AMATHEMATICAL MODEL OF A DC ELECTRIC FURNACE FOR RECOVERY OF ZINC FROM LEAD BLAST FURNACE SLAG

Abstract

A mathematical model has been developed for fluid flow and heat transfer in a prospective process to recover lead and zinc by a DC electric fuming process from lead blast furnace slag. The modelling consisted of several steps. Algebraic equations were used to obtain arc momentum and temperature. Fluid flow simulations were performed to calculate the top slag surface depression and the results were then imposed upon the subsequent fluid flow and heat transfer simulation. Using this procedure, a number of simulations of the DC arc furnace operation were carried out for various conditions. Velocities and temperatures in the slag and metal, as well as sidewall heat fluxes were evaluated with the model. The model predicts, in most cases, that the sidewall heat fluxes were less than 200 kW/m² and they would increase with decreasing furnace diameter and decreasing slag solidus temperature. The results of the model have been useful in the design of a furnace.

On a développé un modèle mathématique de l’écoulement des fluides et de la transmission de chaleur pour un procédé prospectif de récupération du plomb et du zinc par un procédé d’ébullition avec courant électrique continu à partir de la scorie de plomb du haut-fourneau. La modélisation consiste en plusieurs étapes. On a utilisé des équations algébriques pour obtenir la quantité de mouvement et la température de l’arc. On a effectué des simulations d’écoulement de fluide pour calculer la dépression de la surface de la scorie et l’on a ensuite imposé les résultats à la simulation subséquente d’écoulement de fluide et de transmission de chaleur. Utilisant cette procédure, on a exécuté un certain nombre de simulations du fonctionnement du four à arc à courant continu sous des conditions variées. Au moyen du modèle, on a évalué la vélocité et la température de la scorie et du métal ainsi que le flux de chaleur des parois latérales. Dans la plupart des cas, le modèle a prédit que le flux de chaleur des parois latérales était moins de 200 kW/m² et qu’il augmenterait avec une diminution du diamètre du four et une diminution de la température de solidus de la scorie. Les résultats du modèle ont été utiles pour la conception d’un four.     

ELECTROLYSIS OF LIQUID FAYALITE SLAGS

Abstract

Electrolysis of liquid fayalite slags was carried out at 1250 °C using a liquid copper cathode and an inert platinum anode. At the cathode, iron precipitated with a current efficiency above 55%. The cathodic current efficiency decreased with increasing slag magnetite content. When Cu₂O was added to the slag, metallic copper was formed at the cathode with current efficiencies as high as 80%. In terms of the recovery of copper from metallurgical slags, electrolysis would be most beneficial for slags with a high dissolved copper content such as slags from direct to copper smelting.

Over time, the cell voltage decreased due to an increase in the effective surface area of the anode and also partly due to an increase in the slag conductivity due to increasing magnetite content. The increasing anode area was caused by a magnetite-rich deposit forming around the platinum wire anode.

On a effectué l’électrolyse de laitiers de fayalite liquides à 1250 °C en utilisant une cathode en cuivre liquide et une anode inerte en platine. Le fer était précipité à la cathode avec un rendement du courant au-dessus de 55%. Le rendement du courant cathodique diminuait avec une augmentation de la teneur en magnétite du laitier. Lorsqu’on ajoutait du Cu₂O au laitier, du cuivre métallique se formait à la cathode avec des rendements de courant aussi élevés que 80%. En ce qui concerne la récupération du cuivre à partir des laitiers métallurgiques, l’électrolyse serait davantage bénéfique pour des laitiers ayant une teneur élevée en cuivre dissous, comme des laitiers du traitement direct de fonte de cuivre.

Avec le temps, le voltage de la cellule diminuait à cause d’une augmentation de la superficie efficace de l’anode et aussi en partie à cause d’une augmentation de la conductivité du laitier résultant d’une augmentation de la teneur en magnétite. L’augmentation de la superficie de l’anode était causée par un dépôt riche en magnétite qui se formait autour du fil en platine de l’anode.     

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.     

The recovery of non-ferrous metals from secondary copper smelter discard slags

Abstract

The use of carbothermic reduction as a method of recovering copper and other non-ferrous metals from smelter discard slags has been examined. Although several pilotscale tests (referred elsewhere) showed that the recovery of copper into a base metal can exceed 70%, even for a slag originally containing only 1.5% copper, it was considered that further studies under controlled laboratory conditions were necessary to obtain a better understanding of the reduction mechanisms involved. Results from these laboratory studies show that not only is the extraction of copper related to the copper and iron contents of the original slag, but the initial slag composition also influences the composition of the base-metal. With the data obtained it is now possible to estimate the grade-recovery relationship from slags of different compositions. The physical and chemical nature of the slags after treatment is also discussed and it is concluded that refractory attack, and the subsequent assimilation of the refractory into the slag matrix may play a significant role in the mechanism by which metals are retained in slags.

