretés avant que cette pulpe ne soit soumise à la flottation qui fait l'objet du procédé de l'in vention.
Dans le cas présent, l'élimination est obtenue par une flottation préparatoire spé ciale de cette matière carbonique. On la con centre par conditionnement et flottation al ternés, en présence de l'agent écumant F-1, introduit par petites quantités croissantes jusqu'à un total de 113,4 g par tonne de matières solides sèches, la durée totale de la flottation étant de 7 minutes. A la fin de ce temps, tout le charbon est pratiquement éliminé. Le graphite se trouve dans le con- centrat, après la flottation.
Comme on peut le voir à la dimension des particules, la pulpe se présente sous forme de boue (Schlamm), que ce soit avant ou après la flottation du graphite et comme les particules des constituants minéraux de di mensions colloïdales ou presque sont abon dants, la floculation naturelle est prononcée. Lorsque les flocons sont des agrégats de di vers minéraux, la floculation naturelle doit être considérablement réduite pour qu'une sé paration effective soit possible.
Ceci peut être réalisé en conditionnant la pulpe en pré sence d'un agent de dispersion. Quelques-uns des agents de dispersion ordinaires sont in efficaces, d'autres même paraissent provoquer la floculation; c'est probablement à cause de la grande variété de minéraux présents dans la pulpe. Les sulfonates de lignme, eux, donnent satisfaction employés sous le nom de "glutrin" comme agents de dispersion, liés à un procédé de flottation.
Après l'opération qui prélude au procédé lui-même de l'inven tion, soit donc après cette flottation prépara toire du charbon, l'étape suivante aura pour but de dissiper la floculation qui se produit naturellement. On obtient ce résultat en con- ditionnant la pulpe pendant 3 minutes avec 453 g de ligno-sulfonate de calcium par tonne de matières solides sèches:
Ce traitement est suivi d'une concentra- tion préliminaire (dégrossissage) des matières micacées en étapes alternées de conditionne ment et de flottation, en employant du chlor- hydrate de dodécylamine (désigné par "C-1") comme réactif collecteur. "C-1" est ajouté sous forme d'une solution à 3%, de manière à en obtenir une dispersion rapide et com plète;
les adjonctions successives vont en aug mentant jusqu'à ce que l'on ait introduit 100 g de ce réactif par tonne de matières solides sèches.
Les concentrats du dégrossissage sont en suite purifiés par flottation à l'écume, sans réactifs additionnels, de manière à déposer comme résidus: quartz, calcite et minéraux du fer non enrobés ou incomplètement enro bés et particules de roche non concassées. Dans cette flottation de purification, les concen trais contiennent les matières micacées qui doivent être écartées comme rebuts.
Le diagramme ci-contre montre les éta pes du procédé de classification par flotta- tions successives de la pulpe:
EMI0011.0000
Les principaux résultats obtenus sont exposés dans le tableau suivant:
Dans la première colonne, on a spécifié les divers produits qui ont été analysés; dans la seconde colonne, on a donné le
pourcentage par rapport aux matières brutes totales que représente chacun de ces produits; dans la troisième colonne, on trouve l'ana
lyse chimique de ces divers produits de clas sification;
dans la quatrième colonne, on trouve le module silicique; soit le rapport:
EMI0011.0004
Les résultats de l'analyse du mélange brut de départ<B>(100%</B> de la masse traitée) sont donnés à la ligne A du tableau qui suit. Par addition des quatre chiffres inscrits dans le tableau de l'analyse, on trouve 94,2 % ;les 5,8 qui restent pour arriver à 100 représen tent un résidu grossier qui n'a pas été dé terminé par analyse et qui se composait principalement de-charbon graphitique.
Ce mélange brut est traité par une flotta tion écumeuse préparatoire qui a pour but d'éliminer le charbon, comme cela a été expli qué déjà de façon plus étendue.
Après cette flottation du charbon, on re cueille des "concentrais" en quantité de 6,1 % ; ce pourcentage est établi par rapport au poids des matières brutes de départ. L'ana lyse de ces concentrais est donnée à la ligne B.
Les 93,91,20' de la matière, qui restent après cette séparation, sont maintenant sou mis, selon le procédé de l'invention, à une flottation des silicates.
Pour cette première flottation de dégros sissage, le résultat de l'analyse des résidus et la quantité en % qu'ils représentent du total des matières brutes de départ sont don-
EMI0012.0004
Pourcentage
<tb> Produit <SEP> du <SEP> total <SEP> des <SEP> Analyse <SEP> des <SEP> produis <SEP> (c/o) <SEP> Module
<tb> matières <SEP> de <SEP> silicique
<tb> départ <SEP> SiO2 <SEP> I <SEP> <U>Fe2O3</U> <SEP> I <SEP> Als0s <SEP> I <SEP> CaCOs
<tb> A <SEP> Matières <SEP> brutes <SEP> de <SEP> <B>100</B> <SEP> 16,24 <SEP> 1,88 <SEP> 6,48 <SEP> 69,60 <SEP> 1,94
<tb> départ
<tb> Flottation <SEP> prépara B <SEP> toire <SEP> du <SEP> charbon <SEP> 6,1 <SEP> 18,72 <SEP> 4,88 <SEP> 9,56 <SEP> 55,46
<tb> Concentrais
<tb> lame <SEP> flottation <SEP> des <SEP> sili C <SEP> cates <SEP> (purification) <SEP> 10,0 <SEP> 33,
28 <SEP> 2,35 <SEP> 17,59 <SEP> 36,69
<tb> Concentrais
<tb> 2eme <SEP> flottation <SEP> des <SEP> sili D <SEP> cates <SEP> (purification) <SEP> 9,7 <SEP> 19,20 <SEP> 2,00 <SEP> 7,76 <SEP> 65,28
<tb> Résidus
<tb> lare <SEP> flottation <SEP> de <SEP> dé E <SEP> grossissage <SEP> 74,2 <SEP> 13,30 <SEP> 1,55 <SEP> 4,09 <SEP> 77,47 <SEP> 2,39
<tb> Résidus
<tb> Résidus <SEP> combinés <SEP> des
<tb> F <SEP> deux <SEP> flottations <SEP> des <SEP> 83,9 <SEP> 13,98 <SEP> 1,60 <SEP> 4,52 <SEP> 76,2 <SEP> 2,28
<tb> silicates On voit par le tableau ci-dessus que les concentrais micacés finaux (C) qui résultent du traitement par l'agent collecteur, ne cons tituent que<B>10%</B> seulement du poids total nés à la ligne E.
Dans les concentrais de cette première flottation qui a servi au dé grossissage des silicates, il reste encore des quantités importantes de chaux. C'est pour quoi ces concentrais doivent être eux-mêmes soumis à une nouvelle flottation de sépara tion. Les résultats (pourcentage et analyse) des concentrais de cette deuxième flottation de purification sont donnés à la ligne C, tan dis que parallèlement les valeurs respectives qu'on trouve pour les résidus de cette deuxième flottation de purification sont in diquées à la ligne D.
Les deux résidus des opérations de flot tation des silicates ont été réunis. Ces rési dus combinés des deux flottations donnent un pourcentage et un résultat d'analyse qui sont portés à la ligne F. des matières brutes de départ. Les concen- trais de la flottation préparatoire du charbon (B) impliquent une perte de poids, mais elle est négligeable. Dans ces concentrais de flot- tation du charbon, la teneur en alumine s'est accrue d'environ 3 % par rapport à celle des matières brutes qui servaient au départ à l'alimentation des cellules.
Le quartz fin, de grande valeur dans le mélange final, a été récupéré principalement dans les résidus de dégrossissage (E), dans lesquels environ 2/g de la silice totale sont constitués par le quartz; on a obtenu ce ré sultat avec une quantité minime seulement d'agent collecteur.
Dans ces résidus de dé grossissage, la teneur en calcite a augmenté au delà de la proportion désirée pour la Puis- son. Comme les résidus de la flottation de purification sont en quantité moindre et qu'environ la moitié de la silice totale y est représentée par du quartz, les résidus de dé grossissage et de purification ont été mélan gés pour obtenir la correction désirée de la matière minérale et arriver à une récupéra tion totale de<B>83,9%</B> en poids.
Il faut noter spécialement que l'addition à la matière minérale originelle de pierre à chaux à teneur élevée en calcite, en quantité assez grande pour augmenter la proportion de CaCO3 de 69,6 à<B>76,2%</B> ne modifierait pas sensiblement le module silicique s'il était trop bas; tandis qu'en réduisant la quantité des matières micacées, on élève le module silicique des résidus combinés de dé grossissage et de purification à 2,28.
<I>Exemple 2:</I>
Cet exemple se rapporte au traitement des matières minérales, à l'échelle indus trielle, dans une installation-type selon le modèle de la fig. 1 du dessin; le produit final est destiné à la cuisson et à la mou ture pour obtenir du ciment.
La roche brute 1 est moulue dans le mou lin tubulaire 2 jusqu'à l'obtention d'une pulpe de finesse voulue pour l'alimentation des cel lules; elle est moulue selon le système du circuit fermé qui renferme un séparateur à bac de Dorr 3, d'où les rejets (grossiers) 4 sont ramenés au moulin 2 pour être réduits à la finesse voulue. Ce circuit de mouture a été adopté pour des raisons économiques, afin d'arriver à l'extrême finesse qu'on doit donner au préalable à la matière qui s'échappe de l'hydroclasseur avec le courant ascendant 5.
