La présente invention concerne un procédé d'enrichissement et de désilication de la bauxite. Le concentré obtenu par ce procédé peut être utilisé pour la production d'alumine.

Dans les applications industrielles de la bauxite, il est souvent nécessaire que le rapport alumine/silice (A/S) de la bauxite atteigne une certaine valeur. En particulier dans la production d’alumine, le procédé Bayer, qui est efficace, peu coûteux et simple sur le plan technologique, nécessite généralement un rapport A/S supérieur à 10. La grande majorité des bauxites de type diaspore présente un rapport A/S inférieur à 10, ce qui limite leur utilisation industrielle rentable et raisonnable. La désilication, qui permet d’augmenter le rapport A/S de la bauxite, est la clé pour résoudre ce problème. Il existe de nombreuses méthodes de désilication de la bauxite de type diaspore, et la technologie de désilication par flottation est l’une des méthodes les plus rentables.

À l'heure actuelle, dans le procédé de flottation de la bauxite de type diaspore, il existe deux approches pour éliminer les minéraux siliceux. La première consiste en une flottation en circuit fermé, dans laquelle les résidus de flottation sont rejetés en tant que résidus finaux ; la seconde implique que les minéraux siliceux doivent être broyés finement puis déslimés avant d'être rejetés. À titre d’exemple, voici deux méthodes typiques de flottation à mousse de la bauxite : la première consiste à broyer finement la bauxite puis à la soumettre à la flottation, ce qui permet d’obtenir un concentré après les étapes de flottation primaire et de nettoyage ; les résidus de nettoyage sont réintroduits dans le circuit, tandis que les résidus de la flottation primaire constituent les résidus de flottation ; ou bien, après épuration des résidus de la flottation primaire, les résidus d’épuration deviennent les résidus de flottation, qui sont éliminés en tant que résidus finaux ; l’autre consiste à broyer finement la bauxite puis à la soumettre à la flottation, ce qui permet d’obtenir un concentré après un premier passage et un nettoyage, les résidus de nettoyage étant réintroduits dans le circuit, et après épuration des résidus du premier passage, les résidus de lavage deviennent des résidus de flottation, qui (également appelés « middlings ») sont classés, la fraction fine étant rejetée sous forme de résidus finaux et la fraction grossière renvoyée au broyeur pour un nouveau broyage.

La plupart des minéraux de gangue siliceux présents dans la bauxite présentent une faible dureté et se transforment facilement en boue lors du concassage et du broyage. La répartition des minéraux siliceux dans la matière première montre une polarisation entre les fractions grossières et fines. Si les minéraux siliceux sont relativement enrichis dans la fraction fine, une partie se présente également sous forme de particules grossières libérées et d’intercroissements riches de celles-ci. Dans la flottation de la bauxite, le rendement en écume est important et le gradient de concentration dans les cellules de flottation est élevé. Par conséquent, la boue est facilement entraînée dans la mousse. La fraction fine des résidus de nettoyage est principalement constituée de gangue, tandis que les minéraux grossiers siliceux et leurs intercroissances riches restent généralement dans les cellules de dégrossissage et de purification, pour finir par rejoindre les résidus de flottation. Dans le procédé décrit ci-dessus, le retour des résidus de nettoyage dans le circuit réintroduit non seulement de la gangue siliceuse fine, mais apporte également une grande quantité d’eau, ce qui entraîne une baisse significative des concentrations dans les cellules de dégrossissage et de purification. La gangue siliceuse fine perturbe la flottation, la sélectivité de la séparation aluminium-silicium se détériore et la récupération des minéraux précieux à gros grains est médiocre. En conséquence, la capacité de production de l’opération de flottation est réduite, la consommation de réactifs de flottation augmente, le concentré devient trop fin ou les résidus deviennent trop fins, et/ou les indices de flottation se détériorent. Si les résidus de flottation (ou les intermédiaires) sont classés, la fraction fine étant rejetée sous forme de résidus finaux et la fraction grossière renvoyée pour un nouveau broyage, cela entraîne également un surbroyage des minéraux siliceux grossiers, ce qui rend les résidus encore plus fins.

