Role of ferric ions in bioleaching of uranium from low tenor Indian ore

Abstract

The role of biogenic ferric ions in leaching of uranium by Acidithiobacillus ferrooxidans from a low grade ore of Turamdih mines, India, has been investigated. Using the enriched culture of bacterial isolate containing mainly A. ferrooxidans from the source mine water, biorecovery of 98% uranium at 20% (w/v) pulp density, pH 1·7 and 35°C temperature using <76 μm particles in 40 days was obtained. The effect of temperature on bioleaching of uranium showed higher recovery at 35°C. The uranium dissolution was facilitated by iron(III) available in the leach liquor because of bacterial oxidation of pyrite and chemical dissolution of magnetite present in the ore under acidic conditions. The biogenically generated Fe(III) ions enhanced uranium dissolution from the uraninite ore. The bioleaching of uranium appeared to follow a chemical control kinetic model with the reaction of lixiviant, Fe(III) and acid on the surface of the solid in the temperature range 25–35°C. Phase identification by XRD and the study of surface morphology of the ore and the residue by SEM study corroborated the above mechanism of uranium leaching.

On a étudié le rôle des ions ferriques biogènes dans la lixiviation de l’uranium par A. ferrooxidans d’un minerai pauvre des mines de Turamdih, en Inde. En utilisant la culture enrichie d’isolat bactérien contenant principalement Acidithiobacillus ferrooxidans de l’eau de source de la mine, on a obtenu une biorécupération de 98% d’uranium à 20% de densité de la pulpe (poids/vol), avec un pH de 1·7 et une température de 35°C, en utilisant des particules de <76 μm, en 40 jours. L’effet de la température sur la biolixiviation de l’uranium montrait une récupération plus élevée à 35°C. La dissolution de l’uranium était facilitée par le fer(III), disponible dans la liqueur de lixiviat grâce à l’oxydation bactérienne de la pyrite et à la dissolution chimique de la magnétite présentes dans le minerai en conditions acides. Les ions Fe(III) engendrés biogéniquement augmentaient la dissolution de l’uranium du minerai d’uraninite. La biolixiviation de l’uranium semblait suivre un modèle cinétique à contrôle chimique avec la réaction du lixiviant – Fe(III) et de l’acide à la surface du solide dans la gamme de température de 25 à 35°C. L’identification de phase par XRD et l’étude de la morphologie de la surface du minerai et du résidu par étude au SEM corroboraient le mécanisme ci-dessus de lixiviation de l’uranium.     

Bioleaching of apatite rich low grade Indian uranium ore

Abstract

Uranium ore from Narwapahar Mines, UCIL contains 0·047% U₃O₈ with some refractory minerals and high apatite (5%) results in a maximum 78% recovery through conventional processing at UCIL, with a fairly high consumption of sulphuric acid and pyrolusite, and loss of uranium as uranium phosphate. To avoid usage of non-ecofriendly oxidants, obviate the influence of phosphate and improve the overall process output of uranium, an alternate extraction technology using microbial isolate(s) is elucidated in this study. A. ferrooxidans isolated from Narwapahar mine water was used in bioleaching of uranium from this apatite rich low grade uraninite ore. Optimum uranium biorecovery of 96% is achieved at 10% pulp density (w/v), pH 1·7 and 35°C in 40 days with the fine particles of <45 μm size. Under the optimum condition at pH 1·7, rise in redox potential is recorded to be 594–708 mV in 40 days. Bioleaching of uranium seems to follow the indirect mechanism of leaching with the involvement of Fe(III) biogenically generated by Acidithiobacillus ferrooxidans (A. ferrooxidans). Uranium recovery was also examined using another mesophilic isolate of Leptospirillum ferrooxidans (L. ferrooxidans) which showed 98% uranium leaching at 40°C, which shows the possibility of improving the kinetics of the process. The high R² values in the temperature range (298–308 K) indicated uranium dissolution by the chemical reaction occurring at the ore surface with Fe(III) generated biogenically, with E_a value of 28·3 kJ mol^?1. The mechanism of uranium bioleaching is also elucidated with X-ray diffraction phase identification of the leach residues with time, followed by observing the surface morphology through SEM at varying temperatures.

Le minerai d’uranium des Mines de Narwapahar, d’UCIL, contient 0·047% d’U₃O₈ avec quelques minéraux réfractaires et une teneur élevée en apatite (5%). On note une récupération maximale de 78% par traitement conventionnel à UCIL, avec une consommation relativement élevée d’acide sulfurique et de pyrolusite, ainsi qu’une perte d’uranium sous forme de phosphate d’uranium. Afin d’éviter l’utilisation d’agents oxydants non écologiques, de prévenir l’influence du phosphate, et d’améliorer la production globale d’uranium du procédé, dans cette étude on examine une autre technologie d’extraction utilisant un (des) isolat(s) microbien(s). On a utilisé A. ferrooxidans, isolée de l’eau de mine de Narwapahar, pour la biolixiviation de l’uranium de ce minerai pauvre en uraninite et riche en apatite. La bio récupération optimale de l’uranium de 96% est obtenue à 10% PD (poids/volume) au pH de 1·7 et à 35°C en 40 jours avec les particules fines d’une taille <45 μm. Sous la condition optimale d’un pH de 1·7, on a enregistré l’augmentation du potentiel rédox à 594–708 mV en 40 jours. La biolixiviation de l’uranium semble suivre le mécanisme indirect de lixiviation avec l’implication de Fe(III) engendré bio génétiquement par A. ferrooxidans. On a également examiné la récupération de l’uranium en utilisant un autre isolat mésophile de L. ferrooxidans, qui a montré une lixiviation de 98% de l’uranium à 40°C, ce qui montre la possibilité d’améliorer la cinétique du procédé. Les valeurs élevées de R² dans la gamme de température (298–308 K) indiquaient que la dissolution de l’uranium par réaction chimique se produisait à la surface du minerai avec Fe(III) engendré bio génétiquement, à une valeur de Ea de 28·3 kJ mol^?1. Le mécanisme de biolixiviation de l’uranium est également examiné avec l’identification de phase par XRD des résidus de lixiviat en fonction du temps, suivi par l’observation de la morphologie de la surface au moyen du SEM, à des températures variées.     

