Oxide nickel ores smelting of ferronickel in two-zone Vaniukov Furnace

Abstract

Gipronickel Institute is developing a brand new process of Kempirsay Deposit’ nickel oxide ore treatment to ferronickel based on Vaniukov Furnace smelting technology. Results of the extended laboratory scale tests using the pilot Vaniukov two-zone Furnace are presented. It is demonstrated that treatment of relatively poor nickel oxide ore (Ni, 1·05 mass-%) according to the abovementioned technology can result in production of high grade ferronickel (Ni?20%) at high nickel recovery (>90%). Technological peculiarities of the processes taking place in the furnace’ smelting and reduction areas are considered.

L’Institut Gipronickel est en train de développer un procédé entièrement nouveau pour le traitement du minerai d’oxyde de nickel en ferronickel du dépôt de Kempirsay, basé sur la technologie de fonte du four Vaniukov. On présente les résultats des essais approfondis à l’échelle du laboratoire utilisant le four pilote Vaniukov à deux zones. On démontre que le traitement de minerai d’oxyde de nickel à teneur relativement faible (1·05% en masse de Ni) peut aboutir, d’après la dite technologie, en une production de ferronickel de haute qualité (?20% de Ni) avec récupération élevée du nickel (>90%). On considère les particularités technologiques des procédés qui ont lieu lors de la fonte dans le four et dans les zones de réduction.     

Dissolution kinetics of chromium ore in slag system for stainless steelmaking

Abstract

To reveal the smelting reduction mechanism of chromium ore for producing stainless steel in converter, the dissolution behaviour of chromium ore in CaO–SiO₂–MgO–Al₂O₃ slag system was studied by laboratory experiments, and the effects of different temperatures and slag compositions on the dissolution rate of chromium ore in slag were investigated. A kinetic model for the dissolution process of chromium ore was developed for the first time. The dissolution process of chromium ore is controlled by the surface dissolution reaction under the conditions of the present experiments. The effects of temperature, slag composition and particle size of chromium ore on the dissolution rate of chromium ore are relatively great. The chromium ore sand is suggested to be used as raw material in the smelting reduction converter.

Afin de révéler le mécanisme de réduction de la fusion du minerai de chrome pour la production d'acier inoxydable dans un convertisseur, on a étudié le comportement de dissolution du minerai de chrome dans le système de laitier CaO-SiO₂-MgO-Al₂O₃, par des expériences en laboratoire. On a examiné l'effet des différentes températures et compositions de laitier sur la vitesse de dissolution du minerai de chrome dans le laitier. Pour la première fois, on a développé un modèle cinétique du procédé de dissolution du minerai de chrome. Le procédé de dissolution du minerai de chrome est contrôlé par la réaction de dissolution à la surface sous les conditions des présentes expériences. Les effets de la température, de la composition du laitier et de la taille de particule du minerai de chrome sur la vitesse de dissolution du minerai de chrome sont relativement importants. On suggère que le sable de minerai de chrome soit utilisé comme matériau brut dans le convertisseur de réduction de fusion.     

Effect of mechanical activation on carbothermal reduction of chromite with graphite

Abstract

The carbothermal reduction of mechanically activated chromite with graphite under an argon atmosphere was investigated at temperatures between 1100 and 1400°C and the effects of the mechanical activation on chromite structure were analysed by X-ray diffraction, scanning electron microscopy and specific surface area measurement. An increase in specific surface area resulted in more contact points. The activation procedure led to amorphisation and structural disordering in chromite, and accelerated the degree of reduction and metallisation in the mixture of chromite and graphite.

On a effectué une investigation de la réduction carbothermique avec du graphite, de la chromite activée mécaniquement, en atmosphère d’argon, à des températures entre 1100 et 1400°C, et l’on a analysé les effets de l’activation mécanique sur la structure de la chromite par diffraction des rayons x, par microscopie électronique à balayage et par mesure de la surface spécifique. Une augmentation de la surface spécifique résultait en des points de contact plus nombreux. La procédure d’activation menait à une structure plus amorphe et en désordre de la chromite et accélérait le degré de réduction et de métallisation dans le mélange de chromite et de graphite.     