La présente invention a pour objet de remédier aux problèmes liés aux caractéristiques des produits concassés et broyés de la bauxite ainsi qu’aux caractéristiques de la flottation de la bauxite, et de pallier les insuffisances de l’état de la technique dans le procédé de flottation de la bauxite, qui ne permet pas d’éliminer de manière rapide et efficace la boue dominée par des minéraux siliceux, les minéraux siliceux grossiers et leurs intercroissements riches, ni de récupérer la diaspore grossière et ses intercroissements. La concentration de flottation ne peut être garantie, ce qui se traduit par une faible capacité de production par flottation, une consommation d’énergie élevée pour le broyage, une détérioration du procédé de flottation, un effet de désilication insuffisant, un concentré fin ou des résidus excessivement fins, ainsi que des difficultés à stabiliser le procédé de production. La présente invention propose un nouveau procédé de désilication pour l’enrichissement de la bauxite, capable d’éliminer de manière rapide et efficace la gangue siliceuse à grains grossiers et fins, de récupérer les minéraux précieux à grains grossiers, d’assurer la concentration nécessaire au fonctionnement de la flottation, d’améliorer la capacité de production par flottation et d’offrir des schémas de produits flexibles.

La présente invention est mise en œuvre grâce aux solutions techniques suivantes.

La présente invention consiste à broyer finement le minerai et à ajouter des réactifs de flottation en vue de la flottation. Lorsque la finesse de broyage est de -0,074 mm, ce qui correspond à la gamme 38%–95%, des réactifs de flottation sont ajoutés pour la flottation. Le procédé de flottation comprend une ou plusieurs étapes de dégrossissage, une ou plusieurs étapes de nettoyage, zéro ou une ou plusieurs étapes de lavage, permettant d’obtenir un concentré de bauxite par flottation, des résidus de nettoyage et des résidus de flottation (résidus de dégrossissage ou résidus de lavage). Les résidus 2 sont ensuite séparés des résidus de lavage et combinés aux résidus de flottation pour former les résidus finaux.

Le traitement des résidus de nettoyage issus de la flottation consiste à les classer et/ou à les cribler, la fraction fine constituant les « résidus 2 » et la fraction grossière étant mélangée au concentré de flottation pour former le concentré final.

Le traitement des résidus de nettoyage issus de la flottation consiste à les classer et/ou à les cribler, la fraction fine constituant les « résidus 2 », tandis que la fraction grossière est renvoyée vers l'opération de flottation ou de broyage.

Le traitement des résidus de nettoyage issus de la flottation consiste à les soumettre à une séparation par gravité ; les résidus de gravité correspondent aux « résidus 2 », tandis que le concentré de gravité est combiné au concentré de flottation pour former le concentré final.

Le traitement des résidus de nettoyage issus de la flottation consiste à les soumettre à une séparation par gravité ; les résidus de gravité correspondent aux « résidus 2 », tandis que le concentré de gravité est renvoyé vers l'opération de flottation ou de broyage.