Résumé

La méthode de réduction carbothermique pour la récupération du cuivre et d'autres métaux non ferreux des laitiers mis au rebut d'une fonderie a été examinée. Plusieurs essais à l'échelle pilote ont démontré que la récuperation du cuivre au moyen d'un vil métal peut excéder 70%, même pour un laitier contenant seulement 1.5% eu au départ. On considère alors que les etudes approfondies dans les conditions contrôlées en laboratoire étaient nécessaires pour obtenir une meilleure connaissance des mécanismes de la réduction. Les résultats expérimentaux montrent que l'extraction du cuivre dépend de la teneur originale en cuivre et en fer dans Ie laitier. De plus, la composition initiale du laitier a une influence sur la composition du vil métal. Avec les données expérimentales on peut estimer le rapport teneur-récupération des laitiers aux differentes compositions. Les comportements physique et chimique sont aussi abordés et on constate que l'usure du réfractaire aussi bien que la dissolution subséquente du réfractaire vers la matrice du laitier peuvent jouer un rôle significatif dans le mécanisme de retenu des métaux par les laitiers.     

Freeze lining formation in continuous converting calcium ferrite slags. I

The initial freeze-lining growth rate in calcium ferrite slags at copper saturation is high and comparable to iron silicate slags. The entire freeze-lining layer is crystalline, from the cold end to its hot-face in contact with the molten slag. Industrial copper converting slags from a continuous flash converting furnace, processing solid high-grade matte to blister copper, generate a thin calcium sulphate bonding layer against the water-cooled metal surface during the very first minutes of the slag-to-cooling element contact. The rare solidification behaviour was observed using the water-cooled probe technique in rotating MgO crucibles, at slag temperatures of 1325°C when liquidus temperature of the flash converting slag was estimated to locate at about 1245°C. The body of the freeze lining is mostly composed of magnetite, various mixed calcium–copper ferrites and delafossite embedded in an intergranular phase of metallic copper and some copper oxide. The arsenic oxides dissolved in the slag are precipitated as solid calcium arsenates in the freeze lining.

La vitesse initiale de croissance du revêtement de gel des scories de ferrite de calcium saturées en cuivre est élevée et comparable à celle des scories de silicate de fer. Toute la couche du revêtement de gel est cristalline, de l’extrémité froide jusqu’à sa face chaude en contact avec la scorie fondue. Les scories industrielles de cémentation de cuivre d’un four éclair de cémentation en continu, transformant une matte solide de haute qualité en un cuivre ampoulé, engendrent une mince couche de liaison de sulphate de calcium contre la surface de métal refroidie à l’eau lors des toutes premières minutes du contact de la scorie avec l’élément de refroidissement. On a observé ce comportement rare de solidification en utilisant la technique de la sonde refroidie à l’eau dans des creusets de MgO en rotation. La température de la scorie était de 1325°C alors que la température de liquidus de la scorie de cémentation éclair était estimée à environ 1245°C. Le corps du revêtement de gel est composé principalement de magnétite, de diverses ferrites mélangées de calcium et cuivre et de délafossite, qui sont incluses dans une phase intergranulaire de cuivre métallique et d’un peu d’oxyde de cuivre. Les oxydes d’arsenic dissous dans la scorie sont précipités dans le revêtement de gel sous forme d’arséniates solides de calcium.     

Investigation of effect of colemanite addition on copper losses in matte smelting slag

Abstract

In this study, the aim was to reduce copper losses to slag in copper production by using a boron compound, called colemanite (2CaO.3B₂O₃.5H₂O), as flux, besides silica. In order to achieve this purpose, two different matte–slag couples were used; the flash furnace matte-slag obtained from Eti Copper Inc. (EB?) and a master matte–slag without copper produced synthetically under laboratory conditions. Chemical analyses of flash furnace slag and synthetic master slag were 0·88%Cu–36·1%SiO₂–43·9%FeO–3·7%Fe₂O₃ and 37·6%SiO₂–60·0%FeO–2·4%Fe₂O₃ respectively. In each experiment, the same amounts of slag and matte were mixed with the addition of predefined amounts of colemanite and melted together at 1250°C for different durations under nitrogen atmosphere in a silica crucible. Results showed that it was possible to decrease the copper losses to about 0·3–0·4% by accelerating the settling rate of matte particles by the addition of colemanite, which was attained by the expected increase in flash furnace slag fluidity and lowering of its liquidus temperature.

Dans cette étude, le but était de réduire les pertes de cuivre dans la scorie lors de la production de cuivre en utilisant un composé de bore, appelé colémanite (2CaO.3B₂O₃.5H₂O), comme flux, en plus de la silice. Afin d’atteindre cet objectif, on a utilisé deux couples différents de matte-scorie; la matte-scorie du four éclair obtenu de Eti Copper Inc. (EB?) et une matte-scorie modèle sans cuivre, produite synthétiquement sous conditions de laboratoire. Les analyses chimiques de la scorie du four éclair et de la scorie synthétique modèle étaient de 0·88%Cu–36·1%SiO₂–43·9%FeO–3·7%Fe₂O₃ et de 37·6%SiO₂–60·0%FeO–2·4%Fe₂O₃, respectivement. Dans chaque expérience, on a mélangé la même quantité de scorie et de matte, avec addition de quantités prédéfinies de colémanite, et fondu ensemble à 1250°C à différentes durées sous atmosphère d’azote dans un creuset de silice. Les résultats ont montré qu’il était possible de diminuer les pertes de cuivre à environ 0·3–0·4% en accélérant la vitesse de sédimentation des particules de matte par l’addition de colémanite, ce qui était atteint par l’augmentation attendue de la fluidité de la scorie du four éclair et par l’abaissement de sa température de liquidus.     