Study on leaching of molybdenum and nickel from Ni–Mo ore using sodium chlorate

Abstract

The leaching of molybdenum and nickel from a Ni–Mo ore was investigated by acidic oxidative leaching with sodium chlorate followed by caustic leaching of the acid leach residue. The results indicated that the sulphides of nickel and molybdenum in the Ni–Mo ore were oxidised and dissolved in the solution. The molybdenum remaining in the residue was further recovered by direct caustic leaching. The leaching of nickel and molybdenum reached 92 and 60% respectively, with sodium chlorate consumption of 60 g per 100 g ore and hydrochloric acid consumption of 0·52 mol per 100 g ore at a L/S ratio of 3∶1 and 90°C for 2 h. After caustic leaching of the acid leach residue with sodium hydroxide consumption of 45 g per 100 g dried residue at a L/S ratio of 3∶1 and 40°C for 15 min, the total leaching of molybdenum increased to 96%. A conceptual process flowsheet for the leaching of the Ni–Mo ore has been developed.

On a examiné le lessivage du molybdène et du nickel à partir d’un minerai de Ni-Mo, par lessivage acide oxydant avec du chlorate de sodium suivi par lessivage caustique du résidu d’attaque acide. Les résultats indiquaient que les sulfures de nickel et de molybdène du minerai de Ni–Mo étaient oxydés et dissous dans la solution. Le molybdène du résidu était davantage récupéré par lessivage caustique direct. Le lessivage du nickel et du molybdène atteignait 92 et 60%, respectivement, avec une consommation de chlorate de sodium de 60 g par 100 g de minerai et une consommation d’acide chlorhydrique de 0·52 mol par 100 g de minerai avec un rapport de L/S de 3∶1 à 90°C pendant 2 h. Après le lessivage caustique du résidu d’attaque acide avec une consommation d’hydroxyde de sodium de 45 g par 100 g de résidu séché avec un rapport de L/S de 3∶1 à 40°C pendant 15 min, le lessivage total du molybdène augmentait à 96%. On a développé un schéma de procédé conceptuel pour le lessivage du minerai de Ni–Mo.     

Reduction roast and magnetic separation of oxidized iron ores for the production of blast furnace feed

Low grade oolitic iron ore from the Aswan locality, assaying 45.23% Fe and 23.93% insoluble residue, was tested for concentration using reduction roasting and subsequent low intensity magnetic separation for the production of blast furnace feed. The ore is a low grade, high phosphorus, and high alumina oolitic hematite. Fine grinding of the ore was found to be imperative due to the fine dissemination characteristics of the ore. The application of reduction roasting-low intensity magnetic separation process for high grade concentrate production and minimum hot metal costs was investigated. The studies included the use of gaseous reductants such as H₂ or CO, and the different parameters affecting the process were verified. Optimization of the process was demonstrated on a bench scale. Quality magnetic concentrates assaying 59.6% FE with recoveries of about 90% were obtained from a run of mine ore assaying 45.23% Fe.Révaluésumévalué- On a évalué la concentration de minerai de fer oolithique de basse qualité de la localité dAswan, essayant à 45.23% Fe et 23.93% de résidus insolubles. On a utilisé le grillage par réduction et une séparation magnétique subséquente à basse intensité pour la production dalimentation de haut fourneau. Le minerai est une hématite oolithique de basse qualité, haute en phosphore et en oxyde daluminium. On a trouvé que le meulage fin du minerai était impératif dû aux caractéristiques de dissémination fine du minerai. On a étudié lapplication du procédé de grillage par réduction-séparation magnétiqué, à faible intensité, à la production de concentré de haute qualité et des coûts minimums de métal chaud.Létude inclue lutilisation dagents réducteurs gazeux tels que H₂ ou CO. On a vérifié les différents paramètres affectant le procédé. On a optimisé le procédé à léchelle du laboratoire. © 1998 Canadian Institute of Mining and Metallurgy. Published by Elsevier Science Ltd. All rights reserved.     