Le débit du courant ascendant en valeur moyenne était de 154 kg de matières sèches à l'heure. La matière entraînée par le cou rant ascendant 5 est épaissie dans un épais sisseur selon Dorr 6, jusqu'à une teneur com prise entre 18,5 et<B>19%</B> de matières solides, en vue de l'alimentation des cellules de flot tation.
Cette pulpe est ensuite conditionnée en 7 et traitée en 8 dans une batterie de flot tation Fagergren de 61 cm, dont l'amenée d'air reste fermée en permanence, en pré sence d'un agent de dépression du charbon, soit, comme on l'a déjà dit, un agent qui abaisse la tension superficielle et permet la sédimentation de ce produit. L'action de l'agent de dépression a pour résultat de ren dre la matière carbonique inoffensive pen dant les concentrations par flottation, bien qu'elle reste dans la pulpe.
De cette façon, on évite les pertes de poids qui correspondent à l'opération de concentration préliminaire de l'exemple 1. L'agent de dépression des matières carboniques qu'on emploie ici, est le ligno-sulfonate de calcium.
La quantité em ployée est de 952 g par tonne de matières servant à l'alimentation des cellules; cette quantité est plus grande qu'il ne serait né cessaire pour sédimenter (précipiter) le char bon graphitique; mais on emploie cet excès dans le but de dissiper aussi la floculation qui va se faire naturellement au cours des opérations de flottation qui vont suivre. Pen dant le conditionnement en 7, on ajoute encore à la pulpe dans cette cellule 113 g d'agent écumant F-1 et 200 g d'huile com merciale de chauffage No 3 par tonne en plus de l'agent de dispersion.
La pulpe conditionnée, qui s'écoule con tinuellement; est alors soumise à une con centration préliminaire ou de dégrossissage dans une série de cinq bacs à flottation Fa- gergren de 45 cm, dans lesquels on a restreint le volume d'air introduit pour les raisons dé crites plus haut. Le réactif collecteur qu'on emploie pour cette concentration est le réactif C2 dont c'est l'ion positif qui est apte à diminuer la tension superficielle.
Ce réactif est employé sous forme d'une solution aqueuse à 5/0o', de façon à ce que la dispersion parmi la pulpe soit rapide et complète dans l'eau tout à fait froide; le réactif est ajouté par étape dans les bacs de flottation utilisés pour le condi tionnement et dans chacune des cinq cellules de dégrossissage. La quantité totale néces saire pour parfaire la concentration de dé grossissage est de 208 g par tonne.
Les concentrats 9 sont ensuite purifiés par flottation à l'écume en 10, sans addition de réactif, dans trois cellules Fagergren de 45 cm; les rejets 11 de celles-ci sont renvoyés en circuit fermé continu, comme mixtes (pro-
EMI0014.0004
<I>Analyse <SEP> (7o)</I>
<tb> /o <SEP> en <SEP> poids <SEP> SiO2 <SEP> Fez0s <SEP> AIv0s <SEP> CaCO3 <SEP> CO<U>.</U> <SEP> Module
<tb> <U>rmIg</U>
<tb> silicique
<tb> Alimentation <SEP> des
<tb> cellules <SEP> 100 <SEP> 15,30 <SEP> 1,84 <SEP> 5,59 <SEP> 71,26 <SEP> 4,47 <SEP> 2,06
<tb> Concentres <SEP> 12 <SEP> 27,64 <SEP> 3,19 <SEP> 13,40 <SEP> 43,35 <SEP> 5,29 <SEP> 1,67
<tb> Résidus <SEP> 88 <SEP> 13,60 <SEP> 1,60 <SEP> 4,40 <SEP> 75,13 <SEP> 4,37 <SEP> 2,
27 On voit par ces analyses que la perte en poids totale a diminué, grâce principalement à l'effet du ligno-sulfonate de calcium qui permet d'effectuer la sédimentation des ma tières carboniques et de dissiper la flocula tion naturelle. La composition et le module silicique des résidus sont satisfaisants pour la production d'un ciment de très bonne qua lité qui soit approprié à l'emploi général.
On remarquera que bien qu'il se trouve quelque peu de mica magnésien dans cette matière première, la magnésie n'a pas augmenté dans les résidus et la quantité finale est même in férieure à celle de la matière d'alimentation. Comme légère modification du procédé, on peut remoudre les produits intermédiaires pour libérer encore plus du mica qu'ils con tiennent, puis les soumettre de nouveau à la flottation dans le circuit de dégrossissage. duits intermédiaires), à la cellule de condi tionnement 7. Les concentrats 12 de la puri fication renferment la partie de mica à élimi ner et cette partie constitue par conséquent les rebuts 13 de ce procédé.
Les résidus de dégrossissage 14 ont une composition appropriée à la production en général d'un bon ciment tel qu'on l'exige ac tuellement; ces résidus sont épaissis jusqu'à la densité normale d'une pâte pour la fabri cation du ciment, dans un épaississeur selon Dorr 15; cette pâte est cuite ensuite dans un four 16 chauffé au mazout.
Ci-dessous on trouvera les analyses prin cipales. Il est particulièrement significatif de noter que ces résultats ont été obtenus à une température moyenne de la ,pulpe de l2,8 C. <I>Exemple 3:</I>
Cet exemple se rapporte au traitement de matières minérales qu'on soumet au circuit de fractionnement selon la fig. 2 du dessin. Dans ce diagramme, la roche brute 1 est moulue dans un moulin dégrossisseur 2, puis amenée au séparateur à bac 3.
Les rejets qui sont éliminés de ce séparateur ont une compo sition telle qu'il n'est pas nécessaire de les soumettre à la fottation; par contre, ces re jets doivent être moulus à une plus grande finesse et cela se fait dans un moulin à boulets 16 en circuit fermé sur un deuxième séparateur à bac 17, dont les produits triés 18 sont renvoyés (le nouveau pour mouture plus fine au moulin à boulets 16, tandis que le courant ascendant, au trop-plein 19 de l'hydroclasseur, est entraîné par le courant d'eau dans un bassin d'épaississement 20 (épaississeur), d'on, après y avoir séjourné le temps nécessaire, il est envoyé dans le bassin mélangeur 21, puis au four 22.
Le courant ascendant, au trop-plein 5 du premier hydroclasseur 3, est amené directe ment à un épaississeur 6, puis après qu'on a fait un conditionnement préalable 7 (par exemple dans un bassin de dosage) de ce produit, il est soumis à une flottation préli minaire (de dégrossissage) 8. Les résidus 14 de cette opération passent par un épaississeur 15, puis sont amenés au bassin mélangeur 21 dont on a déjà parlé et de là au four.
Le concentrat de la flottation de dégros sissage est soumis à une flottation de purifi cation 10 dont les concentrats 11 sont élimi nés, tandis que les résidus 13 retraversent encore une fois le cycle de la flottation 8, 10.
Ce cycle d'opérations est utile lorsqu'on rencontre en quantités excessives et à l'état libre dans les fractions fines, le ou les consti tuants de la matière crue, à un degré suffi sant pour qu'il soit pratique de ne soumettre que ces fractions seulement à la flottation par l'écume. Si la quantité de matières mi nérales qu'on soumet à la flottation est moin dre que la provision totale de ces matières traitées, on arrive à réaliser une économie des réactifs consommés et des batteries de cellules à flottation.
En réalité, dans le cas des matières des exemples précédents, le de gré de finesse extrême à laquelle elles doi vent être réduites ne rend pas le traitement d'une fraction restreinte plus économique que la flottation de toute la provision de matière d'alimentation, à la manière décrite à l'exem ple 2. On a donné cependant le présent exem ple, quoiqu'il soit appliqué au traitement de la même matière première qu'aux exemples 1 et 2, afin que l'exposé des divers procédés soit complet.
Le circuit de mouture est disposé de telle sorte que le courant ascendant de l'hydro- classeur débite 77,19,0' du total des matériaux broyés, la finesse étant environ la même que celle donnée plus haut,<B>98%</B> passant à tra vers le tamis U. S. 325, ayant un vide de 44 microns entre fils. Le courant ascendant 5 du séparateur-à bac 3 sert à l'alimentation des cellules de flottation et les sables triés (les rejets) 4, courant descendant de ce sépara teur 3, représentent les 23 % restants du poids primitif de la matière première.
Ces sables ne sont pas soumis à la flottation, mais comme les grains sont assez fins pour passer le tamis de 50 mailles U. S., mesurant 300 microns ou 0,3 mm de vide entre fils, et que<B>là %</B> seulement sont plus fins que le ta mis mesurant 44 microns de vide entre fils, on les réduit à la finesse appropriée à une pâte à ciment par une mouture séparée en circuit fermé, puis on les épaissit, et finale ment on les mélange avec les résidus de flot tation qu'on va décrire plus bas.