Austenite particle coarsening and delta-ferrite grain growth in model Fe–Al alloy

Abstract

The grain growth kinetics of delta-ferrite was investigated in a model Fe–Al alloy in which a small volume fraction of austenite particles is used to control grain growth. The specimens were heated to different temperatures in the two phase (delta-ferrite+austenite) region and held for times between 5 min and 288 h followed by water quenching. The coarsening kinetics of the austenite particles could be described both in terms of bulk (t^1/3) and grain boundary (t^1/4) diffusion. The growth of the delta-ferrite grains was dominated by the pinning effect of the austenite particles. When the particle pinning pressure was much larger than the driving force for grain growth, the growth of delta-ferrite grains was completely pinned. Under conditions in which the particle pinning force and the driving force for grain growth were comparable, ferrite grain growth occurred at a rate which is proportional to the rate of coarsening of the austenite particles. When the particle pinning force is smaller than the driving force, grain growth occurs at a rate which is lower than that expected without pinning.

On a examiné la cinétique de croissance de grain de ferrite delta dans un alliage modèle de Fe-Al dans lequel une petite fraction volumique de particules d’austénite est utilisée pour contrôler la croissance de grain. On a chauffé les échantillons à différentes températures dans la région à deux phases (ferrite delta + austénite) et on les a maintenus pour des durées allant de 5 minutes à 288 heures, puis on les a trempés à l’eau. On pourrait décrire la cinétique de grossissement des particules d’austénite tant en fonction de la diffusion volumique (t^1/3) que de la diffusion aux joints de grain (t^1/4). La croissance des grains de ferrite delta était dominée par l’effet d’épinglage des particules d’austénite. Lorsque la pression d’épinglage de particule était beaucoup plus grande que la force motrice pour la croissance de grain, la croissance des grains de ferrite delta était entièrement épinglée. Dans les conditions où la force d’épinglage de particule et la force motrice pour la croissance de grain étaient comparables, la croissance de grain de ferrite se produisait à une vitesse proportionnelle à la vitesse de grossissement des particules d’austénite. Lorsque la force d’épinglage de particule était plus petite que la force motrice, la croissance de grain se produisait à une vitesse plus faible que la vitesse sans épinglage.     

Hematite formation from jarosite type compounds by hydrothermal conversion

Abstract

The hydrothermal conversion of K jarosite, Pb jarosite, Na jarosite, Na–Ag jarosite, AsO₄ containing Na jarosite and in situ formed K jarosite and Na jarosite to hematite was investigated. Potassium jarosite is the most stable jarosite species. Its conversion to hematite in the absence of Fe₂O₃ seed occurred only partially after 5 h reaction at >240°C. In the presence of Fe₂O₃ seed, the conversion to hematite was nearly complete within 2 h at 225°C and was complete at 240°C. The rate of K jarosite precipitation, in situ at 225°C in the presence of 50 g L^?1 Fe₂O₃ seed, is faster than its rate of hydrothermal conversion to hematite. In contrast, complete conversion of either Pb jarosite or Na–Pb jarosite to hematite and insoluble PbSO₄ occurs within 0·75 h at 225°C in the presence of 20 g L^?1 Fe₂O₃ seed. Dissolved Fe(SO₄)_1·5 either inhibits the conversion of Pb jarosite or forms Pb jarosite from any PbSO₄ generated. The hydrothermal conversion of Na–Ag jarosite to hematite was complete within 0·75 h at 225°C in the presence of 20 g L^?1 Fe₂O₃ seed. The Ag dissolved during hydrothermal conversion and reported to the final solution. However, the presence of sulphur or sulphide minerals caused the reprecipitation of the dissolved Ag. The conversion of AsO₄ containing Na jarosite at 225°C in the presence of 20 g L^?1 Fe₂O₃ seed was complete within 2 h, for H₂SO₄ concentrations <0·4M. Increasing AsO₄ contents in the Na jarosite resulted in a linear increase in the AsO₄ content of the hematite, and ～95% of the AsO₄ remained in the conversion product. Increasing temperatures and Fe₂O₃ seed additions significantly promote the hydrothermal conversion of in situ formed Na jarosite at 200–240°C. However, the conversion of previously synthesised Na jarosite seems to proceed to a greater degree than that of in situ formed Na jarosite.

On a examiné la conversion hydrothermale en hématite de la jarosite de K, de la jarosite de Pb, de la jarosite de Na, de la jarosite de Na-Ag, de la jarosite de Na contenant de l’AsO₄, et de la jarosite de K et de la jarosite de Na qui sont formées in situ. La jarosite de potassium est la plus stable des espèces de jarosite. Sa conversion en hématite ne se produisait que partiellement après 5 h de réaction à >240°C en l’absence d’amorce de Fe₂O₃. En présence d’amorce de Fe₂O₃, la conversion en hématite était presque complète à moins de 2 h à 225°C et était complète à 240°C. La vitesse de précipitation de la jarosite de K, in situ à 225°C en présence de 50 g L^?1 d’amorce de Fe₂O₃, est plus rapide que sa vitesse de conversion hydrothermale en hématite. Par contraste, la conversion complète soit de la jarosite de Pb ou de la jarosite de Na-Pb en hématite et en PbSO₄ insoluble se produit à moins de 0·75 h à 225°C en présence de 20 g L^?1 d’amorce de Fe₂O₃. Le Fe(SO₄)_1·5 dissous soit inhibe la conversion de la jarosite de Pb ou forme de la jarosite de Pb à partir de tout PbSO₄ produit. La conversion hydrothermale de la jarosite de Na-Ag en hématite était complète à moins de 0·75 h à 225°C en présence de 20 g L^?1 d’amorce de Fe₂O₃. L’Ag se dissolvait lors de la conversion hydrothermale et se rapportait dans la solution finale. Cependant, la présence de soufre ou de minéraux sulfurés avait pour résultat la re-précipitation de l’Ag dissous. La conversion de la jarosite de Na contenant de l’AsO₄ à 225°C en présence de 20 g L^?1 d’amorce de Fe₂O₃ était complète à moins de 2 h, avec des concentrations d’H₂SO₄ <0·4 M. L’augmentation de la teneur en AsO₄ de la jarosite de Na avait pour résultat une augmentation linéaire de la teneur en AsO₄ de l’hématite et ～95% de l’AsO₄ demeurait dans le produit de conversion. L’augmentation de la température et d’additions d’amorce de Fe₂O₃ favorisait significativement la conversion hydrothermale de la jarosite de Na qui est formée in situ à 220–240°C. Cependant, la conversion de la jarosite de Na synthétisée antérieurement semblait se produire à un plus grand degré que celle de la jarosite de Na qui est formée in situ.     