Modelling and simulation of vacuum filtration of ore slurry: a case study on limestone-hosted Indian uranium ore

This paper discusses the results of vacuum filtration studies carried out on a finely ground uranium ore slurry with the objective of maximizing the filtration rate. Constant-pressure experiments were carried out to determine the filtration parameters such as specific cake resistance, cake permeability and medium resistance. The experimental data were analysed using the well-known power law function of the cake-forming pressure with specific cake resistance and cake concentration. The power law model equation developed was experimentally validated and the predicted values agreed very well with the experimental findings with >95% confidence level. This study helps in design and scale-up of filtration units to be used at industrial – size.

Cet article discute des résultats d’études de filtration sous vide effectuées avec une suspension de minerai d'uranium moulu finement, ayant pour objectif de maximiser la vitesse de filtration. On a effectué des expériences à pression constante afin de déterminer les paramètres de filtration comme la résistance spécifique du comprimé, la perméabilité, la résistance moyenne etc. On a analysé les données expérimentales en utilisant la fonction bien connue de la loi exponentielle de la pression de formation du comprimé, avec sa résistance spécifique et sa concentration. On a validé expérimentalement l’équation développée pour le modèle de loi exponentielle. Les valeurs prédites s'accordaient très bien avec les données expérimentales, avec un niveau de confidence > 95%. Cette étude aide à la conception et à l'agrandissement à l’échelle d'unités de filtration pour utilisation à l’échelle industrielle     

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.     

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.     

A review of problems in iron-ore reduction by solid-state processes

Abstract

This paper reviews the problems involved in iron-ore reduction by the solid-state processes. These processes are mostly limited to a 700°–1100°C temperature range. Because the rate of chemical reactions is relatively slow within this range compared with the blast furnace in which temperatures are much higher, the kinetics of iron-ore reduction assumes great importance.

The generally accepted reduction mechanisms are described as well as the reaction rate-controlling steps and chemical equilibria. With this background as a basis for comparison, the problems in reduction of iron ores in rotary kilns using solid fuel reductants, in shaft furnaces using gaseous reductants and in fluid-bed reactors are analyzed. This analysis shows that rotary kilns present the most problems and fluid-bed reactors the least.

Résumé

Dans cet article on examine les problèmes que comportent les procédés de réduction de minerai de fer à l'etat solide. Pour de tels procédés, la réduction se fait, en général, entre 700 et 1100°C. Les vitesses de réaction sont lentes à de telles températures, en comparaison avec le haut-fourneau où la température est beau coup plus elevee; de ce fait, la cinétique de la réduction du minerai de fer revêt une grande importance.

On décrit les méchanismes de la réduction généralement acceptés, les étapes limitant la vitesse de réaction et les équilibres chimiques, on examine les problèmes que comportent la réduction de minerais de fer en four rotatif avec agents reducteurs solides, en fours verticaux avec gaz réducteurs et en réacteurs à lits fluidisés. De cela on conclut que ce sont les fours rotatifs qui présentent le plus de problèmes et les réacteurs à lits fluidisés qui en présentent le moins.     

Influence of process parameters on reduction contours during production of ferrochromium in submerged arc furnace

Abstract

Contours of iso‐reduction lines in the submerged arc furnace producing ferrochromium were constructed using a mathematical model based on the temperature profile inside the furnace and the kinetics of reduction of chromite ores. The location and the contours of the iso‐reduction lines are significantly influenced by the temperature profile in the furnace. From the model, it is found that ～27% of the furnace volume is used for the reduction of the ore. The contours are significantly influenced by the degree of pre‐reduction of the ore charged into the furnace. The iso‐reduction lines can be used for enhancing the efficiency of the process and for better control of the operation exploiting options such as intelligent distribution of charge materials over the charge bed.