Les principaux minéraux riches en aluminium présents dans la bauxite, tels que la diaspore, et les principaux minéraux siliceux, tels que la kaolinite, l'illite et la pyrophyllite, présentent des duretés très différentes. Leurs duretés selon l'échelle de Mohs sont les suivantes : diaspore 6–7, kaolinite 1–3, illite 1–2 et pyrophyllite 1–2. Par conséquent, les minéraux riches en aluminium tels que la diaspore sont relativement difficiles à concasser et à broyer, ce qui fait que l’Al₂O₃ est relativement plus concentré dans les fractions grossières du produit de broyage. Les minéraux siliceux tels que la kaolinite, l’illite et la pyrophyllite se broient facilement, ce qui explique que le SiO₂ soit relativement plus concentré dans les fractions fines du produit de broyage. Dans le procédé de flottation de la bauxite, en raison de la forte teneur en minéraux précieux et du rendement élevé en écume, les minéraux fins siliceux sont inévitablement entraînés dans l’écume. Lors du nettoyage de la mousse, les minéraux fins siliceux sont éliminés et restent dans la cellule, tandis que la diaspore grossière et ses intercroissances sont plus susceptibles de retomber dans la cellule. En conséquence, les résidus de nettoyage présentent une faible concentration et une distribution granulométrique polarisée entre les fractions grossières et fines, la fraction fine ayant une teneur élevée en silicium et la fraction grossière une teneur en aluminium relativement plus élevée. En procédant à un tri, un criblage ou une séparation par gravité supplémentaires des résidus de nettoyage, la fraction fine séparée peut être utilisée comme résidu final, et la fraction grossière peut être combinée avec le concentré de flottation pour former le concentré final ou être retraité, en fonction des exigences de production réelles pour le produit concentré. Cette élimination rapide de la boue de désilication et cette déshydratation permettent non seulement d’éviter que la boue ne détériore le processus de flottation, mais aussi d’assurer la concentration du flux de flottation, de garantir la récupération des minéraux précieux à gros grains, d’améliorer la capacité de production des équipements de flottation et d’offrir des schémas de production flexibles. Les minéraux siliceux grossiers présents dans le matériau d’alimentation restent dans les résidus de flottation et sont directement rejetés sous forme de résidus finaux, ce qui évite leur broyage excessif et garantit une granulométrie plus grossière des résidus. Par conséquent, la finesse de broyage peut être encore augmentée.

La présente invention permet de réduire le volume de pulpe du processus de flottation (à l'exclusion de la dernière étape de nettoyage) de 30% à 50%, d'augmenter la capacité de traitement du processus de flottation de 30% à 50%, augmente la granulométrie du concentré et des résidus, réduit la proportion de particules inférieures à 0,074 mm dans le concentré de 3% à 30%, et réduit la proportion de particules inférieures à 0,074 mm dans les résidus de 5% à 27%. Le schéma de production peut être modifié de manière flexible en fonction des différentes exigences relatives au concentré. Par rapport à la technologie de flottation à mousse existante, la sélectivité de la séparation aluminium-silicium est plus élevée, le processus de production est plus facile à stabiliser et les avantages économiques sont significatifs.

La présente invention est décrite plus en détail ci-après à l'aide d'exemples de réalisation.

Exemple 1 : Matière première : échantillon de minerai composite provenant d'une zone d'exploitation de bauxite dans le Shanxi, dont la composition chimique principale est la suivante (%) :

Tableau 1 : Résultats de l'enrichissement et de la désilication

On utilise, comme agents collecteurs, un ou plusieurs des composants suivants : savon de paraffine oxydé, tall oil, acides gras et leurs savons et dérivés, etc. On utilise, comme régulateurs pour la flottation par moussage, un ou plusieurs des composants suivants : carbonate de sodium, hydroxyde de sodium, polyphosphates, silicate de sodium, petites molécules organiques, etc.

Le schéma de traitement est le suivant : finesse de broyage de -0,074 mm représentant 75%, une étape de dégrossissage, trois étapes de nettoyage pour produire un concentré de flottation, des résidus de flottation et des résidus de nettoyage. Les résidus de nettoyage sont classés par criblage à 0,074 mm. La fraction fine est directement mélangée aux résidus de flottation pour former les résidus finaux, tandis que la fraction grossière est mélangée au concentré de flottation. Divers produits de concentré peuvent être obtenus en fonction des exigences relatives au produit de concentré. Les résultats de la désilication par enrichissement sont présentés dans le tableau 1.

Exemple 2 : Les autres conditions sont identiques à celles de l'exemple 1. Le schéma de traitement est le suivant : finesse de broyage de -0,074 mm correspondant à 75%, deux étapes de dégrossissage, trois étapes de nettoyage pour produire un concentré de flottation, des résidus de flottation et des résidus de nettoyage. Les résidus de nettoyage sont classés par sédimentation. La fraction fine est mélangée directement aux résidus de flottation pour former les résidus finaux, tandis que la fraction grossière est mélangée au concentré de flottation pour former le concentré final.