Purification of nickel solution obtained from leaching of Ni–Mo ore by chemical precipitation

Purification of nickel solution obtained from leaching of Ni–Mo ore by chemical precipitation is described in this paper. The impurities Fe³⁺, Cu²⁺, Ca²⁺ and Mg²⁺ were separated from nickel solution by the methods of jarosite, hydrolysis, sulphide and fluoride precipitation. The optimum conditions were obtained as follows: For Fe removal, sodium jarosite seeding 1 g L^?1, reaction temperature 95°C, retention time 30 min, initial pH of the solution 1·8 and hydrolysis precipitation at pH 4·2 for 30 min; For Cu removal, 1·6 times the stoichiometric amount NiS, reaction temperature 80°C and duration 30 min. Under the optimum conditions, it was found that the concentrations of Fe, Cu, Ca and Mg could be reduced to 3·6, 1·8 mg L^?1, 0·1 and 0·2 mg L^?1 respectively. The total recovery of nickel was beyond 98%.

Dans cet article, on décrit la purification de la solution de nickel obtenue à partir du lessivage du minerai de Ni-Mo par précipitation chimique. On a séparé les impuretés de Fe³⁺, Cu²⁺, Ca²⁺ et Mg²⁺ de la solution de nickel par les méthodes d’hydrolyse de la jarosite et de précipitation du sulfure et du fluorure. On a obtenu les conditions optimales comme ceci: pour l’enlèvement du Fe, ensemencement de 1 g L^?1 de jarosite de sodium, température de réaction de 95°C, temps de rétention de 30 min, pH initial de la solution de 1·8 et précipitation par hydrolyse à un pH de 4·2 pendant 30 min; pour l’enlèvement du Cu, 1·6 fois la quantité st?chiométrique de NiS, température de réaction de 80°C et durée de 30 min. En conditions optimales, on a trouvé qu’on pouvait réduire les concentrations de Fe, Cu, Ca et Mg à 3·6, 1·8, 0·1 et 0·2 mg L^?1 respectivement. La récupération totale du nickel était au-delà de 98%.     

A study of bioflotation of chalcopyrite and pyrrhotite mixtures in presence of L. ferrooxidans

Abstract

The objective of this work was to determine the behaviour of chalcopyrite (Cp) and pyrrhotite (Po) in microflotation tests using pure minerals and mixtures in the presence of Leptospirillum ferrooxidans. Tests were carried out in the presence and absence of an unconventional collector, isopropyl ethyl thionocarbamate. The results indicate that chalcopyrite and pyrrhotite act differently alone than in a mixture which means the presence of pyrrhotite inhibits chalcopyrite recovery. For chalcopyrite, the flotation rate significantly increases in the presence of bacteria in the first 10 min of contact which is an indication of a first order kinetic equation. The results in the presence of an unconventional collector suggest that the interaction between mineral and thionocarbamate is chemical and not due to the galvanic effect.

L’objectif de ce travail consistait à déterminer le comportement de la chalcopyrite (Cp) et de la pyrrhotite (Po) dans des essais de microflottation utilisant des minéraux purs et des mélanges, en présence de L. ferrooxidans. Les essais étaient effectués en présence et en absence d’un collecteur non conventionnel, l’isopropyle éthyle thionocarbamate. Les résultats indiquent que la chalcopyrite et la pyrrhotite agissent différemment seuls que lorsque dans un mélange, ce qui signifie que la présence de pyrrhotite inhibe la récupération de la chalcopyrite. Pour la chalcopyrite, la vitesse de flottation augmente significativement en présence de bactéries dans le premier 10 minutes de contact, ce qui est une indication d’une équation cinétique de premier ordre. Les résultats en présence d’un collecteur non conventionnel suggèrent que l’interaction entre le minéral et le thionocarbamate est chimique et n’est pas due à l’effet galvanique.     

VOLATILIZATION AND ACTIVITY COEFFICIENT OF Sb IN Cu-Fe MATTES AND WHITE METAL

Abstract

A transpiration method was used to measure the equilibrium volatilization rate of antimony and to evaluate the activity coefficient of Sb (γsb) in Cu-Fe mattes and white metal. Values for the activity coefficient have been evaluated as a function of the Cu/Fe molar ratio from 1 to as a function of the sulfur deficiency (defined as SD = X_S – 1/2X_Cu – X_Fe where X_i is the mole fraction of the i_th species) from -0.02 to +0.02 and at temperatures between 1493 and 1573 K. The activity coefficient for antimony in matte was found to have a weak dependence on temperature at values above 1530 K and a strong dependence at lower temperatures. Both free metal (SD<0) and excess sulfur (SD>0) stabilize antimony in matte. During the experiments, antimony volatilization from matte was best achieved at SD equal to 0 and lower Cu/Fe ratios.

Values of γ _sb , calculated from the experimental data, were highly dependent on the Sb content, even at trace concentrations where Henrian behaviour is expected. That dependency is attributed to uncertainty in the reported value of the saturation pressure of Sb, Sb₂ and Sb₄ over pure Sb and highlights problems in comparing results and specifying Henrian values for the activity coefficient.

On a utilisé une méthode de transpiration pour mesurer le taux de volatilisation d’équilibre de l’antimoine et pour évaluer le coefficient d’activité de Sb (γ _sb ) dans les mattes de Cu–Fe et dans le métal blanc. On a évalué les valeurs du coefficient d’activité en fonction du rapport molaire Cu/Fe, de 1 jusqu’à, en fonction de la déficience en soufre (définie par SD = X_S – 1/2X_Cu – X_Fe où X_i est la fraction molaire de la ième espèce) de -0.02 à +0.02 et à des températures entre 1493 et 1573 K. On a trouvé que le coefficient d’activité de l’antimoine dans la matte avait une faible dépendance sur la température à des valeurs au-dessus de 1530 K et une forte dépendance aux températures plus basses. Le métal libre (SD < 0) ainsi que l’excès de soufre (SD > 0) stabilisaient l’antimoine dans la matte. Au cours des expériences, on obtenait une meilleure volatilisation de l’antimoine de la matte à SD égale à 0 et aux plus faibles rapports de Cu/Fe. Les valeurs de γ _sb , calculées à partir des données expérimentales, dépendaient énormément de la teneur en Sb, même à des concentrations à l’état de trace où l’on s’attend à retrouver un comportement d’Henry. Cette dépendance est attribuée à l’incertitude dans la valeur rapportée de la pression de saturation de Sb, Sb2 et Sb4 par rapport au Sb pur et met en lumière les problèmes dans la comparaison des résultats et la spécification des valeurs d’Henry pour le coefficient d’activité.     