Le mica ayant, comme décrit précédem ment, la tendance à se rassembler dans les fractions les plus fines, il se produit pour cette raison une élévation du module silici- que jusqu'à 2,2 dans la fraction la plus grossière, c'est-à-dire dans les sables de rejet. Pourtant la teneur en calcite et en silice to tale ne diffère pas matériellement de celle qu'indique la matière brute originelle, ceci est dû à ce que la teneur en quartz augmente dans les fractions grossières.
Les fractions les plus fines sont soumi ses à un conditionnement pour la "dépres- sion" (l'abaissement par sédimentation) du charbon et pour la dispersion de la flocula tion, puis à la flottation à l'écume, avec les mêmes réactifs que décrits dans l'exemple 2. La consommation totale approximative en réactifs peut être abaissée en proportion du poids relatif des matières traitées.
Les résul tats de la flottation sont légèrement moins bons, eu égard à la grande proportion de mica dans les produits d'alimentation et vu qu'on a employé la même quantité de réactifs col lecteurs. Le mélange des résidus de flottation et des sables de rejet moulus amène à une matière crue qui doit être corrigée quant à sa teneur en calcite et qui présente un mo dule silicique de 2,02 encore satisfaisant, bien que légèrement faible.
On comprendra que les procédés décrits aux exemples 2 et 3 sont continus et que le but poursuivi est d'obtenir une composition usuelle en partant d'une matière inférieure encore utilisable sans que l'addition de cor rectifs amenés d'autre source soit nécessaire. Cependant, il faut comprendre que la quan tité plus ou moins grande de résidus peut être variée durant la classification en modifiant la quantité d'agents collecteurs et, que la cor rection complète ou qu'un type différent de ciment final peuvent être obtenus par l'addi tion de quantités déterminées de correctifs jugés nécessaires.
De plus, la portion des ma tières totales traitées, comme dit à l'exemple 3, influence directement la composition finale; celle-ci peut également être modifiée en faisant varier les quantités des produits qui sont mélangés, en y additionnant des cor rectifs ou par les deux méthodes ensemble. <I>Exemple</I>
Cet exemple illustre une manière écono mique d'opérer qui peut être adoptée lorsque la nature minéralogique et physique de la matière minérale servant à la fabrication du ciment, permet d'éliminer les fractions les plus fines de la matière avant de l'amener aux cellules de flottation. La présence de col loïdes, de particules se comportant comme des colloïdes et de particules ayant dans l'eau une vitesse de sédimentation extrêmement faible, complique sérieusement les difficultés qu'on a à rendre une séparation par flotta tion effective.
Ces difficultés peuvent être attribuées à ce que les grains de minéraux présentent un enrobement colloïdal, à ce que les minéraux fins ont une tendance pronon cée à floculer naturellement et à ce que les particules de faible vitesse de sédimentation tendent à rester prises dans l'écume, même quand l'agent collecteur n'a pu enrober leur surface toute entière d'une manière substan tielle.
La flottation des fractions relativement grossières réduit fortement la consommation d'agent collecteur, bien que cette réduction n'apparaisse pas devoir être directement pro portionnelle à la réduction du champ super ficiel. D'autre part, la diminution du temps de flottation peut représenter une économie en bacs d'équipement pour la flottation.
Dans cet exemple, on a pour but de sépa rer des matières moulues, le maximum de particules fines qui puisse être mélangé avec les résidus de flottation provenant des frac tions grossières, sans que soit altérée la com position chimique qu'on désire avoir pour la cuisson.
La matière utilisée dans ce exemple est du calcaire converti, spécifié comme étant de la formation Conestoga, mais probablement plutôt de la formation Jacksonbourg. Sa composition chimique est très semblable à celle de la matière des exemples 1, 2 et 3, mais elle ne présente que des traces seule ment de matière carbonique, trop minimes pour influencer la flottation à l'écume.
Une différence minéralogique principale est qu'une proportion importante de magnésie est com binée comme mica de phlogopite, bien que le silicate le plus abondant soit le mica de séri- cite. Les cristaux naturels sont ici beaucoup plus grossiers, car la roche concassée présente des micaschistes sur ses plans de clivage de gisement, des feuillets de recouvrement mi cacés se superposant tout le long de ces cou ches de fond.
Les arêtes révèlent, si l'on s'en rapporte à l'examen pétrographique, des cristaux relativement grossiers de calcite et de quartz entre ces couches; mais ces cristaux sont beaucoup trop fins pour être brisés par concassage ou broyage.
U n échantillon de cette matière a été moulu à une finesse telle que 88 % passait au tamis de 79 mailles (environ 6000 mailles au cm') et 72 % au tamis 325, de 44 microns de vide entre mailles, si bien qu'à ce degré de finesse on trouvait une part suffisante de mica libre dans les fractions les plus gros sières pour que la correction désirée soit possible.
La matière moulue est diluée jusqu'à une teneur de 15,7 % de matières solides et on y disperse 113 g de ligno-sulfonate de calcium par tonne de matières solides pour réduire la floculation naturelle, de telle sorte que la classification effective puisse se faire de façon à séparer les boues limoneuses les plus fines. En pratique, pour arriver à une élimi- nation complète de la floculation, la quantité nécessaire de cet agent peut être abaissée sensiblement si on l'additionne à la pulpe en même temps que de la soude calcinée dans la proportion de 453 g de cette soude par tonne de matières solides.
EMI0017.0002
<I>Analyse <SEP> ( <SEP> % <SEP> )</I>
<tb> o% <SEP> en <SEP> poids <SEP> <U>SiO2</U> <SEP> FezOs <SEP> <B>A1203</B> <SEP> CaCOs
<tb> Matières <SEP> servant <SEP> à
<tb> l'alimentation <SEP> 100 <SEP> 15,12 <SEP> 1,98 <SEP> 5,78 <SEP> 70,59
<tb> Boues <SEP> 38,0 <SEP> 11,30 <SEP> 1,68 <SEP> 5,95 <SEP> 74,50
<tb> Sables <SEP> 62,0 <SEP> 17,48 <SEP> 2,16 <SEP> 5,66 <SEP> 68,26 On voit que la quantité de quartz aug mente dans les sables.
Les sables sont soumis à la flottation pour qu'en particulier l'alumine et la silice totale puissent être diminuées; cela est né cessaire afin que les résidus de flottation joints aux "fines" non traitées puissent don ner un mélange satisfaisant comme pâte à ciment avec le secours, si nécessaire, d'une très petite quantité de silice très riche, qui servira de correctif pour les cendres du charbon.
La pulpe, elle, est diluée jusqu'à 20% de
EMI0017.0006
Produit <SEP> o/o <SEP> en <SEP> poids <SEP> Analyse <SEP> en <SEP> /o
<tb> <U>SiO2</U> <SEP> I <SEP> Fe20s <SEP> I <SEP> AlaOs <SEP> I <SEP> <B>CaC03</B>
<tb> Alimentation <SEP> de <SEP> la
<tb> flottation <SEP> 100,0 <SEP> 17,48 <SEP> 2,16 <SEP> 5,66 <SEP> 68,26
<tb> Concentrats <SEP> de <SEP> dé grossissage <SEP> 16,5 <SEP> 53,00 <SEP> 2,79 <SEP> 19,58 <SEP> 12,72
<tb> Résidus <SEP> de <SEP> dégros sissage <SEP> 83,5 <SEP> 11,71 <SEP> 2,10 <SEP> 3,02 <SEP> 78,75
<tb> /o <SEP> du <SEP> total
<tb> des <SEP> matières
<tb> de <SEP> départ
<tb> Résidus <SEP> + <SEP> boues <SEP> 89,77 <SEP> 11,54 <SEP> 1,93 <SEP> 4,25 <SEP> 76,8 Après que la dispersion est effectuée, la pulpe peut subir l'hydroclassification pour la séparation du limon fin (boues)
d'avec les fractions grossières; ces dernières seront dé signées ci-après comme "sables", la sépara tion des particules suivant leur taille se fait à la grandeur de 20 microns. Les résultats de la classification sont les suivants:
matières solides sèches, puis soumise à une flottation à l'écume avec: 22,6 g du réactif C-2 dont l'ion positif est modificateur de la tension superficielle; ce réactif est employé en solution aqueuse diluée et avec 12,25 g de l'agent écumant F-1; ces quantités sont comptées par tonnes de matières servant à l'alimentation de la flottation. La flottation de dégrossissage est accomplie en 3 minutes. La température de la pulpe est de 21 C et son alcalinité est normale; c'est-à-dire p$ 7,6.
Les résultats de la flottation sont les suivants: Il faut noter spécialement que dans la matière qui alimente la flottation, on a 5,66 % d'alumine et que les 567o environ de cette alumine sont concentrés dans les concentrats de dégrossissage qui représentent eux-mêmes<B>1670</B> seulement du poids de ma tière qui sert à l'alimentation de la flottation.
La combinaison des boues non traitées avec; les résidus de dégrossissage fournit un poids total à récupérer d'environ<B>90%</B> des matières originelles et on se rendra compte que l'addi tion de 1 ou 2 % de silice très pure pourra amener une dernière correction d'une manière plus économique que s'il fallait opérer par séparations compliquées.
On peut modifier ces résultats, soit en faisant varier les limites de grandeur des particules dans la classification originelle, soit en soumettant les concentrais à une flot tation de purification, soit encore en soumet tant les boues à une flottation à l'écume.