Recovery of titanium from titanium bearing blast furnace slag by sulphate melting

Recovery of titanium from titanium bearing blast furnace slag by ammonium sulphate and potassium sulphate melting method is carried out for the first time, which transforms the titanium bearing substances such as perovskite (CaTiO₃) into water soluble ones, such as TiOSO₄. The effect of reaction temperature on recovery efficiency of titanium was investigated through the experiment. The results showed that the recovery efficiency of titanium increased slightly with the increase in reaction temperature from 320 to 410°C. The conditions of titanium recovery from titanium bearing blast furnace slag are 410°C for 35 min, with the mass ratio of water quenched titanium bearing blast furnace slag, ammonium sulphate to potassium sulphate at 1∶8∶1. Under these conditions, the recovery efficiency of titanium was 94·7%, which was higher than ammonium sulphate melting method. Recovery efficiency of titanium was increased due to the presence of potassium sulphate. In addition, the residue was in the form of a solid powder, and the content of TiO₂ in residue was 3·20%.

Pour la première fois, on a effectué la récupération du titane à partir de laitier de haut-fourneau porteur de titane par la méthode de fusion au sulfate d’ammonium et au sulfate de potassium, qui transforme les substances porteuses de titane comme la pérovskite (CaTiO₃) en substance soluble dans l’eau, comme le TiOSO₄. On a examiné par expérimentation l’effet de la température de réaction sur le rendement de la récupération du titane. Les résultats ont montré que le rendement augmentait légèrement avec l’augmentation de la température de réaction de 320°C à 410°C. Les conditions de cette récupération du titane sont de 410°C pendant 35 min, avec le rapport de masse du laitier de haut-fourneau porteur de titane, trempé à l’eau, au sulfate d’ammonium et au sulfate de potassium, de 1:8:1. Sous ces conditions, le rendement était de 94·7%, ce qui était plus élevé que la méthode de fusion au sulfate d’ammonium. Le rendement augmentait grâce à la présence du sulfate de potassium. De plus, le résidu avait la forme d’une poudre solide et la teneur en TiO₂ de ce résidu était de 3·20%.     

DYNAMIC SIMULATION OF A FLASH FURNACE

Abstract

A real time dynamic simulation model has been developed to characterize the flash furnace operation which permits its operation in a stable form that is attuned to the operation of the Pierce Smith converters while satisfying the requirements of gases for the acid plant.

Flash furnace stability is obtained by calculating the key operational parameters (process air enrichment, oxygen coefficient and thermal support) and meeting, the desirable product variables (matte grade, silica in the slag and matte and slag temperatures). These variables are calculated from a real time simulation.

A numerical method allows one to calculate the differences of actual values compared to those predicted by the model based on the minimization of correction factors using the Lagrange multipliers method for the slag, silica, oxygen and furnace heat balance.

The operational control strategy allows the interlocked operation of the flash furnace with the converters to optimize the operational efficiency of the acid plant. This requires one to comply the flash furnace stability parameters with the copper mass flow to converters and the sulphur mass flow to the acid plant which is obtained by calculating the feed composition based on continuous blending dosing instead of fixed blends or layer preparation, as has been done traditionally. This calculation procedure was implemented in the model developed.

On a développé un modèle de simulation dynamique en temps réel pour caractériser le fonctionnement du four éclair, ce qui permet son fonctionnement stable, harmonisé au fonctionnement des convertisseurs Pierce Smith, tout en satisfaisant aux exigences en gaz de l’usine d’acide.

La stabilité du four éclair est obtenue en calculant les paramètres clés du fonctionnement (enrichissement de l’air industriel, coefficient d’oxygène et support thermique) et en obtenant les variables de produit désirées (qualité de la matte, silice dans la scorie et températures de la matte et de la scorie). Ces variables sont calculées à partir d’une simulation en temps réel.

Une méthode numérique nous permet de calculer les différences des valeurs actuelles par rapport à celles qui sont prédites par le modèle, basée sur la minimisation des facteurs de correction en utilisant la méthode des multiplicateurs de Lagrange, pour le bilan thermique de la scorie, de la silice, de l’oxygène et du four.

La stratégie de contrôle opérationnel permet le fonctionnement synchronisé du four éclair et des convertisseurs pour optimiser le rendement opératoire de l’usine d’acide. Pour cela, il est nécessaire que l’on ajuste les paramètres de stabilité du four éclair au débit massique de cuivre vers les convertisseurs et au débit massique de soufre vers l’usine d’acide, ce que l’on obtient en calculant la composition de la charge, basée sur le dosage en mélange continu au lieu de mélanges fixes ou de la préparation en couche, comme cela était fait traditionnellement. Cette procédure de calcul a été mise en application dans le modèle développé.     