INCLUSION REMOVAL IN A TUNDISH BY GAS BUBBLING

Abstract

The probabilities of inclusion removal from liquid steel by collision and attachment to rising gas bubbles have been analyzed. A simple mathematical model of inclusion removal by gas bubbling in a tundish has been developed. It was found that maintaining bubble size in the range of 0.5 to 3 mm should enhance inclusion removal efficiency. Increasing the bubbly volume fraction in the tundish and the tundish residence time can be used to improve the inclusion removal efficiency by gas bubbling. However, the formation of small bubbles in a tundish may be problematic as bubble size is affected by the high wetting angles typical of liquid metal contact with bubble orifice materials.

On a analysé la probabilité de l’enlèvement d’inclusions de l’acier liquide par collision et attachement à des bulles ascendantes de gaz. On a développé un modèle mathématique simple de l’enlèvement d’inclusions par barbotage de gaz dans un panier de coulée. On a trouvé que le maintien de la taille de bulle dans la plage de 0.5 à 3 mm devrait accroître le rendement de l’enlèvement d’inclusions. On peut utiliser l’augmentation de la fraction volumique de bulles dans le panier de coulée et son temps de résidence pour améliorer le rendement de l’enlèvement d’inclusions par barbotage de gaz. Cependant, la formation de petites bulles dans un panier de coulée peut être un problème car la taille des bulles est affectée par les angles mouillants élevés typiques du contact du métal liquide avec les matériaux d’orifice de bulle.     

Cold deformation and heat treatment influence on the microstructures and corrosion behavior of AISI 304 stainless steel

Abstract

In the present study AISI 304 stainless steel with different degrees of cold deformation and annealing parameters were investigated. Microstructural evolutions by optical micrography and scanning electron microscopy showed relatively fully austenitic ultrafine-grained structure obtained after annealing at 700°C for 80 min. The volume fraction of α′-martensite increased with increasing compressive deformation rate and maximum volume fraction of α′-martensite was attained in the samples subjected 0?65% strain. The potentiodynamic polarization results in 3% NaCl indicated that the corrosion current density increased with cold deformation, while after annealing, it reduced from 2?86 to 2?29 μA cm^?2, showing an enhancement of corrosion resistance. The immersion test showed that the austenitic ultrafine-grained structure exhibits moderate and more uniform pitting corrosion attack compared to the coarser grain in NaCl solution.

Dans cette étude, on a examiné un acier inoxydable AISI 304 ayant différents taux de déformation à froid et différents paramètres de recuit. L’analyse de l’évolution de la microstructure par micrographie optique et par microscopie électronique à balayage a montré une structure à grains ultrafins et presque complètement austénitique obtenue après un recuit à 700°C pendant 80 minutes. La fraction volumique de martensite α′ augmentait avec l’augmentation du taux de déformation en compression et la fraction volumique maximale de martensite α′ était atteinte par les échantillons soumis à une déformation de 0·65%. Les résultats de polarisation potentiocinétique dans 3% de NaCl indiquaient que la densité du courant de corrosion augmentait avec la déformation à froid, alors qu’après le recuit, elle était réduite de 2·86 μA/cm² à 2·29 μA/cm², montrant ainsi une augmentation de la résistance à la corrosion. L’épreuve d’immersion dans la solution de NaCl a montré que la structure austénitique à grains ultrafins exhibait une attaque par corrosion localisée modérée et plus uniforme comparée au grain plus grossier.     

METAL RECOVERY FROM KIVCET SLAG

Abstract

Following work on the recovery of metallic values from final fumer slag in lead-zinc refineries [1,2], a study was conducted on the potential to reduce lead and zinc directly from Kivcet slag and potentially obviate the need for slag fuming. Slag from the Kivcet process for lead production is an FeO(Fe₂O₃)-CaO-SiO₂ slag containing roughly 16% zinc, 10% lead and some trace elements such as antimony, arsenic, indium and germanium. Metal recovery from this slag was examined using three methods employed for the fumer slag study: 1) holding at temperature to allow the divalent iron to reduce the metal ions into the gas phase; 2) equilibration with a copper “getter” and 3) electro reduction into a liquid copper cathode using a graphite anode.

The presence of metallic lead and carbon in the Kivcet slag has a significant influence on the recovery of metal from the slag in subsequent processing. Holding of the slag at temperature permitted the recovery of much of the metallic lead as vapour and some small recovery of zinc as fume. When copper was used as a getter, more zinc and lead were recovered. In electrorefining, lead recovery was much higher than that in equilibrating with copper, but there was no obvious enhancement in zinc recovery. Aseries of experiments were also conducted in which Kivcet slag was treated to remove some of the zinc and the lead and then was electrorefined three times. The zinc and lead contents in the final slag decreased to 5.9 and 0.3%, respectively. Although most of the lead was recovered, further refining would still be required to capture the remaining zinc metal.

À la suite du travail de récupération des valeurs métalliques de la scorie finale de “fumer” des raffineries de plomb–zinc, on a effectué une étude sur la possibilité de réduire le plomb et le zinc directement à partir de la scorie de Kivcet et possiblement d’éliminer la réduction des scories. La scorie du procédé de Kivcet pour la production de plomb est une scorie de FeO(Fe₂O₃)-CaO-SiO₂ contenant approximativement 16% de zinc, 10% de plomb et quelques éléments trace comme l’antimoine, l’arsenic, l’indium et le germanium. On a examiné la récupération du métal de cette scorie en utilisant trois méthodes employées dans l’étude de scorie de “fumer”: 1) maintenir à la température pour permettre au fer divalent de réduire les ions de métal dans la phase gazeuse; 2) équilibration avec un “getter” de cuivre et 3) réduction électrolytique dans une cathode de cuivre liquide en utilisant une anode en graphite.

La présence de plomb et de carbone métalliques dans la scorie de Kivcet a une influence importante sur la récupération du métal de la scorie dans un traitement subséquent. Le maintien de la scorie à la température a permis la récupération de presque tout le plomb métallique sous forme de vapeur et d’une petite partie du zinc sous forme de fumée. Lorsque l’on a utilisé le cuivre comme getter, on récupérait une plus grande quantité de zinc et de plomb. Avec l’électroaffinage, la récupération du plomb était beaucoup plus élevée qu’avec la méthode d’équilibration avec le cuivre, mais il n’y avait pas d’amélioration évidente pour la récupération du zinc. On a également effectué une série d’expériences où la scorie de Kivcet était traitée afin d’enlever une partie du zinc et du plomb et était ensuite électroaffinée trois fois. La teneur en zinc et en plomb de la scorie finale était réduite à 5.9 et à 0.3%, respectivement. Bien que presque tout le plomb était récupéré, un raffinage additionnel serait encore nécessaire pour capturer le reste de zinc métallique.     