A process for preparing a raw paste for the manufacture of cement by scum flotation. The present invention relates to a process for preparing by flotation with foam a raw paste for the manufacture of cement, starting from a mineral material containing silica, but having an excess of certain components, such as clay limestone, marl, chalk and other raw materials.
The main constituents of the mineral materials to which the invention relates are: calcite, silica in forms. crystal line and crypto-crystalline, ordinary quartz, flint and / or chalcedony, alumina, which always occurs in the form of alumina silicates, mainly the various varieties of micas, but also minerals such as kaolin, kaolinite and feldspathic minerals, iron in the form of oxides, hydroxide such as limonite and / or in the form of pyrite.
Magnesia, an undesirable corrector or adulterant, is ordinarily present mainly as dolomite, but also in the form of aluminum-magnesian silicates, for example phlogopitic mica and / or brucite. Char bon (carbonic matter) in the form commonly referred to as "graphitic" is frequently present, and, although it apparently has no effect on clinkerization reactions,
it is quite undesirable in a flotation pulp, since it intervenes to interfere with the flotation operations. A wide variety of other minerals are usually present in minimal amounts, but in too small a proportion to be taken into account.
The natural crystallization of these mineral constituents (with the possible exception of carbonic matter) has very different aspects; the size of the crystals decreases from crystals of apparent size to materials of incomplete crystallization or of such fine texture that grinding must be carried out to an extreme degree of fineness in order to be able to loosen the physical assemblies or at least so that a sufficient part of the mineral or minerals which are present in excess can be released,
so that the elimination of unnecessary material is possible. An example will be given of the treatment of minerals of this type, the extremely fine crystallization of which requires a wet grinding of the mineral material pushed until a silty sludge is obtained; in this silt, the main concentrate by fractionating the aluminum silicates will be carried out on the part of which the particle size is less than 20 microns.
Many of the limestone, marls and limestones useful in the preparation of raw material for cement contain much more alumina than is necessary to produce cements which give off little heat to the cement. mess; this is especially the case when the proportion of tricalcium aluminate should not exceed approximately 5%.
In many cases, the proportion of alumina found in nature is too high for the cement produced to develop only moderate heat during hydration, even when patching is added to the raw materials.
In some cases, this difficulty can be freed by a compromise; iron oxide is added to obtain a combination of part of the alumina; or else, in particular if the calcite content of the raw material is high enough, we can add a siliceous material with a high silica content, such as sandstone for example, assuming that 'such a fix.
It is true, however, that the addition of iron oxides is neither a satisfactory nor a complete solution to the problem, since they adversely affect the color of the concrete and cause a lowering of the silicone modulus. Furthermore,
it is generally accepted at present that a high content of tetracalcium alumino-ferrite decreases the resistance which concrete opposes to decomposition by sulphates in seawater and selenitous waters. In some cases,
the total content of tetraalkalumino-ferrite and tricalcium aluminate in the finished cement should not exceed 10 or 12%, and it is evident that few natural materials can give such cements by the addition of iron oxides.
In addition, tetracalcium alumino-ferrite has little, if not no hydraulic value and if we except the benefit that can be derived from having iron as a flux or catalyst during firing, this product has a rather corrupting action. .
Magnesia, at least in an amount which would exceed a certain maximum, is an undesirable constituent in a mixture of raw materials intended for the manufacture of cement. Only a small part of the magnesia reacts during firing in the Portland cement elinker.
If, after the liquid phase, part of the clinker solidifies in the form of amorphous "glass", before complete crystallization, part of the magnesia appears as a solid solution in this "glass". The surplus of magnesia occurs in the clinker as periclase, crystalline MgO.
As we know, the presence of this compound (MgO) in the cement could help to restrict the expansion of a concrete if it had been made with a cement that is too expansive. Therefore, thanks to the presence of this compound in the cement, the slow disintegration of concrete can be prevented.
Minerals can normally be improved by removing some of the alumina and sometimes magnesia as well; these bodies are most often presented as silicates. In rare cases, it is desirable to also remove crystallized silica;
it is sometimes desirable, for example, to remove fine grains of sand from marls and "limestone gravel" as they are called.
Argilous limestone, marls, limestones and the like have already been improved by a scum flotation process, during which, on the one hand, calcite and other useful minerals are combined. center in the scum and, on the other hand, unusable minerals remain in the tailings.
On the other hand, in the process of the present invention, to prepare by scum flotation a raw paste for the manufacture of cement, starting from a mineral material containing silica, rimais having an excess of certain components, one carries out flotation in the presence of a collecting agent suitable for concentrating the siliceous minerals in the flotation concentrates, so that the residues of the latter are constituted by an improved mineral material having an increased calcite content compared to the material from start.
The collecting agent specified herein is one capable of "concentrating" (i.e. collecting in the dross) sili minerals and leaving in the "tailings" the improved raw material of which the calcite content is high. is increased. Thus, the most valuable product, containing most of the calcite as well as usable amounts of silicic minerals and iron, is found in "tailings",
and the "concentrate" or product of the concentration by the foam contains the minerals which must be discarded, however, in order to regulate the composition of the final mixture, part of the "concentrate" should be added to the "residues. ". For example, the concentrate can, if desired,
be subjected to a purification flotation to obtain an additional yield of "residues" which will be added to the first residues recovered or will be incorporated into the pulp of mineral matter which will be subjected to the flotation.
A suitable collecting agent for the process will be one which contains a substituted hydrocarbon group with at least 8 carbon atoms. In solution, this substance must give a positively charged ion having the property of adhering to the particles of certain materials. Such an ion is often referred to as a "surface active positive ion" (capillarily active).
Among this category of substances, the whole series of substituted ammonium compounds from amines to quaternary ammonium bases, especially compounds containing a hydrocarbon group of 12 to 18 atoms. of carbon, can be considered. The collecting agent can be a salt of one of the higher aliphatic amines. Among the compounds referred to herein, those which in solution possess a negative ion which is halogen are preferable, and the hydrochlorides of the higher primary aliphatic amines have been found to be especially useful.
Examples of collecting agents which give satisfaction are dodecylamine hydrochloride (hereinafter abbreviated as "Cl"), and a mixture of the hydrochlorides of the higher primary aliphatic alkyl amines corresponding to the fatty acids of the alkyl. coconut oil (hereinafter abbreviated as "C2"); it is also possible to use trimethyl dodecylammonium bromide.
The above collecting agents have been recognized as possessing a specific and progressive concentration effect which tends to separate siliceous minerals in a certain order, in that they cause the concentration of the micas on board. aluminum and magnesium, then that of;
feldspathic minerals and only then concentrate crystalline silica. Therefore, by employing a limited amount of collecting agents, aluminum and magnesium micas and perhaps feldspathic minerals can be removed, without much of the crystalline silica being removed;
and this is of great importance in many cases, since silica, in the form of silicates, can be removed without also removing large amounts of free silica.
It will be further specified that the collecting agents specified above have the power to collect minerals other than those which must be separated from the starting mineral materials and that they even have the power to collect calcite as such, s 'they are used in sufficiently high amounts;
but it is evident that the quantities which will be employed will be graduated so that the concentrate is mainly composed of the material which is to be removed and that the greater part of the calcite and other useful minerals will have to remain in the residue.
In general, the quantity of minerals removed in the concentrate from the scum flotation represents the minimum required for the desired correction of the mineral matter to be made, so that in some cases it is not necessary subjecting all of the mineral material to scum flotation;
it suffices that they are treated sufficiently to obtain the required removal of siliceous minerals. The mineral material can be subjected to various preliminary phases before the scum flotation, and, in this case, only part of the mineral material separated during a preliminary stage, can be treated according to the invention.
These points are important in view of the relatively high expenses involved in flotation operations; they are partly due to the price of collecting agents; it is therefore important to use the minimum quantity of these agents. In some cases, it may be more economical to make a partial correction using scum flotation and supplement the correction with the addition of correctives.
The precise conditions for carrying out the process: for example which fractions and which quantities should be subjected to scum flotation, will depend on the mineralogical and physical composition of the mineral matter, as will be seen from the following . It will be appreciated that the residues can be combined in appropriate proportions with other of the fractions which are obtained by treating the mineral material.
The preliminary disintegration of natural rocks by grinding and grinding, before flotation, according to the process of the invention, may differ, on the one hand, from the usual grinding of raw cement materials, when the mineral particles that are recovered must be reduced again to make them suitable for cooking or, on the other hand, grinding according to ordinary standards, such as is done before separation by float- ing according to the practice of other processes,
and when it comes to the recovery of other minerals. In the standard, the preliminary grinding preceding a concentration by flotation with the foam, should serve to loosen the bonds between minerals to such an extent that it is possible to recover as much of the concentrates as possible. According to the present process, on the contrary,
it is necessary to deagregate the material to the extent only necessary for the removal by flotation of the unusable excess of certain minerals. This point is especially significant when it comes to processing fine-grained raw materials, because a considerable saving in milling costs can then be made.
At the fineness of the grind at which we have stopped, it is evident that in many cases a considerable portion of the particles of the flotation tailings remain unbroken, which means that they contain two or more distinct aggregated minerals.