On a construit des lignes de contour d’iso‐réduction dans le four à arc submergé produisant du ferrochrome en utilisant un modèle mathématique basé sur le profil de température à l’intérieur du four et sur la cinétique de réduction des minerais de chromite. La localisation et les contours des lignes d’iso‐réduction sont influencés significativement par le profil de température dans le four. À partir du modèle, on a trouvé qu’environ 27% du volume du four était utilisé pour la réduction du minerai. Les contours sont influencés significativement par le degré de pré‐réduction du minerai chargé dans le four. On peut utiliser les lignes d’iso‐réduction pour augmenter le rendement du traitement et pour mieux contrôler les options d’exploitation de l’opération comme la distribution intelligente des matériaux de la charge sur le lit de chargement.     

Silicon reduction of alkali metal oxides of the type Na2O·Al2O3–xSiO2

Abstract

During the silicothermic production of magnesium from dolomite, alkali metals are produced. Assuming that these metals are present in the ore as complex oxides, the silicon reduction of the mineral nepheline syenite was examined.

This mineral was very resistant to reduction by silicon. At. 1150°C, reaction was 65% complete in seven hours. When MgO and CaO were added, the reaction was 50% complete in two hours. It is suggested that the magnesium gas produced by the reduction of MgO reduces the alkali metal silicate.

Résumé

Au cours de la préparation du magnésium par silicothermie il y a production de métaux du groupe alcalin. En faisant l'hypothese que ces métaux proviennent d'oxydes complexes compris dans le minerai il devenait intéressant d'examiner la réduction de la syénite néphélénique par sillcothermie.

Cette espèce minérale est très refractaire à la réduction par le silicium. A 1150°C la réaction était à 65 p. 100 complétée en sept heures. En présence de MgO et de CaO la réaction était à 50 p. 100 complétée en deux heures. Il semblerait que la vapeur de magnésium provenant de la réduction du MgO réduise le silicate du métal alcalin.     

Lateritic saprolite leaching in concentrated magnesium chloride media

Magnesium chloride brines present a number of potential advantages for the processing of lateritic saprolite ores for nickel production. Concentrated MgCl₂ solutions enhance the activity of acid used, allow atmospheric leaching at elevated temperature, and inhibit magnesium dissolution, which reduces acid consumption and increases metal selectivity. However, with a chloride based leach it is economically requisite to recover hydrochloric acid, conventionally accomplished by pyrohydrolysis. This work was performed in conjunction with a novel flowsheet for the processing on saprolite ores, which recovers HCl by the precipitation and subsequent decomposition of magnesium hydroxychlorides, alleviating some of the issues with pyrohydrolysis. Leaching experiments have been conducted in concentrated MgCl₂ brines, up to 4·5 m, to determine the amenable process conditions and explore the kinetics of the process. It was determined that >95% extraction of metals was possible using both aqueous and gaseous HCl, while suppressing the dissolution of Mg from the ore.

Les saumures de chlorure de magnésium présentent un nombre d’avantages potentiels dans le traitement des minerais de saprolite latéritique pour la production du nickel. Les solutions concentrées de MgCl₂ augmentent l’activité de l’acide utilisé, permettent la lixiviation atmosphérique à haute température, et inhibent la dissolution du magnésium, ce qui réduit la consommation d’acide et augmente la sélectivité du métal. Cependant, avec une lixiviation à base de chlorure, on doit récupérer l’acide hydrochlorique pour raison économique, ce qui est accompli conventionnellement par pyrohydrolyse. On a effectué ce travail en conjonction avec un nouveau schéma de procédé pour le traitement des minerais de saprolite, lequel récupère le HCl par précipitation et par décomposition subséquente des hydroxychlorures de magnésium, ce qui atténue certains des problèmes reliés à la pyrohydrolyse. On a effectué des expériences de lixiviation dans des saumures concentrées de MgCl₂, jusqu’à 4·5 m, afin de déterminer les conditions favorables du procédé et d’explorer la cinétique du procédé. On a déterminé qu’il était possible d’extraire >95% des métaux en utilisant à la fois le HCl aqueux et gazeux, tout en supprimant la dissolution du Mg du minerai.     