Solid state and smelting reduction of Panzhihua ilmenite concentrate with coke

Abstract

Solid state and smelting reduction of ilmenite is an important process of upgrading ilmenite to high titania feedstock. In this study, an ilmenite concentrate supplied by Panzhihua Iron and Steel (Group) Co. was first reduced at solid state in an electric resistance furnace, followed by smelting reduction in an induction furnace. The effects of reducing agent (carbon) amount on the chemical composition of the solid state reduction sample and the titania slag reduced from them, were analysed. It was found that the metallisation of iron in the solid reduction samples and the grade of titania slag generally increased with increasing carbon amount from 8 to 12%, and then remained constant when the carbon amount was increased above 12%. The content of metallic iron in the titania slag increased with increasing carbon amount, because the slag viscosity and liquidus temperature increased with decreasing FeO content. It was also known that the content of Ti₂O₃ increased with decreasing the content of FeO in the slag. Some metallic iron particles were found in the high titania slag samples. The liquidus lines and viscosity of the slag were calculated using FactSage to explain the experimental results.

La réduction à l’état solide et par fusion de l’ilménite est un procédé important de valorisation de l’ilménite pour charge d’alimentation à haute teneur en dioxyde de titane. Dans cette étude, un concentré d’ilménite fourni par le groupe Panzhihua Iron and Steel Co. a d’abord été réduit à l’état solide dans un four électrique à résistances, suivi par la réduction par fusion dans un four à induction. On a analysé les effets de la quantité d’agent réducteur (carbone) sur la composition chimique de l’échantillon de réduction à l’état solide et de la scorie de dioxyde de titane réduit à partir de lui. On a trouvé que la métallisation du fer dans les échantillons de réduction solide et la qualité de la scorie de dioxyde de titane augmentaient généralement avec une augmentation de la quantité de carbone de 8 à 12%, et ensuite restaient constantes lorsqu’on augmentait la quantité de carbone au-delà de 12%. La teneur en fer métallique dans la scorie de dioxyde de titane augmentait avec l’augmentation de la quantité de carbone, parce que la viscosité de la scorie et la température du liquidus augmentaient avec une diminution de la teneur en FeO. On sait également que la teneur en Ti₂O₃ augmentait avec une diminution de la teneur en FeO dans la scorie. On a trouvé quelques particules de fer métallique dans les échantillons de scorie à haute teneur en dioxyde de titane. On a calculé les lignes de liquidus et la viscosité de la scorie en utilisant FactSage pour expliquer les résultats expérimentaux.     

Extractive metals from metallic powders recovered from waste printed circuit boards

Leaching behaviours of metallic powders were investigated using electrically generated chlorine at the anode chamber containing sulphuric acid solution, NaCl and CuSO₄. Various parameters, which included the solid/liquid ratio, current density, concentration of NaCl, CuSO₄, and H₂SO₄, leaching temperature, particle size, and stirring speed, were studied to understand the mechanism of leaching metallic powders. The capability of dissolved metallic powders increased with the increase in all parameters except the solid/liquid ratio. Leaching metallic powders were transport-controlled with a low activation energy of 14·7 kJ mol^?1. The dissolved copper could be transferred from the anodic chamber to the middle chamber by solvent extraction technology. In the electric field, copper ions are transferred from the middle chamber to the cathodic chamber through a cation exchange membrane (CEM) and electrodeposited to form copper foils. The tensile strength and elongation percentage of 65 μm-thick copper foils were 276 Mpa and 10·66%, respectively. The utilisation of metallic powders recovered from waste PCBs (WPCBs) could produce high-performance copper foil.

On a examiné le comportement de lixiviation de poudres métalliques en utilisant du chlore engendré par électricité dans la chambre de l’anode contenant une solution d’acide sulfurique, du NaCl et du CuSO₄. On a étudié une variété de paramètres, incluant le rapport solide à liquide, la densité de courant, la concentration de NaCl, de CuSO₄ et d’H₂SO₄, la température de lixiviation, la taille de particule et la vitesse d’agitation, afin de comprendre le mécanisme de lixiviation des poudres métalliques. La capacité des poudres métalliques dissoutes augmentait avec l’augmentation de tous les paramètres, sauf le rapport solide à liquide. Les poudres métalliques de lixiviation étaient contrôlées par le transport, avec une faible énergie d’activation de 14·7 kJ/mol. On pouvait transférer le cuivre dissous de la chambre anodique à la chambre du milieu au moyen de la technologie d’extraction par solvant. Dans un champ électrique, les ions de cuivre étaient transférés de la chambre du milieu à la chambre cathodique par une membrane d’échange de cation et étaient déposés par galvanoplastie pour former des feuilles de cuivre. La résistance à la traction et le pourcent d’élongation de feuilles de cuivre de 65 μm d’épaisseur étaient respectivement de 276 MPa et de 10·66%. Les poudres métalliques récupérées de cartes de circuit imprimé de rebut pourraient produire une feuille de cuivre à haute performance.     