Frequently, this feature can become very advantageous at the time when the clinkerization reactions develop during the firing of raw materials. Only a relatively small part of the material reaches the liquid phase during cooking;
It is therefore essential that in addition to the necessary fineness, the minerals which give the four essential oxides (i.e. those of silicon, iron, aluminum and calcium) are thoroughly mixed with each other to promote, by their intimate contact, the uniformity of the reactions and the complete realization of these.
Assuming the inorganic particles are sufficiently fine grained, a certain proportion of "unbroken" or inorganic composites is especially useful, because the mineral bonds ensure intimate contact of the various constituents. For chemical reasons, further disaggregation is therefore undesirable.
As milling is one of the most expensive operations in cement manufacturing, it is evident that in practice complete milling of fine-grained raw materials is usually economically impractical and, even in cases where crystallization is relatively coarse, it is obvious that the removal of minerals must be done without losing strength by unnecessary pulverization of parts which must be rejected.
The fraction of the cementitious inorganic material which must be treated by dross flotation depends both on the mineralogical composition and on the chemical composition of that material, especially on its deviation from the composition. desired, and the size of the natural crystals. It is usually useful for reasons of economy to limit the amount of feed material to the flotation cells to that fraction of the total amount which will suffice to allow the mixing to be corrected, mixing in proportion. suitable flotation residues and the reserved part of untreated mineral matter.
Any sort of fractionation thus provided for the inorganic material should preferably be done on the basis of particle size rather than taking into account more complete pulverization of the ground materials; in this way, the results of the flotation can be improved and the tank equipment and reagents can be saved.
Thus, if one has relatively large crystals and a sufficient part of the siliceous material to be removed remains free in the coarse fractions which come from a limited degree of grinding, the most suitable operation is to pre ference, into a hydroclassifier "classification" of the ground material. This operation will make it possible to separate the fractions containing the small particles; the siliceous material will then be removed by means of flotation of the coarser fractions only.
Thus, the unusable part of the mineral or minerals is eliminated and this elimination can be done without the energy consumption that the milling would require; in addition, this allows the use of fine particles of all components, these "fines" being especially suitable for cooking.
When the constituent minerals are present in the mineral material on an extended scale of different sizes and if, after moderate milling, the breaking of the bonds in the coarse fractions is too incomplete to allow effective separation, a "class" is preferably carried out. - removal of "ground raw materials into a silty fraction (sludge), mixed fraction and coarse fraction.
The mixed fractions, comprising intermediate sizes, can then be treated by scum flotation and their residues can be combined with a part of the sludge and coarse fractions; these are usually re-ground beforehand.
The materials which have to be removed from the mineral are usually partly micaceous and, although the natural crystals can be relatively coarse, the ease with which mica is pulverized by grinding, compared to harder minerals. , tends to give a greater amount of mica in the fractions containing the small particles.
In such cases, the amount of feed material for the flotation cells can be advantageously limited by preliminary classification, and the finer fractions can be subjected to flotation; then, the residues are used by combining them with the untreated coarse fractions.
Note, although the crystallization has been described as being "relatively coarse", that the ground materials have for the most part arrived in the state of sludge, as this term is understood in the art of sludge. flotation, or, at least, that the quantity of sludge is much too large, in practice, to be able to be put aside; therefore, to obtain a satisfactory improvement in the composition of the coarse fractions, recombination (a new mixture) is necessary with the flotation residues.
However, in many cases it is desirable to subject all the mineral material to the flotation treatment. For example, this is the case of clay limestone for which recrystallization is so incomplete that an extremely fine grinding is necessary to release a sufficient part of the micaceous material, in particular the sericite, in order to be able to carry out the desired corrections. The raw material is usually too rich in alumina and silica and too poor in calcite.
This, together with the distribution of the constituent minerals over a whole scale of various particle sizes, makes it necessary to grind the total amount to a fineness such that the resulting product is a slurry. Separations by flotation are then mainly carried out on the fractions whose particle size is less than 20 microns, as is the case in Examples 1, 2 and 3 given below, and preferably all the ground mineral material. is then subjected to flotation.
However, even then the process is economical, because only a small part of the total weight collects in the concentrates of the flotation, while on the contrary, in the ordinary flotation, the greatest quantity of the calcite is recovered. in the concentrates obtained by flotation operations with fatty acid. The flotation tailings contain large portions of the unbroken rock particles, which, as explained above, are of special utility for the reactions to proceed in a uniform and complete manner during firing.
As noted above, the specified colectivators are capable of collecting in the dross all or almost all of the minerals present in the starting material, but primarily collect mostly aluminum and magnesium, secondly minerals. feldspathic and third only crystalline silica, in particular quartz.
A concentration of these minerals can take place without having to concentrate a large part of the free grains of calcite. The scum separation is currently a differential separation where the separation of the siliceous minerals can be done, while the calcite as well as the other useful minerals remain in the residues, and where the quantity of collecting agents employed must be dosed from so that the separation takes place at the desired point.
The practical importance of the fact that it is preferably the aluminum and magnesium micas which are concentrated will be appreciated, bearing in mind that the raw materials which are the most common contain an excess of aluminum and , most often, an excess of silica, and that magnesia, also in large quantity, is an undesirable corrupter.
Thus, by collecting in a concentrate a very small part of the total weight of these materials, the desired reduction in the quantity of alumina is achieved and if this is present in the form of silicate, the total silica also decreases, thereby. even. When magnesian mica is encountered, the "concentration" of this mineral produces a useful decrease in alumina, silica and magnesia, and, as is usually desirable, one can retain calcite and silica crystal line in the tailings.
Iron oxides tend to occur in the concentrate; but the collecting power of the collecting agents is relatively weak with regard to both iron oxides and calcite, and these bodies can be recovered from the concentrate by the operation which consists of a frothy stream of purification without additives. subsequent tion of collecting agents. The unbroken particles of rock present in the pulp of the mineral material show a lower tendency than crystalline silica to form concentrates in the presence of collecting agents; they can therefore be retained in the residues.
In practice, the differential separation included in the process of the invention can be carried out by conditioning the pulp with very limited quantities of the collecting agent following a succession of separation circuits whose degree of oil - The age is low and during which the necessary total quantity of the agent is introduced in small increasing fractions. It should be understood that collecting agents are not "oils", but the above term is commonly used to denote the various flotation cell circuits that are used.
When it comes to the treatment of very dilute pulps, in particular, the collector agent is preferably spread with a large volume of water, in order to have the security of the control over any quantity introduced, and so that s' effect the rapid and complete dispersion of the agent through the enormous volume of the pulp. By errors of control of the quantities introduced and of dispersion of the reagent, there would result what is called a partial "over-oiling" and, consequently, partially too great flocculation.
If this is the case, a certain weight of the useful minerals is unnecessarily lost, the correction which is desired to be obtained in the composition does not take place, and the consumption of reagents causes the operation to be lost. more economical.
Losses in weight of the finer particles of useful minerals are usually less if the volumes of air entering the pulp through the float cells are reduced below normal. The primary purpose of air volume control is to take advantage of the sedimentation characteristics of mica particles.
The shape of the mica particles gives them a low rate of sedimentation in water, the velocity being approximately equal to that shown by particles of other minerals which are half the diameter. Therefore, although the surface effect on the micaceous particles of the collecting agent may be incomplete, the partial coating together with the low sedimentation rate of the mica particles, makes possible the concentration of mica with a very high amount. low collector agent.
The use of very small quantities of the collecting agents, under careful control of their introduction and of their dispersion in the pulp, as described above, has the result of producing the separation of siliceous concentrates which contain only one fraction. - only part of the total weight of the feed material for the flotation cells.
Under these control conditions, the consumption of the collecting agent, according to the "inverted concentration" method of the present invention, may be only a quarter and generally still less than that required in fatty acids. or in fatty acid compounds, a collecting agent serving for the concentration of calcite by ordinary flotation processes. In these latter processes, calcite is collected in the concentrates, these forming the major part by weight of the feed material.
The method of the present invention can, therefore, compete economically with the old methods; despite the relatively high cost of collecting agents for "reverse concentration".
Calcite pulps of the kind referred to in the present description are slightly alkaline, the normal alkalinity usually being between pH 7.4 and 7.8 and, as the collecting agents described are effective in alkaline pulps of a pH less than about 8.5, other reagents are not needed to change the natural alkalinity.
By "depressant" agents are meant agents which possess selective qualities which allow certain substances to be retained in the residues, instead of passing with the frothy concentrates. The term "dispersing" agents is understood to mean those which aim to disperse the natural flocculation which certain bodies tend to produce in the liquid in which they are in suspension.
The action of these agents will be specified by the examples which follow.
The use of depressant and dispersal agents, at least of the type which will be discussed and which are necessary in certain cases, does not hinder the action of the collecting agents.
In addition, the limited quantities of collecting agents employed allow the exact control of the volumes of scum which are required for circuits with a low "oil" degree in order to give the best results, since the Scum control is achieved by the addition of scum agents such as cresilic acid. A foaming agent is preferably employed which comprises a mixture of monovalent aliphatic alcohols, straight or branched, boiling between about <B> 152 </B> C and 1.62) C, this mixture being obtained at the same time as the methanol, by catalytic hydrogenation of carbon oxides;
hereafter, this mixture will be referred to briefly as "F-1".