Résultats de l'enrichissement par désilication : rendement en concentré 78,021 TP3T, rapport A/S de 10,05, taux de récupération d'Al₂O₃ de 86,351 TP3T. Concentré -0,074 mm : 73,41 TP3T ; résidus -0,074 mm : 80,71 TP3T. Volume de pulpe des résidus 2, exprimé en % de pulpe de résidus de nettoyage : 93%, rapport A/S des résidus 2 : 0,99.

Exemple 3 : Les autres conditions sont identiques à celles de l'exemple 1. Le schéma de traitement est le suivant : finesse de broyage de -0,074 mm correspondant à 85%, deux étapes de dégrossissage, trois étapes de nettoyage pour produire un concentré de flottation, des résidus de flottation et des résidus de nettoyage. Les résidus de nettoyage sont classés par sédimentation. La fraction fine est mélangée directement aux résidus de flottation pour former les résidus finaux, tandis que la fraction grossière est mélangée au concentré de flottation pour former le concentré final.

Résultats de la désilication : rendement en concentré 76,13%, rapport A/S du concentré 11,32, taux de récupération d'Al₂O₃ 85,68%. Concentré -0,074 mm : 831 TP3T ; résidus -0,074 mm : 911 TP3T. Volume de pulpe des résidus 2, exprimé en % de pulpe de résidus de nettoyage : 90%, rapport A/S des résidus 2 : 0,99.

Exemple 4 : Les autres conditions sont identiques à celles de l'exemple 1. Le schéma de traitement est le suivant : finesse de broyage de -0,074 mm pour le 65%, deux étapes de dégrossissage, trois étapes de nettoyage, une étape de purification pour produire un concentré de flottation, des résidus de flottation et des résidus de nettoyage. Les résidus de nettoyage sont classés pour produire une fraction fine et une fraction grossière. La fraction fine est directement mélangée aux résidus de flottation pour former les résidus finaux, tandis que la fraction grossière est renvoyée vers le circuit de broyage.

Résultats de la désilication : rapport A/S du concentré de 11,21, taux de récupération d'Al₂O₃ de 85,38%. Concentré -0,074 mm : 75%, résidus -0,074 mm : 82%. Volume de pulpe des résidus 2, exprimé en 1 TP3T de pulpe de résidus de nettoyage : 931 TP3T ; rapport A/S des résidus 2 : 1,01.

Exemple 5 : Les autres conditions sont identiques à celles de l'exemple 1. Le schéma de traitement est le suivant : finesse de broyage de -0,074 mm correspondant à 75%, une étape de dégrossissage, deux étapes de nettoyage, une étape de lavage pour produire un concentré de flottation, des résidus de flottation et des résidus de nettoyage. Les résidus de nettoyage sont classés. La fraction fine est mélangée directement aux résidus de flottation pour former les résidus finaux, tandis que la fraction grossière est renvoyée vers le circuit de flottation.

Résultats de la désilication : rapport A/S du concentré 11,08, taux de récupération d'Al₂O₃ 85,31%, concentré -0,074 mm 73%, résidus -0,074 mm 80%. Volume de la pulpe des résidus 2, exprimé en 1 TP3T de pulpe de résidus de nettoyage : 921 TP3T ; rapport A/S des résidus 2 : 1,01.

Exemple 6 : Matière première : échantillon de minerai composite provenant d'une zone d'exploitation de bauxite dans le Henan, dont la composition chimique principale est la suivante (%) :

Les autres conditions sont identiques à celles de l’exemple 1. Le schéma de traitement est le suivant : finesse de broyage de -0,074 mm correspondant à 68%, deux étapes de dégrossissage, trois étapes de nettoyage, une étape de purification pour produire un concentré de flottation, des résidus de flottation et des résidus de nettoyage. Les résidus de nettoyage sont classés. La fraction fine séparée est mélangée directement aux résidus de flottation pour former les résidus finaux, tandis que la fraction grossière séparée est mélangée au concentré de flottation pour former le concentré final.