Adsorption behaviour of sodium hexametaphosphate on pyrochlore and calcite

Abstract

FTIR, XPS and zeta potential measurements were performed on pyrochlore and calcite to study the adsorption mechanisms of sodium hexametaphosphate (NaHMP). While no hexametaphosphate could be detected on the FTIR spectra of NaHMP treated pyrochlore or calcite, the observed chemical shifts of the binding energies of Ca 2p^5/2 (0·25 eV) and P 2p (0·20 eV) electrons indicated that the hexametaphosphate groups formed a complex with calcium on calcite. The complex seemed soluble in water leaving a low concentration of its residue on calcite surface after water washing, thus undetectable by FTIR. The binding energy shifts of Nb 3d^5/2 (0·13 eV) and Ca 2p^5/2 (0·10 eV) electrons on NaHMP-treated pyrochlore were within instrumental resolution, therefore, NaHMP was not strongly bound to pyrochlore. The zeta potentials of pyrochlore and calcite were both lowered in the presence of NaHMP. However, for pyrochlore, the zeta potential drop occurred mainly in the acidic pH range, while the drop for calcite was independent of pH, indicating possible chemisorption of NaHMP on calcite. The work explained the selective depressive function of NaHMP in the hydroxamic acid flotation of carbonatite niobium ores.

On a effectué des mesures de FTIR, de XPS et de potentiel zêta du pyrochlore et de la calcite afin d’étudier les mécanismes d’adsorption de l’hexamétahosphate de sodium (NaHMP). Bien qu’on ne puisse pas détecter d’hexamétaphosphate dans les spectres de FTIR du pyrochlore ou de la calcite traités au NaHMP, les décalages chimiques observés des énergies de liaison des électrons de Ca 2p^5/2 (0·25 eV) et de P 2p (0·20 eV) indiquaient que les groupes d’hexamétaphosphate formaient un complexe avec le calcium sur la calcite. Le complexe semblait soluble dans l’eau, laissant une faible concentration de son résidu à la surface de la calcite après lavage à l’eau, donc indétectable par FTIR. Les décalages de l’énergie de liaison des électrons du Nb 3d^5/2 (0·13 eV) et du Ca 2p^5/2 (0·10 eV) du pyrochlore traité au NaHMP se situaient dans les limites de résolution de l’instrument. Donc, le NaHMP n’était pas fortement lié au pyrochlore. Les potentiels zêta du pyrochlore et de la calcite s’abaissaient tous deux en présence de NaHMP. Cependant, la chute de potentiel zêta du pyrochlore se produisait principalement dans la gamme de pH acide, alors que la chute pour la calcite était indépendante du pH, indiquant la possibilité d’une chemisorption du NaHMP sur la calcite. Ce travail explique la fonction sélective et dépressive du NaHMP lors de la flottation à l’acide hydroxamique des minerais de carbonite de niobium.     

Comparison of oxidation performance of two nickel base superalloys for turbine applications

The oxidation performance of two nickel base superalloys, Inconel 738 and Rene 80, was determined by isothermal static oxidation test at 900°C. The metrics used to evaluate performance were weight gain per unit area as a function of time, oxide scale thickness, qualitative elemental mapping and calculation of the parabolic rate constant for each. It was found that Inconel 738 performed notably better than Rene 80, with the rate constants being K_P?=?2·26×10^?12 g² cm^?4 s^?1 for Inconel 738 and K_P?=?3·85×10^?12 g² cm^?4 s^?1 for Rene 80. This poorer performance of Rene 80 is attributed to lower amounts of chromium and aluminium, which have been shown to have a positive effect on oxidation performance, and higher amounts of titanium, which has shown to be detrimental. The oxidation results were then used in a new method of evaluating the efficacy of individual elements on overall oxidation behaviour. This method is based on the thermodynamic Gibbs free energy of the oxide and the amounts of the various oxide forming elements present in the alloys. Both alloys were found to exhibit scale growth consisting of a dense outer scale of chromia and a discontinuous inner subscale of alumina, matching predictions for the relative amounts of chromium and aluminium in each.

On a déterminé le comportement à l’oxydation de deux superalliages à base de nickel, Inconel 738 et René 80, par un essai d’oxydation statique isotherme à 900°C. Les mesures utilisées dans l’évaluation du comportement incluaient le gain de poids par unité de surface en fonction du temps, l’épaisseur de l’écaille d’oxyde, la cartographie qualitative des éléments et le calcul de la constante de vitesse parabolique pour chacun. On a trouvé que l’Inconel 738 avait un rendement particulièrement meilleur que celui de René 80, les constantes de vitesse étant de K_p?=?2·26×10^?12 g² cm^?4 s^?1 pour l’Inconel 738 et de K_p?=?3·85×10^?12 g² cm^?4 s^?1 pour René 80. On attribue le rendement moins bon de René 80 aux plus petites quantités en chrome et en aluminium, qui ont un effet positif sur le comportement d’oxydation, et aux quantités plus élevées de titane, qui est nuisible. On a ensuite utilisé les résultats d’oxydation dans une nouvelle méthode d’évaluation de l’efficacité d’éléments individuels sur le comportement global d’oxydation. Cette méthode est basée sur l’énergie libre thermodynamique de Gibbs de l’oxyde et sur les quantités des divers éléments favorisant la formation d’oxyde, qui sont présents dans les alliages. On a trouvé que les deux alliages exhibaient une croissance d’écaille qui consistait en une écaille extérieure dense d’oxyde de chrome et en une sous-écaille interne discontinue d’oxyde d’aluminium, coïncidant avec les prédictions des quantités relatives en chrome et en aluminium dans chacun des alliages.     

A study of reduction and magnetic separation of iron from high iron bauxite ore

Abstract

The removal of iron as magnetite from a high iron bauxite ore was investigated by carbothermal reduction and magnetic separation. Thermodynamic calculations using HSC Chemistry 6·1 were utilised to determine the equilibrium compositions of the reaction products as a function of temperature and carbon additions. Under equilibrium conditions, the formation of hercynite (FeAl₂O₄) restricted the conversion of haematite to magnetite and the equilibrium calculations were adjusted so that the amount of hercynite was limited. Also, thermogravometric analysis and differential thermal analysis with evolved gas analysis tests were performed in order to elucidate the reduction reactions. Furthermore, high temperature reduction experiments were carried out in order to quantify the effects of processing time, temperature and carbon additions on the amount of the magnetic fraction. The degree of removal of the iron and the alumina recovery were determined. For a given set of conditions, the maximum iron removal as magnetite could only be achieved by quenching the reacted samples. The results demonstrated that at a reduction temperature of ～1073 K, ～58% of the iron could be removed in the magnetic fraction with an alumina recovery of ～85% in the non-magnetic fraction.