The following examples illustrate the invention. In the first three examples, the mineral material processed is a typical fine-grained clay limestone from the Lehigh Valley cement district of Pensylvanie. These materials are especially suitable for the purpose of the invention, since they are very difficult to improve upon and they are not generally considered suitable for concentration by scum flotation. The main difficulties are the state of extreme fineness of the natural crystallization and the distribution through all the material or extensive dispersion of the colloidal or almost colloidal "graphitic" carbon.
These minerals can be classified geologically as Jacksonburg limestone of the Ordovician period and they are intermediate in composition between limestone and shale clay. Their color and general appearance is more like laminated slate, but calcite is the most abundant mineral. The other main minerals they contain are quartz, micas (mostly of the sericite variety), dolomite and iron (mainly as hydroxide, brown limonite).
Petrographic examinations of these thin-sectioned rocks reveal separate layers of fine-grained calcite alternating with thin layers of fine-scaled, fibrous sericite. Sometimes there are elongated lenses and elongated, isolated grains of quartz. Quartz is distributed throughout the rock, usually in fine grains having a diameter of a few microns or a few tens of microns.
The carbonaceous matter is dispersed throughout the rock in intimate union with the various other constituents and it represents about 1 / _% of the total weight of the mineral matter.
After grinding the rock giving <B> 98% </B> fine enough to pass through the US 325 sieve, that is to say the voids between the threads measure 44 microns (128 meshes per linear cm or approximately 16,000 meshes per cm2), petrographic examination reveals that, even in fractions with a particle size less than 20 microns, the breakdown of the mineral bond is incomplete and that the coarser fractions are mainly formed of particles. unbroken rock.
This means that the particles (debris, broken pieces) taken individually, each form a composite of calcite, quartz and / or sericite. There is, however, a somewhat greater quantity of mica in the finer fractions in the form of free parcels; and it is from the fractions below 20 microns that the main concentrations are carried out. Carbonic inclusions and coatings are frequently encountered with calcium grains and in abundance with quartz particles.
Without significant corrections, the rock is not suitable for making cement. It is too high in total silica and alumina, while the content of calcium and pure silica (quartz) is too low. Concentration and removal of part of the mica corrects both silica and aluminum and increases the content of calcite and quartz in the flotation tailings. The weight ratio of silica to alumina in sericity is approximately 1.2: 1.
The presence of carbonic matter, even in proportions of less than 0.5%, prevents, or impedes, that the concentration of the siliceous constituents of the minerals takes place successfully. Mineral materials themselves have "natural buoyancy", they tend to flocculate, and by that very fact, they are enriched with a large proportion of fine grains of calcium and quartz, as well as other fine materials,
thus contaminating the flotation concentrates and involving appreciable weight losses of the fine calcite and fine quartz which are especially useful. In addition, the presence of carbonic material has the effect of absorbing or otherwise consuming relatively large quantities of reactants with a positive ion active at the surface, the quantity thus consumed making the process of the invention impracticable. from an economic point of view, given the current cost of these reagents.
Therefore,
EMI0009.0010
The <SEP> residue <SEP> of the <SEP> sieve <SEP> of <SEP> 16000 <SEP> meshes <SEP> to <SEP> cm2,
<tb> or <SEP> plus <SEP> of <SEP> 44 <SEP> microns <SEP>. <SEP>. <SEP>. <SEP>. <SEP> 1.50
<tb> of <SEP> minus <SEP> of <SEP> 43 <SEP> microns <SEP> to <SEP> plus <SEP> of <SEP> 28 <SEP> microns <SEP>. <SEP>. <SEP>. <SEP>. <SEP> 7.85
<tb> from <SEP> minus <SEP> from <SEP> 28 <SEP> microns <SEP> to <SEP> plus <SEP> from <SEP> 22 <SEP> microns <SEP>. <SEP>. <SEP>. <SEP>. <SEP> 6.75
<tb> of <SEP> minus <SEP> of <SEP> 22 <SEP> microns <SEP> to <SEP> plus <SEP> of <SEP> 15 <SEP> microns <SEP>. <SEP>. <SEP>. <SEP>. <SEP> 10.20
<tb> of <SEP> minus <SEP> of <SEP> 15 <SEP> microns <SEP> to <SEP> plus <SEP> of <SEP> 10 <SEP> microns <SEP>. <SEP>. <SEP>. <SEP>. <SEP> 14.50
<tb> to <SEP> less <SEP> of <SEP> 10 <SEP> microns <SEP>.
<SEP>. <SEP>. <SEP>. <SEP>. <SEP>. <SEP>. <SEP>. <SEP>. <SEP>. <SEP>. <SEP> 59,20 The objective envisaged in the first three examples below is to obtain a raw mixture for the manufacture of cement, starting from this lower raw material, without the need for 'Add fixes.
If we arrive at the ratio of silica to total iron and to total alumina, the silicic modulus, to be higher than that which would have been obtained by adding a limestone, for example of a chalk, very rich in Ca C03 and which, as is very often the case, would contain no other impurity than silica, we will have a product suitable in general for the manufacture of a Portland cement of superior quality. It will naturally be necessary to take into account the fact that the composition of the ashes of the cooking charcoal may require a correction of the mixture.
Example r:
The first example illustrates the general principles of such flotation and its results; it is carried out in a machine of the carbonic material must in principle be either completely removed, as described for example below in .l'example 1, or lowered to the content which renders it practically harmless, as described for example in example 3.
In Examples 1 and 2, the rock, after normal preliminary granulation, is ground in a closed circuit comprising a tubular mill with a hydroclassator, the reject sands being returned to the mill. The updraft used to feed the flotation cell contains particles with the average dimensions and a percent as below Fagergren flotation of 45.7 cm,
the cell being large enough to give results equivalent to those of an operation carried out on an industrial scale.
The general conditioning of the pulp is as follows: Dilution 20% relative to the dry solid matter, temperature 22 ° C., normal alkalinity at a pg of 7.8.
The raw mineral pulp therefore contains graphite and similar impurities. As has already been pointed out, it is preferable to remove such impurities before this pulp is subjected to the flotation which is the subject of the process of the invention.
In the present case, the elimination is obtained by a special preparatory flotation of this carbonic material. It is con centrated by conditioning and alternating flotation, in the presence of the foaming agent F-1, introduced in small increasing quantities up to a total of 113.4 g per tonne of dry solids, the total duration of the flotation being 7 minutes. At the end of this time, all the charcoal is practically eliminated. The graphite is found in the concentrate after flotation.
As can be seen from the size of the particles, the pulp is in the form of sludge (Schlamm), whether before or after the flotation of the graphite and as the particles of the mineral constituents of colloidal dimensions or almost are abundant, natural flocculation is pronounced. When the flakes are aggregates of various mineral worms, the natural flocculation must be considerably reduced for effective separation to be possible.
This can be achieved by conditioning the pulp in the presence of a dispersing agent. Some of the ordinary dispersing agents are ineffective, others even appear to cause flocculation; this is probably because of the wide variety of minerals present in the pulp. Lignme sulfonates, they are satisfactory, used under the name of "glutrin" as dispersing agents, linked to a flotation process.
After the operation which is a prelude to the process itself of the invention, ie therefore after this preparatory flotation of the coal, the next step will aim to dissipate the flocculation which occurs naturally. This is achieved by conditioning the pulp for 3 minutes with 453 g of calcium lignosulphonate per tonne of dry solids:
This treatment is followed by a preliminary concentration (roughing) of the micaceous materials in alternating stages of conditioning and flotation, using dodecylamine hydrochloride (designated "C-1") as the collecting reagent. "C-1" is added in the form of a 3% solution, so as to obtain a rapid and complete dispersion;
the successive additions go on increasing until 100 g of this reagent have been introduced per tonne of dry solids.
The roughing concentrates are then purified by scum flotation, without additional reagents, so as to deposit as residues: quartz, calcite and uncoated or incompletely coated iron minerals and uncrushed rock particles. In this purification flotation, the concentrates contain the micaceous materials which must be discarded as waste.
The diagram opposite shows the stages of the classification process by successive flotation of the pulp:
EMI0011.0000
The main results obtained are presented in the following table:
In the first column, we have specified the various products that were analyzed; in the second column, we have given the
percentage of the total raw materials represented by each of these products; in the third column, we find the ana
chemical lysis of these various classification products;
in the fourth column, we find the silicic modulus; either the report:
EMI0011.0004
The results of the analysis of the starting crude mixture <B> (100% </B> of the mass treated) are given in line A of the table below. By adding the four figures entered in the analysis table, we find 94.2%; the 5.8 which remain to arrive at 100 represent a coarse residue which was not determined by analysis and which consisted of mainly of graphitic carbon.
This crude mixture is treated by a preparatory frothy flotation which aims to remove the carbon, as has already been explained more extensively.
After this coal flotation, “concentrates” are collected in an amount of 6.1%; this percentage is established in relation to the weight of the starting raw materials. The analysis of these concentrates is given in line B.
The 93,91,20 'of the material which remains after this separation is now subjected, according to the process of the invention, to flotation of the silicates.