Résultats de la désilication : rendement en concentré 81,391 TP3T, rapport A/S de 11,85, taux de récupération d’Al₂O₃ de 90,631 TP3T, concentré de -0,074 mm : 63,81 TP3T, résidus de -0,074 mm : 86,41 TP3T. Volume de la pulpe des résidus 2, exprimé en 1 TP3T de pulpe de résidus de nettoyage : 931 TP3T, rapport A/S des résidus 2 : 1,2.

Exemple 7 : Les autres conditions sont identiques à celles de l'exemple 6. Le schéma de traitement est le suivant : finesse de broyage de -0,074 mm correspondant à 58%, deux étapes de dégrossissage, trois étapes de nettoyage, une étape de purification pour produire un concentré de flottation, des résidus de flottation et des résidus de nettoyage. Les résidus de nettoyage sont classés. La fraction fine est mélangée directement aux résidus de flottation pour former des résidus, tandis que la fraction grossière est renvoyée vers le circuit de broyage.

Résultats de la désilication : rendement en concentré 80,281 TP3T, rapport A/S de 12,17, récupération d'Al₂O₃ de 90,141 TP3T, concentré de -0,074 mm à 65,51 TP3T, résidus de -0,074 mm à 82,31 TP3T. Volume de la pulpe des résidus 2, exprimé en 1 TP3T de pulpe de résidus de nettoyage : 951 TP3T, rapport A/S des résidus 2 : 1,06.

Exemple 8 : Les autres conditions sont identiques à celles de l'exemple 6. Le schéma de traitement est le suivant : finesse de broyage de -0,074 mm correspondant à la fraction 38%, deux étapes de dégrossissage, deux étapes de nettoyage pour produire un concentré de flottation, des résidus de nettoyage et des résidus de dégrossissage. Les résidus de nettoyage sont classés. La fraction fine obtenue est directement utilisée comme résidu, tandis que la fraction grossière est combinée aux résidus de dégrossissage en vue d’un rebroyage et d’une nouvelle flottation.

Résultats de la désilication : rendement en concentré 80,361 TP3T, rapport A/S de 12,43, taux de récupération d’Al₂O₃ de 90,571 TP3T, concentré de -0,074 mm à 60,11 TP3T, résidus de -0,074 mm à 89,81 TP3T. Volume de la pulpe des résidus 2, exprimé en % de pulpe de résidus de nettoyage : 93%, rapport A/S des résidus 2 : 1,03.

Exemple 9 : Les autres conditions sont identiques à celles de l'exemple 6. Le schéma de traitement est le suivant : finesse de broyage de -0,074 mm correspondant à la fraction 95%, deux étapes de dégrossissage, deux étapes de nettoyage, une étape de purification pour produire un concentré de flottation, des résidus de flottation et des résidus de nettoyage. Les résidus de nettoyage sont séparés à l’aide d’un cône de déslimage. La fraction fine est combinée directement avec les résidus de flottation pour former les résidus finaux, tandis que la fraction grossière est renvoyée vers l’étape de dégrossissage.

Résultats de l'enrichissement par désilication : rendement en concentré 81,61%, rapport A/S 11,02 ; récupération d'Al₂O₃ : 88,471 TP3T ; concentré -0,074 mm : 92,51 TP3T ; résidus -0,074 mm : 95,31 TP3T. Volume de pulpe des résidus 2, exprimé en 1 TP3T de pulpe de résidus de nettoyage : 501 TP3T, rapport A/S des résidus 2 : 1,37.