On a examiné l’enlèvement du fer sous forme de magnétite d’un minerai de bauxite à haute teneur en fer, au moyen de la réduction carbothermique et séparation magnétique. On a utilisé des calculs de thermodynamique avec ″HSC Chemistry 6·1″ pour déterminer les compositions d’équilibre des produits de la réaction en fonction de la température et des additions de carbone. Sous les conditions d’équilibre, la formation d’hercynite (FeAl₂O₄) restreignait la conversion d’hématite en magnétite et l’on a ajusté les calculs d’équilibre afin de limiter la quantité d’hercynite. On a également effectué des essais de TGA-DTA avec EGA afin d’élucider les réactions de réduction. De plus, on a exécuté des expériences de réduction à haute température afin de quantifier l’effet de la durée de traitement, de la température et des additions de carbone sur la quantité de fraction magnétique. On a déterminé le degré d’enlèvement du fer et de la récupération d’oxyde d’aluminium. Pour un ensemble donné de conditions, on peut obtenir l’enlèvement maximal de fer sous forme de magnétite seulement par trempe de refroidissement des échantillons réagis. Les résultats ont démontré qu’à une température de réduction d’environ 1073 K, on pouvait enlever environ 58% du fer dans la fraction magnétique, avec une récupération de l’oxyde d’aluminium d’environ 85% dans la fraction non magnétique.     

Effect of microstructural degradation on acoustic emission during tensile deformation of 2·25Cr–1Mo steel

Abstract

In this paper a systematic study has been undertaken to correlate the microstructural variation with acoustic emission parameters during tensile deformation of 2·25Cr–1Mo steel. Tensile testing of normalised and thermally aged samples has been carried out at a strain rate of 6·66×10^?4 s^?1 with simultaneous monitoring of acoustic emission (AE) parameters. Results have shown that acoustic emission activities are higher for normalised condition and the same decreased with the severity of thermal aging. Higher acoustic emission activities in normalised condition have been attributed to the presence of fine coherent M₃C and Mo₂C precipitates, which strengthen the matrix as a result of precipitation hardening. The reduction in acoustic emission activities in thermally aged condition has been found to be due to spheroidisation and coarsening of carbide precipitates which result in an increase in inter particle spacing.

Dans cet article, on a entrepris une étude systématique afin de corréler la variation de microstructure aux paramètres d’émission acoustique lors de la déformation en traction de l’acier 2·25Cr–1Mo. On a effectué des essais de traction d’échantillons normalisés ou vieillis thermiquement, à une vitesse de déformation de 6·66×10^?4 s^?1, avec surveillance simultanée des paramètres d’émission acoustique (AE). Les résultats ont montré que l’activité d’émission acoustique était plus élevée pour la condition normalisée et que celle-ci diminuait avec la sévérité du vieillissement thermique. On a attribué l’activité d’émission acoustique plus élevée dans la condition normalisée à la présence de précipités fins cohérents M₃C et Mo₂C, qui renforcent la matrice, comme résultat du durcissement par précipitation. On a trouvé que la réduction de l’activité d’émission acoustique dans la condition de vieillissement thermique était due à la sphéroïdisation et au grossissement des précipités de carbure, ce qui a pour résultat une augmentation de l’espacement entre les particules.     

Mechanism of Oxidation of Pyrite,Chalcopyrite and Bornite During Flash Smelting

Abstract

The oxidation processes of pyrite, chalcopyrite and bornite were studied under simulated flash smelting conditions. The influence of temperature, in the range from 733 to 1473 K and of oxygen partial pressure (3.5 and 21 kPa) on the degree of sulphide particle oxidation was determined. It was established that under the same conditions, the highest degree of oxidation was achieved for pyrite particles and the oxidation of bornite particles was the slowest process.

It was established with electron probe microanalysis (EPMA) that migration of iron ions towards the reaction surface took place during sulphide particle oxidation on flash smelting. This process considerably influenced the path of phase transformations in the oxidizable particles.

Based on the experimental results, a dependence has been found between the shape of reacted particle and the degree of particle phase transformation. Mechanisms have been proposed for pyrite, chalcopyrite and bornite oxidation in flash smelting, on the basis of results obtained.

The adequacy of mechanisms proposed was tested by investigating the shaft product taken from the flash smelting furnace (Pirdop, Bulgaria) obtained when sulphide copper blend was smelted to a matte containing 55% of Cu.

On a étudié les processus d’oxydation de la pyrite, de la chalcopyrite et de la bornite sous des conditions simulées de fusion flash. On a déterminé l’influence de la température, dans la gamme de 733 à 1473 K, et de la pression partielle de l’oxygène (3.5 et 21 kPa) sur le degré d’oxydation de particule de sulfure. On a établi que, sous les mêmes conditions, le plus haut degré d’oxydation est obtenu pour les particules de pyrite alors que l’oxydation des particules de bornite est le processus le plus lent.

On a établi au moyen d’analyse par microsonde électronique (EPMA) que la migration des ions de fer vers la surface de réaction a lieu pendant l’oxydation de la particule de sulfure au moment de la fusion flash. Ce processus influence considérablement la route des transformations de phase des particules oxydables.

Basé sur les résultats expérimentaux, on a trouvé une dépendance entre la forme d’une particule ayant réagi et le degré de transformation de phase de la particule. On propose des mécanismes d’oxydation de la pyrite, de la chalcopyrite et de la bornite dans la fusion flash, sur la base des résultats obtenus.

On a évalué l’adéquation des mécanismes proposés en étudiant le produit de la cuve pris du four de fusion flash (Pirdop, Bulgarie) obtenu lorsqu’un mélange de sulfure et de cuivre était fondu en une matte contenant 55% de Cu.     

Effect of iron as alloying element on electrochemical behaviour of 90∶10 Cu–Ni alloy

Abstract

Copper–nickel alloys have been used in many applications in marine environments, because of their excellent corrosion and biofouling resistance. In this study, the effects of iron as an alloying element on the corrosion behaviour of copper–10 wt-% nickel alloy in artificial saline solutions and natural sea water were investigated. Synthetic copper–nickel alloys were prepared in an induction furnace under an argon–7 vol.-% hydrogen atmosphere in cylindrical boron nitride crucibles. They were then homogenised at 950°C for 10 h under the same protective atmosphere. Linear sweep polarisation, cyclic polarisation, Tafel extrapolation and cyclic voltammetry techniques were performed in this investigation. Following the electrochemical measurements, the corrosion products and the passive film were analysed using a field emission scanning electron microscope (FE-SEM), electron probe microanalysis, energy dispersive spectrometry (EDS), wavelength dispersive spectrometry (WDS) and X-ray diffraction (XRD). The electrochemical behaviour of the synthetic Cu–Ni–Fe alloys depends on maintaining iron in a single phase in the solid solution (the maximum amount of iron that can be used was 1·5 wt-%). Quenching improves the electrochemical behaviour of synthetic Cu–Ni–Fe alloys containing relatively high iron content. The outer layer of the passive film is porous in the absence of iron, but when iron is added, the pores disappear and cracks appear. When no sulphate is present in the solution, the passive film formed on synthetic Cu–Ni–Fe alloys consists entirely of chlorides, and Fe₂O₃. In the presence of sulphate, FeS and NiS were detected in the corrosion film.