For this first roughing flotation, the result of the residue analysis and the quantity in% that they represent of the total starting raw materials are given.
EMI0012.0004
Percentage
<tb> Product <SEP> of total <SEP> <SEP> of <SEP> Analysis <SEP> of <SEP> products <SEP> (c / o) <SEP> Module
<tb> <SEP> materials of <SEP> silicic
<tb> start <SEP> SiO2 <SEP> I <SEP> <U> Fe2O3 </U> <SEP> I <SEP> Als0s <SEP> I <SEP> CaCOs
<tb> A <SEP> Raw <SEP> <SEP> of <SEP> <B> 100 </B> <SEP> 16.24 <SEP> 1.88 <SEP> 6.48 <SEP> 69, 60 <SEP> 1.94
<tb> departure
<tb> Flotation <SEP> prepared B <SEP> toire <SEP> of <SEP> coal <SEP> 6.1 <SEP> 18.72 <SEP> 4.88 <SEP> 9.56 <SEP> 55, 46
<tb> Concentrate
<tb> blade <SEP> flotation <SEP> of the <SEP> sili C <SEP> cates <SEP> (purification) <SEP> 10.0 <SEP> 33,
28 <SEP> 2.35 <SEP> 17.59 <SEP> 36.69
<tb> Concentrate
<tb> 2nd <SEP> flotation <SEP> of the <SEP> sili D <SEP> cates <SEP> (purification) <SEP> 9.7 <SEP> 19.20 <SEP> 2.00 <SEP> 7, 76 <SEP> 65.28
<tb> Residues
<tb> lare <SEP> flotation <SEP> of <SEP> de E <SEP> magnification <SEP> 74.2 <SEP> 13.30 <SEP> 1.55 <SEP> 4.09 <SEP> 77, 47 <SEP> 2.39
<tb> Residues
<tb> Combined <SEP> residues <SEP> from
<tb> F <SEP> two <SEP> floats <SEP> of the <SEP> 83.9 <SEP> 13.98 <SEP> 1.60 <SEP> 4.52 <SEP> 76.2 <SEP> 2 , 28
<tb> silicates It can be seen from the table above that the final micaceous concentrates (C) which result from the treatment with the collecting agent, only constitute <B> 10% </B> of the total weight born at the line E.
In the concentrates of this first flotation which was used to de-grow the silicates, there are still significant quantities of lime. This is why these concentrates must themselves be subjected to a new separation flotation. The results (percentage and analysis) of the concentrates of this second purification flotation are given on line C, while at the same time the respective values found for the residues of this second purification flotation are indicated on line D.
The two residues from the silicate flotation operations were combined. These combined residues from the two flotations give a percentage and an analytical result which are carried to line F. of the starting raw materials. The concentrates from the preparatory coal flotation (B) involve weight loss, but it is negligible. In these concentrates from the coal flotation, the alumina content increased by about 3% compared to that of the raw materials which were originally used to feed the cells.
The fine quartz, of great value in the final mixture, was recovered mainly in the roughing residues (E), in which about 2 / g of the total silica consists of quartz; this was achieved with only a minimal amount of collecting agent.
In these de-magnification residues, the calcite content increased beyond the desired proportion for the power. As the residues of the purification flotation are in less quantity and since about half of the total silica is represented therein by quartz, the residues of de-magnification and purification were mixed to obtain the desired correction of the mineral matter. and arrive at a total recovery of <B> 83.9% </B> by weight.
It should be especially noted that the addition to the original mineral material of limestone with a high calcite content, in an amount large enough to increase the proportion of CaCO3 from 69.6 to <B> 76.2% </B> does not would not significantly modify the silicic modulus if it were too low; while reducing the amount of micaceous material increases the silicic modulus of the combined degreasing and purification residues to 2.28.
<I> Example 2: </I>
This example relates to the treatment of mineral materials, on an industrial scale, in a typical installation according to the model in fig. 1 of the drawing; the final product is intended for firing and grinding to obtain cement.
The raw rock 1 is ground in the soft tubular flax 2 until a pulp of desired fineness is obtained for feeding the cells; it is ground according to the closed circuit system which contains a Dorr tank separator 3, from where the (coarse) rejects 4 are returned to the mill 2 to be reduced to the desired fineness. This grinding circuit was adopted for economic reasons, in order to achieve the extreme fineness that must be given beforehand to the material which escapes from the hydroclasseur with the ascending current 5.
The mean value of the updraft flow rate was 154 kg of dry matter per hour. The material entrained by the ascending current 5 is thickened in a thick sisseur according to Dorr 6, to a content of between 18.5 and <B> 19% </B> of solids, with a view to feeding float cells.
This pulp is then packaged in 7 and treated in 8 in a 61 cm Fagergren float battery, the air supply of which remains permanently closed, in the presence of a carbon depressant, or, as is done. already said, an agent which lowers the surface tension and allows the sedimentation of this product. The action of the depressant results in making the carbonaceous material harmless during the flotation concentrations, although it remains in the pulp.
In this way, the weight losses which correspond to the preliminary concentration operation of Example 1 are avoided. The agent for reducing carbonic substances which is employed here is calcium lignosulphonate.
The quantity employed is 952 g per tonne of material used to feed the cells; this quantity is greater than would be necessary to sediment (precipitate) the good graphitic char; but this excess is used with the aim of also dissipating the flocculation which will occur naturally during the flotation operations which will follow. During conditioning in 7, a further 113 g of foaming agent F-1 and 200 g of No. 3 commercial heating oil are added to the pulp in this cell per tonne in addition to the dispersing agent.
The conditioned pulp, which flows continuously; is then subjected to a preliminary concentration or roughing in a series of five Fagergren flotation tanks of 45 cm, in which the volume of air introduced has been restricted for the reasons described above. The collecting reagent which is used for this concentration is the reagent C2, the positive ion of which is capable of reducing the surface tension.
This reagent is used in the form of an aqueous solution at 5 / 0o ', so that the dispersion among the pulp is rapid and complete in quite cold water; the reagent is added step by step into the flotation tanks used for conditioning and into each of the five roughing cells. The total amount needed to complete the de-magnification concentration is 208 g per tonne.
The concentrates 9 are then purified by flotation in scum at 10, without addition of reagent, in three Fagergren cells of 45 cm; the discharges 11 of these are returned in a continuous closed circuit, as mixed (pro
EMI0014.0004
<I> Analysis <SEP> (7o) </I>
<tb> / o <SEP> in <SEP> weight <SEP> SiO2 <SEP> Fez0s <SEP> AIv0s <SEP> CaCO3 <SEP> CO <U>. </U> <SEP> Module
<tb> <U> rmIg </U>
<tb> silicic
<tb> Power <SEP> for
<tb> cells <SEP> 100 <SEP> 15.30 <SEP> 1.84 <SEP> 5.59 <SEP> 71.26 <SEP> 4.47 <SEP> 2.06
<tb> Concentrates <SEP> 12 <SEP> 27.64 <SEP> 3.19 <SEP> 13.40 <SEP> 43.35 <SEP> 5.29 <SEP> 1.67
<tb> Residues <SEP> 88 <SEP> 13.60 <SEP> 1.60 <SEP> 4.40 <SEP> 75.13 <SEP> 4.37 <SEP> 2,
27 It can be seen from these analyzes that the total weight loss has decreased, thanks mainly to the effect of the calcium lignosulphonate which allows the sedimentation of carbonic matter and dissipates the natural flocculation. The composition and silicic modulus of the residues are satisfactory for the production of a very good quality cement which is suitable for general use.
Note that although there is some magnesian mica in this raw material, the magnesia has not increased in the residue and the final amount is even less than that of the feed material. As a slight modification of the process, the intermediates can be re-stirred to release more of the mica they contain, and then subjected to flotation again in the roughing circuit. intermediate products), to the conditioning cell 7. The concentrates 12 of the purification contain the part of mica to be removed and this part consequently constitutes the rejects 13 of this process.
The roughing residue 14 has a composition suitable for the production in general of a good cement as presently required; these residues are thickened to the normal density of a paste for the manufacture of cement, in a thickener according to Dorr 15; this dough is then baked in an oven 16 heated with oil.
Below are the main analyzes. It is particularly significant to note that these results were obtained at an average temperature of the pulp of 12.8 C. <I> Example 3: </I>
This example relates to the treatment of mineral matter which is subjected to the fractionation circuit according to FIG. 2 of the drawing. In this diagram, the raw rock 1 is ground in a coarse mill 2 and then fed to the bin separator 3.
The rejects which are eliminated from this separator have a composition such that it is not necessary to submit them to the fogging; on the other hand, these rejects must be ground to a greater fineness and this is done in a ball mill 16 in a closed circuit on a second separator with tank 17, from which the sorted products 18 are returned (the new one for finer grinding at ball mill 16, while the updraft, at the overflow 19 of the hydroclasseur, is driven by the stream of water in a thickening basin 20 (thickener), one, after having stayed there the time necessary, it is sent to the mixing basin 21, then to the oven 22.
The ascending current, at the overflow 5 of the first hydroclasseur 3, is brought directly to a thickener 6, then after prior conditioning 7 (for example in a dosing basin) of this product, it is subjected to a preliminary flotation (roughing) 8. The residues 14 from this operation pass through a thickener 15, then are brought to the mixing tank 21 of which we have already spoken and from there to the oven.