Reduction roasting of high iron bearing zinc calcine for recovery of zinc and iron

High iron bearing zinc sulphide ore is an important resource for zinc, and the reserve is very great in the world. It is very difficult to effectively obtain zinc and iron from the source by traditional technology. In this study, a novel method was proposed for recovery of zinc and iron from high iron bearing zinc calcine, and the key procedure, reduction roasting, was investigated. The effects of CO concentration, CO₂ concentration, temperature and time on reduction roasting were studied respectively. The experimental results show that the content of soluble zinc and magnetic susceptibility reached 91·15% and 4·1×10^?4 m³ kg^?1 under the optimum conditions respectively. About 90%Zn and 9·5%Fe were dissolved from the reduction roasted zinc calcine by low acid leaching, and simultaneously, 84·3%Fe was recycled to the iron concentrate containing iron of 53·2% from zinc leaching residue by low intensity magnetic separation.

Le minerai de sulfure de zinc à haute teneur en fer est une ressource importante du zinc et il en existe une grande quantité dans le monde. Il est très difficile d’obtenir efficacement le zinc et le fer de cette source par la technologie traditionnelle. Dans cette étude, on propose une nouvelle méthode pour la récupération du zinc et du fer à partir de produit calciné de zinc à haute teneur en fer, et on examine la procédure clef, le grillage réducteur. On a étudié respectivement les effets de la concentration de CO, de la concentration de CO₂, de la température et de la durée sur le grillage réducteur. Les résultats expérimentaux montrent que la teneur en zinc soluble et la susceptibilité magnétique atteignaient respectivement 91·15% et 4·1×10^?4 m³ kg^?1 en conditions optimales. Environ 90% du Zn et 9·5% du Fe étaient dissous à partir du produit calciné de zinc de grillage réducteur par lessivage à acide faible, et simultanément, 84·3% du Fe était recyclé en concentré de fer contenant 53·2% de fer à partir du résidu de lessivage du zinc par séparation magnétique à faible intensité.     

Kinetic investigations of two processes for zinc recovery from zinc plant residue

Abstract

This paper presents a kinetic study of hydrometallurgical and pyrometallurgical processes employed for the recovery of zinc from a zinc plant residue (ZPR). The hydrometallurgical process investigated involved zinc leaching from the ZPR with sulphuric acid solution, while the pyrometallurgical process was based on zinc oxide reduction from the ZPR using activated carbon as the reducting agent. At the optimum leaching conditions, the zinc recovery was 89·5% at 95°C after 60?min. The data obtained for the leaching kinetics indicated that the dissolution of ZPR is a diffusion controlled process and the activation energy is equal to 21±2?kJ?mol^?1. The maximum zinc recovery, obtained during pyrometallurgical treatment was 72% at 1300°C after 60?min. Kinetic investigations revealed that the zinc oxide reduction is carried out in the transient kinetic area, where both diffusion and the chemical reaction control the overall process rate, with an activation energy of 38±5?kJ?mol^?1.

Cet article présente une étude cinétique d'un procédé hydrométallurgique et d'un procédé pyrométallurgique utilisés pour la récupération du zinc du résidu d'une usine de zinc (ZPR). Le procédé hydrométallurgique investigué impliquait la lixiviation du zinc du résidu de l'usine de zinc avec une solution d'acide sulfurique, alors que le procédé pyrométallurgique était basé sur la réduction de l'oxyde de zinc du résidu de l'usine de zinc en utilisant du charbon activé comme agent de réduction. Aux conditions optimales de lixiviation, la récupération du zinc était de 89·5% à 95°C après 60?min. Les données obtenues pour la cinétique de lixiviation ont indiqué que la dissolution du résidu de l'usine de zinc était un procédé contrôlé par la diffusion et l'énergie d'activation est égale à 21±2?kJ?mol^?1. La récupération maximale de zinc, obtenue lors du traitement pyrométallurgique, était de 72% à 1300°C après 60?min. Les investigations de la cinétique ont révélé que la réduction de l'oxyde de zinc était effectuée dans la zone de cinétique transitoire, où tant la diffusion que la réaction chimique contrôlent la vitesse globale du procédé, avec une activation d'énergie de 38±5?kJ?mol^?1.     

Physical chemistry of copper smelting slags and copper losses at the Paipote smelterPart 1 – Thermodynamic modelling

Abstract

Thermodynamic modelling was used in conjunction with the results of a sampling campaign to investigate the liquidus temperature and the copper losses in slag from the Teniente converter (TC) and from the slag cleaning electrical furnace (EF) at the Paipote smelter in Chile. The present paper (Part 1) describes the smelter flow sheet and discusses the results of thermodynamic calculations. The impact of process parameters such as the Fe/SiO₂ ratio, the minor oxide levels in slag (CaO, Al₂O₃, MgO and ZnO), the sulphur dioxide partial pressure p(SO₂), temperature and matte composition were examined with respect to the slag liquidus and copper level in the slags. The operating window of the Paipote TC to produce good slag quality correspond to a vessel temperature between 1200 and 1250°C, and an Fe/SiO₂ ratio in slag between 1·5 and 1·8 when the iron content of the matte is in the range of 3–6 wt-%Fe (or 76·5–73·2 wt-%Cu). Under these conditions, the TC slag (average total copper in slag ～6 wt-%Cu) contains less than 1 wt-%Cu as soluble copper with approximately 90% of total copper in the slag is entrained matte; it is noted that 0–10 wt-% solid magnetite is in suspension in the slag. As regards the EF, over the nominal temperature range from 1200 and 1270°C, the EF slag is fully molten over a wide range of Fe/SiO₂ ratios for slag containing the present level of minor oxides. An operating temperature of about 1225°C and a Fe/SiO₂ ratio in the range 1·4–1·8 are considered good conditions for optimum EF performance. The EF slag typically averages 0·82 wt-%Cu and it was estimated that under present conditions, about 50% of this copper was as soluble copper with the balance as entrained matte.