On a utilisé les alliages de cuivre–nickel à de nombreuses fins en milieux marins, grâce à leur excellente résistance à la corrosion et à l’incrustation biologique. Dans cette étude, on a examiné l’effet du fer en tant qu’élément d’alliage sur le comportement de corrosion d’un alliage de cuivre–10% en poids de nickel dans des solutions salines artificielles et dans de l’eau de mer naturelle. On a préparé des alliages synthétiques de cuivre–nickel dans un four à induction dans une atmosphère d’argon–7% en volume d’hydrogène dans des creusets cylindriques de nitrure de bore. On les a ensuite homogénéisés à 950°C pendant 10 heures sous la même atmosphère protectrice. Dans cette investigation, on a utilisé des techniques de polarisation linéaire à balayage, de polarisation cyclique, d’extrapolation de Tafel et de voltampérométrie cyclique. Après les mesures électrochimiques, on a analysé les produits de corrosion et le film passif en utilisant un microscope à balayage électronique à champs par émission d’ions (FE-SEM), la microanalyse par électrons, la spectrométrie des rayons X à dispersion d’énergie (EDS), la spectrométrie dispersive en longueur d’onde (WDS) et la diffraction des rayons X (XRD). Le comportement électrochimique des alliages synthétiques de Cu-Ni-Fe dépend du maintien du fer en une phase unique dans la solution solide (la quantité maximale de fer que l’on pouvait utiliser étant de 1·5% en poids). La trempe améliore le comportement électrochimique des alliages synthétiques de Cu–Ni–Fe ayant une teneur relativement élevée en fer. La couche extérieure du film passif est poreuse en l’absence de fer, mais lorsque l’on ajoute du fer, les pores disparaissent et des fissures apparaissent. Lorsqu’il n’y a pas de sulfate dans la solution, le film passif formé sur les alliages synthétiques de Cu–Ni–Fe consiste entièrement en chlorures et en Fe₂O₃. En présence de sulfate, on détecte du FeS et du NiS dans le film de corrosion.     

Leaching chalcopyrite with sodium chlorate in hydrochloric acid solution

Abstract

Sodium chlorate was used as an oxidant for the chalcopyrite leaching in a hydrochloric acid solution. The hydrochloric acid concentration has an important effect on the dissolution of chalcopyrite. The results indicate that stirring speed has a negligible effect on copper dissolution, suggesting that the reaction is not controlled by liquid phase diffusion. Chalcopyrite leaching is also affected by temperature. X-ray diffraction studies show that sulphide is oxidised to sulphate at temperatures less than or equal to 65°C, and at 85°C, it is oxidised to elemental sulphur during the leaching process. Studies of the effect of temperature on dissolution indicate that the leaching process is highly dependent on temperature for the range of 25–65°C. This result is consistent with the values for the activation energy at 25–45°C (60·0 kJ mol^?1) and 45–65°C (57·7 kJ mol^?1). Within these temperature ranges, the leaching process is controlled by a chemical reaction. However, at temperatures of 65–85°C, the activation energy in (0–180 min) is 28·17 kJ mol^?1, which suggests that the reaction is diffusion and chemically controlled during this stage. During the last stage (180–300 min) of the process at 65–85°C, the activation energy is only 0·55 kJ mol^?1. At this point, it appears that diffusion predominates. Scanning electron microscopy and energy dispersive X-ray spectroscopy results are consistent with the abovementioned kinetic data.

On a utilisé du chlorate de sodium comme oxydant pour le lessivage de la chalcopyrite dans une solution d’acide chlorhydrique. La concentration de l’acide chlorhydrique a un effet important sur la dissolution de la chalcopyrite. Les résultats indiquent que la vitesse d’agitation a un effet négligeable sur la dissolution du cuivre, suggérant que la réaction ne serait pas contrôlée par la diffusion en phase liquide. Le lessivage de la chalcopyrite est également affecté par la température. Des études de diffraction des rayons X ont montré que le sulfure était oxydé en sulfate à des températures égales à ou à moins de 65°C, et à 85°C, il était oxydé en soufre élémentaire lors du procédé de lessivage. Les études de l’effet de la température sur la dissolution indiquent que le procédé de lessivage est hautement dépendant de la température dans la gamme de 25 à 65°C. Ce résultat est compatible avec les valeurs de l’énergie d’activation à 25–45°C (60·0 kJ mol^?1) et à 45–65°C (57·7 kJ mol^?1). Dans ces gammes de température, le procédé de lessivage est contrôlé par une réaction chimique. Cependant, à des températures de 65 à 85°C l’énergie d’activation au début (0–180 min) est de 28·17 kJ mol^?1, ce qui suggère que la réaction est contrôlée par diffusion et chimiquement lors de cette étape. Lors de la dernière étape (180–300 min) du procédé à 65–85°C, l’énergie d’activation est seulement de 0·55 kJ mol^?1. À ce point, il semble que la diffusion domine. Les résultats de microscopie électronique à balayage et de spectroscopie à dispersion d’énergie sont compatibles avec les données cinétiques mentionnées ci-haut.     

Microstructural investigation of controlled short circuiting gas metal arc welding deposited aluminium–lithium alloy

Controlled short circuiting gas metal arc welding (CSC-GMAW) was investigated as a potential solid freeform fabrication (SFF) process for AA2199. The low heat input of the CSC-GMAW process resulted in a cooling rate on the order of 840–3500°C s^?1 being realised during deposition. The solidification time was then calculated to range between 2–5 ms depending on the location within the weldment. The deposited material displayed a fine (4·3±1 μm) cellular structure, comparable to that previously reported for electron beam welding. Through comparison with the Kurz–Giovanola–Trivedi (KGT) model for microstructural development during solidification, the solidification front velocity (SFV) of the CSC-GMAW process was estimated to be ～2–4·5×10^?4 m s^?1. Chemical analysis revealed lateral segregation of copper to the cell walls. TOF-SIMS revealed a homogeneous lateral lithium distribution, however depth profiling displayed some extent of lithium enrichment at the surface of the deposited material.