Dissolution Kinetics of Ulexite in Aqueous Edta Solutions

Abstract

The dissolution kinetics of ulexite in aqueous disodium Ethylene Diamine Tetra Acidic Acid (EDTA) solutions has been investigated with respect to the effects of particle size, solution concentration, pH of solution, calcination temperature and reaction temperature. The rate of the reaction decreases as the particle size and pH of the solution increase, but the rate increases with an increase in both solution concentration and reaction temperature. The sample pre-heated at 140 °C has the highest dissolution rate. The rate of the dissolution can be expressed according to the unreacted shrinking core model with changing fluid phase concentration.

On a étudié la cinétique de dissolution de l'ulexite dans des solutions de bisodium aqueux d'EDTA, en rapport avec l'effet de taille de particule, de concentration et de pH de la solution ainsi que des températures de calcination et de réaction. Le taux de réaction diminue avec une augmentation de la taille de particule et de pH de la solution, mais le taux augmente avec une augmentation de la concentration de la solution et de la température de réaction. L'échantillon préchauffé à 140 °C a le plus haut taux de dissolution. On peut exprimer le taux de dissolution d'après le modèle de rétrécissement du noyau non réagi en fonction du changement de concentration de la phase fluide.     

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.     

Cu-Matrix Composites Produced With Either Coated or Uncoated Reinforcement Powders

Abstract

Copper matrix composites were made by a powder metallurgy route. The reinforcements were SiC and graphite particles of loading of 20 wt.% each in the composites. One set of reinforcement particles was Cu-coated by an electroless method up to 80 wt.%. Asecond set was prepared by the admixture method in which the uncoated reinforcement particles were mixed with 80 wt.% Cu powders in a conical flask attached to a mechanical stirrer operating at 360 rpm for a period of 6 minutes. The Cu-coated reinforcements and the mixture of Cu-uncoated reinforcements were cold pressed individually and sintered at 1000 °C for different periods of time. It was found that the Cu-coated reinforcement compacts were fully sintered in shorter periods of time. Also, it was noted that the Cu-coated reinforcement composites have lower porosity, lower electrical resistivity, higher compressive properties and greater hardness.

On a fabriqué des composites avec matrice en cuivre par voie de métallurgie des poudres. Le renforcement des composites consistait en un chargement de 20% en poids de chaque espèce de particule, soit SiC et graphite. On a déposé jusqu'à 80% en poids de cuivre sur un lot de particules de renforcement, par une méthode sans courant. On a préparé un second lot par la méthode de matière ajoutée par laquelle les particules de renforcement sans rev?tement étaient mélangées avec 80% en poids de cuivre en poudre dans un flacon conique attaché à un agitateur mécanique, opérant à 360 rpm pendant 6 minutes. On a pressé à froid individuellement les renforcements à rev?tement de cuivre et le mélange de renforcements sans rev?tement et on les a frittés à 1000 °C, pour diverses durées. On a trouvé que les comprimés de renforcement avec rev?tement de Cu étaient complètement frittés plus tôt. Également, on a noté que les composites avec renforcement à rev?tement de Cu avaient une plus faible porosité, une plus faible résistivité électrique, des propriétés de compression plus élevées ainsi qu'une dureté plus élevée.     

Heat Transfer Modelling of the Melting of Solid Particles in an Agitated Molten Metal Bath

Abstract

The melting of solid particles in stagnant melt such as the melting of iron pellets in an electric arc-furnace has been the subject of many investigations. However, little work can be found in the literature about the modelling of heat transfer during the melting of solid particles in an agitated molten metal bath. The present work deals with the development of a heat transfer model for the melting of the solid pellets in a stirred melt, as melting in induction furnaces or gas-stirred vessels. First, the flow pattern in the liquid bath was obtained using a two-equation k–ε turbulent flow model which was further employed to obtain the particle's trajectory and its slip velocity. The heat transfer coefficient between the melt and particle was then calculated and used in the model to identify the rate of heat transfer to the particle. Parametric studies were carried out to evaluate the effects of such parameters as physical properties of particle and those of the melt on the melting rate of particle. © 1998 Canadian Institute of Mining and Metallurgy. Published by Elsevier Science Ltd. All rights reserved.