La modélisation thermodynamique a été utilisée en conjonction avec les résultats d’une campagne d’échantillonnage pour examiner la température de liquidus et les pertes en cuivre dans le laitier du convertisseur de Teniente (TC) et du four électrique (EF) de nettoyage du laitier de la fonderie de Paipote au Chili. Le présent article (1^iere Partie) décrit le schéma du procédé de la fonderie et discute les résultats des calculs thermodynamiques. On a examiné l’impact des paramètres du procédé, comme le rapport Fe/SiO2 dans le laitier, le niveau de CaO, Al2O3, MgO et ZnO dans le laitier, la pression partielle du dioxyde de soufre p(SO2), la température et la composition de la matte, sur le líquidus du laitier et sur le niveau de cuivre soluble dans le laitier. La fenêtre d’opération du TC de Paipote permettant de produire une bonne qualité de laitier correspond à une température entre 1200 et 1250C et à un rapport Fe/SiO2 dans le laitier entre 1·5–1·8 lorsque la teneur en fer de la matte est dans la gamme de 3 à 6% en poids (ou 76·5 à 73·2%Cu). Sous ces conditions, le laitier du TC contenant un cuivre moyen total d’environ 6% contient moins que 1% en poids de Cu sous forme de cuivre soluble. Ce rapport permet de déduire qu’approximativement 90% du cuivre total dans le laitier est sous forme de matte entraînée. On note également qu’entre 0 et 10% en poids de magnétite solide est en suspension dans le laitier, dans les conditions normales d’opération. En ce qui concerne le EF, le laitier est complètement fondu sur une large gamme de rapports de Fe/SiO2 pour une température comprise entre 1200 à 1270°C en considérant les niveaux actuels en CaO, Al2O3, MgO et ZnO dans le laitier. Une température de fonctionnement d’environ 1225C et un rapport Fe/SiO2 dans une gamme de 1·4 à 1·8 sont considérés comme des bonnes conditions pour le rendement optimal du EF. Le laitier du EF contient typiquement une moyenne de 0·82% Cu et l’on a estimé que sous les conditions présentes, environ 50% de ce cuivre se trouvait sous la forme de cuivre soluble, le reste étant sous la forme de matte entraînée.     

A chemical equilibrium model of the imperial smelting blast furnace

Abstract

A mathematical model of the Imperial Smelting lead-zinc blast furnace was developed to determine the critical reactions and to evaluate certain parameters of its operation. The model was based on the assumption that equilibrium existed throughout, except that carbon was assumed not to react until it reached the tuyeres. The two major reactions occurring in the lower parts of the furnace are found to be:

Zn(g) +CO₂ = ZnO +CO (1)

ZnS + Pb = Zn(g) + PbS(g) (2)

The second one has heretofore been neglected, but it is critical in predicting the furnace behaviour. Large quantities of lead, zinc, and sulphur circulate inside the furnace in the tuyere-equilibrium zone. Results calculated by the model show that sinter sulphur content and tap temperature have a major effect on this circulation and on zinc recovery and slag composition. The predicted results and published furnace data are in good agreement, indicating that a calculation that assumes equilibrium is a useful approximation of a real furnace.

Résumé

Un modèle mathématique du haut--fourneau «Imperial Smelting» a zinc et plomb est proposé pour etablir les réactions critiques et pour évaluer certains paramètres de fonctionnement. Le modéle est basé sur la supposition que le système est entièrement en équilibre, sauf le carbone qui est supposé ne pas réagir avant d'atteindre la région des tuyères. On trouve que les deux réactions principales qui s'effectuent au fond du four sont:

Zn(g) +CO₂ = ZnO +CO (1)

ZnS + Pb = Zn(g) + PbS(g) (2)

Bien que la deuxième réaction ait été ignorée jusqu'à présent, la prise en considération de cette réaction est essentielle si on veut prévoir Ie comportement du four. De grandes quantités de plomb, zinc et soufre circulent dans le four dans la région d'équilibre des tuyères. Des calculs a partir du modèle indiquent que la teneur en soufre des boulettes ainsi que la température de la coulée ont une influence importante sur cette circulation ainsi que sur la récupération du zinc et sur la composition des scories. Le fait que les résultats prévus et les données publiees pour ce haut-fourneau soient en bon accord indique qu'un modèle base sur la supposition de l'équilibre est une approximation valable pour un vrai four.     