On a examiné le soudage à l’arc sous protection gazeuse à court-circuit contrôlé (CSC-GMAW) comme processus potentiel de fabrication en forme libre solide (SFF) pour l’AA2199. Le faible débit de chaleur du processus de CSC-GMAW produisait une vitesse de refroidissement de l’ordre de 840 à 3500°C/s lors du dépôt. On a ensuite calculé que le temps de solidification variait de 2 à 5 ms, dépendant de l’emplacement dans la soudure. Le dépôt montrait une structure cellulaire fine (4·3±1 μm), comparable à la structure rapportée antérieurement pour le soudage par faisceau d’électrons. Par comparaison avec le modèle de Kurz–Giavanola–Trivedi (KGT) de développement de la microstructure lors de la solidification, on a estimé que la vélocité du front de solidification (SFV) du processus de CSC-GMAW était de ～2 à 4·5×10^?4 m s^?1. L’analyse chimique a révélé une ségrégation latérale du cuivre sur les parois de la cellule. TOF-SIMS a révélé une distribution latérale homogène du lithium, cependant le profilage en profondeur a exposé une certaine zone d’enrichissement en lithium à la surface du matériel déposé.     

On the oxidation resistance of a powder metallurgy nickel-based superalloy

Abstract

To evaluate the influence of reactive minor elements on oxidation resistance of a nickel-based superalloy, 0?5w/o Si, and/or 0?1w/o Y were added in various combinations to a quaternary powder metallurgy alloy that consisted of a ternary master alloy, Ni–12Cr–9Fe+6w/o Al (w/o). The processing included production of transverse rupture strength (TRS) bars by uniaxial pressing followed by sintering to 1300°C and Gleeble thermo-mechanical deformation to reduce porosity. Sectioned TRS bars were then oxidised (static) at 900°C in air for times up to 1000 h and the influence of the Si/Y additions on oxidation resistance was determined via a combination of weight gain data and microstructural examination. It was found that the addition of 0?5w/o Si to the quaternary Ni–Cr–Fe–Al powder metallurgy system provided a measureable improvement in oxidation resistance both in terms of thickness of oxide layer and in overall weight gain. Conversely, 0?1w/o Y provided little benefit when added with the Si and was shown to be detrimental in the absence of Si. Interestingly, little difference was noted in final microstructures. Specifically, variation in %γ′ between samples was minimal (58?3–61?7 v/o) and a distinct precipitate free zone was always present between the oxide and the γ+γ′ matrix.

Afin d’évaluer l’influence des oligoéléments réactifs sur la résistance à l’oxydation d’un superalliage à base de nickel, on a ajouté 0?5% en poids de Si et/ou 0?1% en poids d’Y en combinaisons variées à un alliage quaternaire de la métallurgie des poudres qui consistait en un alliage ternaire maître, Ni–12Cr–9Fe+6% en poids d’Al. Le traitement incluait la production de barres de résistance à la rupture transversale par pressage uniaxe, suivi par le frittage à 1300°C et par la déformation thermomécanique de Gleeble pour réduire la porosité. Les barres sectionnées de TRS étaient ensuite oxydées (en statique) à 900°C à l’air jusqu’à 1000 h et l’influence des additions de Si/Y sur la résistance à l’oxydation était déterminée par l’intermédiaire d’une combinaison de données de gain de poids et d’examen de la microstructure. On a trouvé que l’addition de 0?5% en poids de Si au système quaternaire Ni–Cr–Fe–Al améliorait de façon mesurable la résistance à l’oxydation, tant en termes de l’épaisseur de la couche d’oxyde que de son gain global en poids. Réciproquement, 0?1% en poids d’Y avait peu de bénéfices lorsque ajouté avec le Si et l’on a montré qu’il était nuisible en absence de Si. De façon intéressante, on notait peu de différence dans les microstructures finales. Spécifiquement, la variation entre les échantillons du% de γ′ était minime (58?3 à 61?7% en volume) et une zone distincte sans précipités était toujours présente entre l’oxyde et la matrice de γ+γ′.     

THERMODYNAMICS OF COPPER AND LEAD IN ALUMINA SATURATED FLASH SMELTING SLAG

Abstract

The distribution of copper and lead between copper rich alloy and alumina saturated flash smelting slag produced from Polish copper concentrates was investigated at 1673 and 1553 K under controlled oxygen partial pressures in the range from 8.6·10^?13 to 3.1·10^?7 atm in order to obtain fundamental information related to single stage flash smelting of Polish copper concentrates and decopperizing of the flash smelting slags. The slope of the linear relationship between the logarithmic distribution ratio and oxygen partial pressure shows that the predominant species dissolved in the slag are CuO_0.5 and Cu for copper and PbO and Pb for lead. Activity coefficients for all these copper and lead species in the slag were determined and compared with those in synthetic SiO₂-CaO-Al₂O₃-FeOx and SiO₂-CaO-Al₂O₃-MgO-FeO_x slags containing up to 7.5 mass% iron. Existence of a miscibility gap in the flash smelting slag was confirmed at the oxygen partial pressures used in the experiments. The results were used to explain the thermodynamic reasons behind potential problems in the decopperizing of the flash smelting slag.

On a investigué la distribution du cuivre et du plomb entre un alliage riche en cuivre et la scorie de la fusion éclair saturée en oxyde d’aluminium, produite à partir de concentrés de cuivre polonais, à 1673 et 1553 K, sous des pressions partielles contrôlées d’oxygène dans la gamme de 8.6·10^?13 à 3.1·10^?7 atm. L’objectif était d’obtenir l’information fondamentale reliée à la fusion éclair à étape unique des concentrés de cuivre polonais et au décuivrage des scories de la fusion éclair. La pente de la relation linéaire entre le ratio de distribution logarithmique et la pression partielle de l’oxygène montre que les espèces prédominantes dissoutes dans la scorie sont le CuO_0.5 et le Cu pour le cuivre et le PbO et le Pb pour le plomb. On a déterminé les coefficients d’activité de toutes ces espèces de cuivre et de plomb dans la scorie et on les a comparés avec ceux de scories synthétiques SiO₂-CaO-Al₂O₃-FeO_x et SiO₂-CaO-Al₂O₃-MgO-FeO_x contenant jusqu’à 7.5% en masse de fer. On a confirmé l’existence d’une interruption de miscibilité dans la scorie de la fusion éclair aux pressions partielles d’oxygène utilisées dans les expériences. On a utilisé les résultats pour expliquer les raisons thermodynamiques derrière les problèmes potentiels de décuivrage de la scorie de la fusion éclair.