Exemple 10 : Les autres conditions sont identiques à celles de l'exemple 6. Le schéma de traitement est le suivant : finesse de broyage de -0,074 mm correspondant à 58%, deux étapes de dégrossissage, deux étapes de nettoyage, une étape de purification pour produire un concentré de flottation, des résidus de flottation et des résidus de nettoyage. Les résidus de nettoyage sont séparés à l'aide d'une table vibrante. Les résidus de la table vibrante sont directement mélangés aux résidus de flottation pour former les résidus finaux, tandis que le concentré de la table vibrante est renvoyé vers le broyage.

Résultats de la désilication : rapport A/S du concentré : 11,78 ; taux de récupération d'Al₂O₃ : 90,391 TP3T ; concentré -0,074 mm : 59,41 TP3T ; résidus -0,074 mm : 89,71 TP3T. Volume de pulpe des résidus 2, exprimé en 1 TP3T de pulpe de résidus de nettoyage : 901 TP3T ; rapport A/S des résidus 2 : 1,1.

Exemple 11 : Les autres conditions sont identiques à celles de l'exemple 6. Le schéma de traitement est le suivant : finesse de broyage de -0,074 mm correspondant à la nuance 68%, deux étapes de dégrossissage, trois étapes de nettoyage, une étape de purification pour produire un concentré de flottation, des résidus de flottation et des résidus de nettoyage. Les résidus de nettoyage sont séparés à l'aide d'une table vibrante. Les résidus de la table vibrante sont directement mélangés aux résidus de flottation pour former les résidus finaux, tandis que le concentré de la table vibrante est mélangé au concentré de flottation pour former le concentré final.

Résultats de la désilication : rendement en concentré 81,331 TP3T, rapport A/S de 11,56, taux de récupération d’Al₂O₃ de 90,251 TP3T, concentré de -0,074 mm : 63,21 TP3T, résidus de -0,074 mm : 88,911 TP3T. Volume de la pulpe des résidus 2, exprimé en 1 TP3T de pulpe de résidus de nettoyage : 881 TP3T, rapport A/S des résidus 2 : 1,1.

Exemple 12 : Les autres conditions sont identiques à celles de l'exemple 6. Le schéma de traitement est le suivant : finesse de broyage de -0,074 mm correspondant à la nuance 68%, une étape de dégrossissage, trois étapes de nettoyage, une étape de purification pour produire un concentré de flottation, des résidus de flottation et des résidus de nettoyage. Les résidus de nettoyage sont séparés à l’aide d’une centrifugeuse. Les résidus de centrifugation sont directement mélangés aux résidus de flottation pour former les résidus finaux, et le concentré de centrifugation est mélangé au concentré de flottation pour former le concentré final.

Résultats de la désilication : rendement en concentré 81,071 TP3T, rapport A/S de 11,73, récupération d’Al₂O₃ de 90,881 TP3T, concentré de -0,074 mm à 64,11 TP3T, résidus de -0,074 mm à 84,71 TP3T. Volume de la pulpe des résidus 2, exprimé en 1 TP3T de pulpe de résidus de nettoyage : 881 TP3T, rapport A/S des résidus 2 : 1,2.

Exemple 13 : Les autres conditions sont identiques à celles de l'exemple 6. Le schéma de traitement est le suivant : finesse de broyage de -0,074 mm correspondant à la nuance 68%, une étape de dégrossissage, trois étapes de nettoyage, une étape de purification pour produire un concentré de flottation, des résidus de flottation et des résidus de nettoyage. Les résidus de nettoyage sont séparés à l'aide d'une goulotte hélicoïdale. Les résidus de la goulotte hélicoïdale sont directement mélangés aux résidus de flottation pour former les résidus finaux, tandis que le concentré de la goulotte hélicoïdale est mélangé au concentré de flottation pour former le concentré final.

Résultats de l'enrichissement par désilication : rendement en concentré 82,31 TP3T, rapport A/S de 11,25, récupération d’Al₂O₃ de 91,111 TP3T, concentré de -0,074 mm à 64,61 TP3T, résidus de -0,074 mm à 83,81 TP3T. Volume de la pulpe des résidus 2, exprimé en % de pulpe de résidus de nettoyage : 88%, rapport A/S des résidus 2 : 1,06.