The concentrate from the roughing flotation is subjected to a purification flotation 10 from which the concentrates 11 are removed, while the residues 13 once again pass through the cycle of the flotation 8, 10.
This cycle of operations is useful when excessive quantities and free state are encountered in the fine fractions, the constituent (s) of the raw material, to a degree sufficient to make it practical to submit only these fractions only to scum flotation. If the quantity of mineral matter which is subjected to flotation is less than the total supply of these treated materials, it is possible to achieve a saving in the reagents consumed and in the batteries of flotation cells.
In fact, in the case of the materials of the preceding examples, the extreme fineness to which they must be reduced does not make the treatment of a small fraction more economical than the flotation of the entire supply of feed material, in the manner described in Example 2. However, the present example was given, although it is applied to the treatment of the same starting material as in Examples 1 and 2, so that the description of the various processes is complete. .
The grinding circuit is arranged such that the updraft of the hydro-classifier delivers 77.19.0 'of the total ground material, the fineness being approximately the same as that given above, <B> 98% < / B> passing through the US 325 sieve, having a vacuum of 44 microns between threads. The ascending stream 5 of the separator-tray 3 is used to feed the flotation cells and the sorted sands (the rejects) 4, the descending stream of this separator 3, represent the remaining 23% of the original weight of the raw material.
These sands are not subjected to flotation, but since the grains are fine enough to pass the 50 mesh US sieve, measuring 300 microns or 0.3 mm of void between wires, and that <B> there% </B> only are finer than the size measuring 44 microns of vacuum between wires, they are reduced to the fineness suitable for cement paste by a separate grinding in a closed circuit, then they are thickened, and finally they are mixed with the residues of float that will be described below.
As the mica has, as described above, the tendency to collect in the finer fractions, there is therefore an increase in the silicon modulus up to 2.2 in the coarser fraction. that is to say in the sands of rejection. However, the total calcite and silica content does not differ materially from that indicated by the original crude material, this is due to the fact that the quartz content increases in the coarse fractions.
The finer fractions are subjected to conditioning for the "depression" (lowering by sedimentation) of the charcoal and for the dispersion of the flocculation, then to froth flotation, with the same reagents as described in Example 2. The approximate total reagent consumption can be lowered in proportion to the relative weight of the materials processed.
The results of the flotation are slightly worse, having regard to the high proportion of mica in the feed products and since the same amount of neck reagents were used. The mixing of the flotation tailings and the ground reject sands leads to a raw material which must be corrected for its calcite content and which exhibits a silica modulus of 2.02 which is still satisfactory, although slightly weak.
It will be understood that the processes described in Examples 2 and 3 are continuous and that the aim pursued is to obtain a usual composition starting from a lower material which can still be used without the addition of cor rectives supplied from another source being necessary. However, it should be understood that the greater or lesser amount of residue can be varied during classification by changing the amount of collecting agents and, that complete correction or a different type of final cement can be obtained by addition of determined quantities of corrective measures deemed necessary.
In addition, the portion of the total materials treated, as described in Example 3, directly influences the final composition; this can also be modified by varying the quantities of the products which are mixed, by adding corrections thereto or by the two methods together. <I> Example </I>
This example illustrates an economical way of operating which can be adopted when the mineralogical and physical nature of the mineral material used in the manufacture of cement makes it possible to eliminate the finer fractions of the material before bringing it to the cells. flotation. The presence of loose necks, of particles behaving like colloids and of particles having an extremely low sedimentation rate in water seriously complicates the difficulties of making a flotation separation effective.
These difficulties can be attributed to the mineral grains having a colloidal coating, fine minerals have a pronounced tendency to naturally flocculate, and low sedimentation rate particles tend to get trapped in the scum. even when the collecting agent has not been able to coat their entire surface in a substantial manner.
The flotation of the relatively coarse fractions greatly reduces the consumption of collecting agent, although this reduction does not appear to have to be directly proportional to the reduction in the surface field. On the other hand, the reduction in the flotation time can represent a saving in equipment tanks for flotation.
In this example, the aim is to separate from the ground materials, the maximum of fine particles which can be mixed with the flotation residues coming from the coarse fractions, without altering the chemical composition which one wishes to have for the cooking.
The material used in this example is converted limestone, specified as being of the Conestoga Formation, but probably rather of the Jacksonbourg Formation. Its chemical composition is very similar to that of the material of Examples 1, 2 and 3, but it shows only traces of carbonic material, too small to influence the flotation in the scum.
A major mineralogical difference is that a significant proportion of magnesia is combined as phlogopite mica, although the most abundant silicate is sericite mica. The natural crystals here are much coarser, because the crushed rock presents mica schists on its deposit cleavage planes, half-layered covering sheets superimposed all along these bottom layers.
The ridges reveal, if we refer to the petrographic examination, relatively coarse crystals of calcite and quartz between these layers; but these crystals are much too fine to be broken by crushing or grinding.
A sample of this material was ground to a fineness such that 88% passed through a 79 mesh sieve (about 6000 meshes per cm ') and 72% through a 325 sieve, with 44 microns of void between meshes, so that At this degree of fineness, a sufficient proportion of free mica was found in the larger fractions for the desired correction to be possible.
The ground material is diluted to 15.7% solids, and 113 g of calcium lignosulphonate per tonne of solids is dispersed therein to reduce natural flocculation, so that the actual classification can be made. do so as to separate the finest silty sludge. In practice, in order to achieve a complete elimination of the flocculation, the necessary quantity of this agent can be reduced appreciably if it is added to the pulp at the same time as calcined soda in the proportion of 453 g of this soda. per tonne of solids.
EMI0017.0002
<I> Analysis <SEP> (<SEP>% <SEP>) </I>
<tb> o% <SEP> in <SEP> weight <SEP> <U> SiO2 </U> <SEP> FezOs <SEP> <B> A1203 </B> <SEP> CaCOs
<tb> Materials <SEP> serving <SEP> to
<tb> power supply <SEP> 100 <SEP> 15.12 <SEP> 1.98 <SEP> 5.78 <SEP> 70.59
<tb> Sludge <SEP> 38.0 <SEP> 11.30 <SEP> 1.68 <SEP> 5.95 <SEP> 74.50
<tb> Sands <SEP> 62.0 <SEP> 17.48 <SEP> 2.16 <SEP> 5.66 <SEP> 68.26 We see that the quantity of quartz increases in the sands.
The sands are subjected to flotation so that in particular alumina and total silica can be reduced; this is necessary so that the flotation residues joined to the untreated "fines" can give a satisfactory mixture as cement paste with the help, if necessary, of a very small quantity of very rich silica, which will serve as a correction for coal ash.
The pulp is diluted up to 20% of
EMI0017.0006
Product <SEP> o / o <SEP> in <SEP> weight <SEP> Analysis <SEP> in <SEP> / o
<tb> <U> SiO2 </U> <SEP> I <SEP> Fe20s <SEP> I <SEP> AlaOs <SEP> I <SEP> <B> CaC03 </B>
<tb> Power <SEP> from <SEP> the
<tb> flotation <SEP> 100.0 <SEP> 17.48 <SEP> 2.16 <SEP> 5.66 <SEP> 68.26
<tb> Concentrates <SEP> of <SEP> of magnification <SEP> 16.5 <SEP> 53.00 <SEP> 2.79 <SEP> 19.58 <SEP> 12.72
<tb> Residues <SEP> of <SEP> coarse sissage <SEP> 83.5 <SEP> 11.71 <SEP> 2.10 <SEP> 3.02 <SEP> 78.75
<tb> / o <SEP> of the total <SEP>
<tb> of <SEP> materials
<tb> from <SEP> departure
<tb> Residues <SEP> + <SEP> sludge <SEP> 89.77 <SEP> 11.54 <SEP> 1.93 <SEP> 4.25 <SEP> 76.8 After the dispersion is carried out, the pulp can undergo hydroclassification for the separation of fine silt (sludge)
with coarse fractions; the latter will be referred to below as "sands", the separation of the particles according to their size is carried out in the size of 20 microns. The results of the classification are as follows:
dry solids, then subjected to froth flotation with: 22.6 g of reagent C-2, the positive ion of which modifies the surface tension; this reagent is used in dilute aqueous solution and with 12.25 g of the foaming agent F-1; these quantities are counted per tonnes of material used to feed the flotation. The roughing flotation is completed in 3 minutes. The temperature of the pulp is 21 C and its alkalinity is normal; i.e. p $ 7.6.
The results of the flotation are as follows: It should be noted especially that in the material which feeds the flotation, there is 5.66% alumina and that about 567o of this alumina is concentrated in the roughening concentrates which represent them- same <B> 1670 </B> only the weight of the material used to feed the flotation.
The combination of untreated sludge with; the roughing residue provides a total weight to be recovered of about <B> 90% </B> of the original materials and it will be appreciated that the addition of 1 or 2% of very pure silica may bring about a final correction of 'a more economical way than if it was necessary to operate by complicated separations.
These results can be modified either by varying the size limits of the particles in the original classification, or by subjecting the concentrates to a purification float, or by subjecting both the sludge to a scum flotation.