Recovery of TiCl4 from the slurry formed in raw titanium tetrachloride by extraction with halogenated hydrocarbon

The recovery of TiCl₄ from the slurry formed in raw titanium tetrachloride was studied and a new environment friendly process was developed by selective extraction, gravity sedimentation and distillation. The results from the experiment confirmed that this technology was an effective method for the recovery of TiCl₄ from the slurry. During selective extraction and gravity sedimentation process, dichloromethane was considered to be the best extractant comparing to chloroform and carbon tetrachloride. Meanwhile, nearly 91% of TiCl₄ was recovered by extracting with dichloromethane in the solvent/slurry (L/S) ratio of 2 : 1 for 5 min. The study of gravity sedimentation also indicates that the concentration of TiCl₄ in the extracting solution should be controlled to ensure the separation of extracting solution and residue by gravity sedimentation. Raman spectroscopy analysis and relative volatilities of CH₂Cl₂ and TiCl₄ indicates that titanium tetrachloride and dichloromethane can be separated effectively by distillation. Finally, the experiment confirmed the separation of CH₂Cl₂ and TiCl₄, and crude titanium tetrachloride with TiCl₄ and CH₂Cl₂ concentration of 8·46 and 0·09 mol L^?1, respectively were obtained by distilling the extracting solution at 120°C.

On a étudié la récupération du TiCl₄ de la suspension formée dans le chlorure de titane brut et l’on a développé un nouveau procédé vert par extraction sélective, décantation par gravité et séparation par distillation. Les résultats ont indiqué que cette technologie constituait une méthode efficace de récupération du TiCl₄ de la suspension. On a examiné les conditions affectant l’efficacité de l’extraction du TiCl₄ dans le procédé, incluant le rapport de masse L/S et la durée de contact. L’expérience de sédimentation a indiqué que le résidu avait une plus grande vitesse de sédimentation dans le mélange de chlorure de titane et de chlorure de méthylène par rapport au chlorure de titane. On a estimé le diamètre moyen de la particule de résidu au moyen de l’équation de Navier–Stokes, d’après les résultats expérimentaux. L’analyse de spectroscopie Raman a indiqué qu’il ne se produisait pas de réaction et qu’il n’y avait pas de nouvelles espèces engendrées lorsque le chlorure de titane était dissous dans le chlorure de méthylène. L’expérience de distillation a montré que l’on pouvait séparer efficacement le mélange de chlorure de titane et de chlorure de méthylène par distillation.     

The Kinetics of Slag-Metal Reactions

Abstract

The experimental techniques which are available for the study of the kinetics of slag-metal reactions are considered. The possible rate controlling mechanisms are briefly reviewed. An analysis is made of the various studies of slag-metal reaction kinetics and attempts are made to correlate the results of different investigations. Of particular interest in this context are the studies of silica reduction by carbon in iron and sulphur transfer studies between slag and metal. Studies of manganese, phosphorus and chromium transfer in ferrous systems are briefly reviewed as well as the reduction of ferrous oxide from slags.

Résumé

Dans cet article, les méthodes expérimentales disponibles pour l'etude de la cinétique des réactions métal-scorie sont exposées. Les mécanismes possibles pouvant contrôler les taux de réaction sont briévement revus. Une analyse des diverses études sur la cinétique des réactions métal-scorie est faite. De plus, des corrélations entre les résultats des différentes études ont tente d'etre obtenues. Un intérét dans ce domaine est l'etude de la réduction de la silice par le carbone present dans le fer, ainsi que les études du transfert du soufre entre le métal et la scorie. Les études sur le transfert du manganése, du phosphore et du chrome en présence de fer sont briévement revus ainsi que la réduction de l'oxyde de fer contenu dans la scorie.     

Growth of phosphorus concentrating phase in modified steelmaking slags

Abstract

Recycling steel slag to metallurgical process requires removing phosphorus from slag. In this paper, solidification experiments of converter slag modified by SiO₂ at three isothermal temperatures with several durations were performed at air conditions from superheating temperature (1520°C). Grain size evolution of P concentrating phase (C₂S, dicalcium silicate) was investigated. Results show that crystal size distributions of C₂S can be fitted by lognormal distributions, the average size of C₂S increases with increasing dwelling time and grows faster at higher holding temperature, and the relationship between average size of C₂S and holding time can be best described by equation D?=?kt^m. It is concluded that the growth mechanism of C₂S is diffusion controlled, and higher isothermal temperature promotes the growth of C₂S.

Le recyclage de la scorie de l’acier par un procédé métallurgique nécessite l’enlèvement du phosphore de la scorie. Dans cet article, on discute d’expériences de solidification de scorie de convertisseur modifiée par du SiO₄ à trois températures isothermes avec durées variées, effectuées à l’air à partir d’une température de surchauffage (1520°C). On a examiné l’évolution de la taille de grain de la phase de concentration du P (C₂S, silicate dicalcique). Les résultats montrent que l’on peut ajuster les distributions de la taille de cristal (CSD) du C₂S à une distribution log-normale, que la taille moyenne du C₂S augmente avec l’augmentation du temps de résidence et croît plus vite à une température plus élevée de rétention et que la relation entre la taille moyenne du C₂S et la durée de rétention est bien décrite par l’équation D?=?kt^m. On conclut que le mécanisme de croissance du C₂S est contrôlé par la diffusion et que la température isotherme la plus élevée favorise la croissance du C₂S.     

Freeze lining formation in continuous converting calcium ferrite slags. II

The heat transfer properties of freeze linings generated in laboratory conditions, by industrial calcium ferrite slags from a continuous copper matte flash converting furnace, have been studied in situ in the molten slag using a water cooled probe technique. The measured heat conductivity of the freeze lining formed, estimated from direct measurements in steady state conditions, was 8·0±1·5 W m^?1 K^?1. The obtained heat conductivity of the freeze lining is 50–100% higher than that of the iron silicate slag freeze linings. The calcium ferrite slag forms a fully crystalline freeze lining. Various ferrites and metallic copper develop the observed high heat conductivity when copper precipitated from the slag during solidification fills the intergranular cavities of the ferrite crystals tightly in forming the freeze lining layer.

On a étudié les propriétés de transfert de chaleur de revêtements de gel engendrés en laboratoire par des scories industrielles de ferrite de calcium, à partir d’un four éclair en continu de cémentation de matte de cuivre, dans la scorie fondue en utilisant la technique du capteur refroidi à l’eau. La conductibilité thermique mesurée du revêtement de gel formé, estimée par des mesures directes en conditions de régime permanent, était de 8·0±1·5 W m^?1 K^?1. La conductibilité thermique obtenue du revêtement de gel est de 50 à 100% plus élevée que celle des revêtements de gel de scorie de silicate de fer. La scorie de ferrite de calcium forme un revêtement de gel entièrement cristallin. Les différentes ferrites et le cuivre métallique développent la conductibilité thermique élevée observée lorsque le cuivre précipité à partir de la scorie pendant la solidification remplit hermétiquement les cavités intergranulaires des cristaux de ferrite dans la couche de revêtement de gel en formation.     

Thorium and rare earth recovery in Canada: the first 30 years

Abstract

Pioneering methods to recover thorium and rare earths as byproducts of uranium recovery were developed and applied in Elliot Lake, Ontario, during the 1960s. The district became a major supplier of these key elements from about 1960 until 1990 and at one stage supplied much of the world’s thorium and perhaps one third of its yttrium. This paper reviews these early thorium rare earth operations.

On a développé et appliqué des méthodes innovatrices pour la récupération du thorium et des terres rares comme sous-produits de la récupération de l’uranium, à Elliot Lake, en Ontario, dans les années 60. Le district devint un fournisseur majeur de ces éléments clés à partir d’environ 1960 jusqu’en 1990 et, à une certaine période, fournissait la plupart du thorium mondial et peut-être un tiers de son yttrium. Cet article examine ces premières opérations de thorium et de terre rare.     

The mineralogy of pyrrhotite from Sudbury CCN and Phoenix nickel ores and its effect on flotation performance

Abstract

The non‐stoichiometric sulphide pyrrhotite (Fe_1?xS), common to many nickel ores, occurs in a variety of crystallographic forms and compositions. In order to manipulate its performance in nickel processing operations either to target the recovery or rejection or pyrrhotite, one needs an understanding of pyrrhotite mineralogy, reactivity and the effect this may have on its flotation performance. In this study, a non‐magnetic Fe₉S₁₀ pyrrhotite from Sudbury CCN in Canada and a magnetic Fe₇S₈ pyrrhotite from Phoenix in Botswana were selected to explore the relationship between mineralogy, reactivity and microflotation. Non‐magnetic Sudbury pyrrhotite was less reactive in terms of its oxygen uptake and showed the best collectorless flotation recovery. Magnetic Phoenix pyrrhotite was more reactive and showed poor collectorless flotation, which was significantly improved with the addition of xanthate and copper activation. These differences in reactivity and flotation performance are interpreted to be a result of the pyrrhotite mineralogy, the implications of which may aid in the manipulation of flotation performance.

La pyrrhotine sulfureuse non stoechiométrique (Fe_1?xS), commune à plusieurs minerais de nickel, se retrouve sous une variété de formes cristallographiques et de compositions. Afin de manipuler son rendement lors des opérations de traitement du nickel, soit afin de viser la récupération ou bien la rejection de la pyrrhotine, on a besoin de comprendre la minéralogie de la pyrrhotine, sa réactivité et leur effet sur le rendement de sa flottation. Dans cette étude, on a choisi une pyrrhotine non magnétique, Fe₉S₁₀, de Sudbury CCN au Canada et une pyrrhotine magnétique, Fe₇S₈, de Phoenix au Botswana, pour explorer la relation entre la minéralogie, la réactivité et la microflottation. La pyrrhotine non magnétique de Sudbury était moins réactive par rapport à son absorption d'oxygène et a montré la meilleure récupération par flottation sans collecteur. La pyrrhotine magnétique de Phoenix était plus réactive et a montré une mauvaise flottation sans collecteur, que l'on a améliorée significativement avec l'addition de xanthate et l'activation au cuivre. Ces différences de réactivité et de rendement de la flottation sont interprétées comme étant un résultat de la minéralogie de la pyrrhotine, dont les implications peuvent aider à manipuler le rendement de la flottation.