Résumé

La fonte de particules solides dans un liquide stagnant, telle que la fonte de boulettes de fer dans un four à arc électrique, a été le sujet de plusieurs investigations. Cependant, on trouve peu d'information dans la litterature sur la modélisation du transfert de chaleur lars de la fonte de particules solides dans un bain agite de métal fondu. Le present travail a pour objet le développement d'un modèle de transfert de chaleur de la fonte de boulettes solides dans un liquide agité, telle que la fonte dans les fours a induction ou les réacteurs à agitation gazeuse. Premièrement, on a obtenu le patron d'écoulement dans le bain liquide en utilisant un modèle d'écoulement turbulent à deux equations, k–ε, également utilisé pour obtenir la trajectoire de la particule et sa vélocité de glissement. On a ensuite calculé le coefficient de transfert de chaleur entre le liquide et la particule et on l'a utilisé dans le modéle pour identifier le taux de transfert de chaleur vers la particule. On a mene des etudes paramétriques afin d'evaluer l'effet de parametres tels que les proprietes physiques de la particule et celles du liquide sur le taux de fonte de la particule. © 1998 Canadian Institute of Mining and Metallurgy. Published by Elsevier Science Ltd. All rights reserved.     

Reduction Roast and Magnetic Separation of Oxidized Iron Ores for the Production of Blast Furnace Feed

Abstract

Low grade oolitic iron ore from the Aswan locality, assaying 45.23% Fe and 23.93% insoluble residue, was tested for concentration using reduction roasting and subsequent low intensity magnetic separation for the production of blast furnace feed. The ore is a low grade, high phosphorus, and high alumina oolitic hematite. Fine grinding of the ore was found to be imperative due to the fine dissemination characteristics of the ore. The application of reduction roasting-low intensity magnetic separation process for high grade concentrate production and minimum hot metal costs was investigated. The studies included the use of gaseous reductants such as H₂ or CO, and the different parameters affecting the process were verified. Optimization of the process was demonstrated on a bench scale. Quality magnetic concentrates assaying 59.6% FE with recoveries of about 90% were obtained from a run of mine ore assaying 45.23% Fe.

Réesumé

On a évalué la concentration de minerai de fer oolithique de basse qualité de la localité d'Aswan, essayant à 45.23% Fe et 23.93% de résidus insolubles. On a utilisé le grillage par réduction et une séparation magnétique subséquente à basse intensité pour la production d'alimentation de haut fourneau. Le minerai est une hématite oolithique de basse qualité, haute en phosphore et en oxyde d'aluminium. On a trouvé que le meulage fin du minerai était impératif dû aux caractéristiques de dissémination fine du minerai. On a étudié l'application du procédé de grillage par réduction-séparation magnétique, à faible intensité, a la production de concentré de haute qualite et des couts minimums de métal chaud.

L'etude inclue l'utilisation d'agents réducteurs gazeux tels que H₂ ou CO. On a vérifié les différents parametres affectant le procede. On a optimise le procédé à l'echelle du laboratoire.     

Particle Discrimination in Water Based Limca (Liquid Metal Cleanliness Analyzer) System

Abstract

A mathematical model has been developed to predict the motion of particles in a water based version of the LiMCA system — APS II (Aqueous Particle Sensor) system. The fluid field entering the electric sensing zone (ESZ) was obtained by solving the Navier-Stokes equations and the trajectories of particles by equations for the motion of particles. The results showed that the motions of the particles inside the parabolic shaped orifice are affected by particle density and size. Entrained micro-bubbles lead the fluid flow, travelling faster than latex micro-spheres, which are slightly denser than the fluid and lag only slightly behind the flow. Silica particles, which are much denser than the fluid, lag significantly behind the flow, accelerating more slowly than latex micro-spheres and much more slowly than bubbles. The relative velocities between the entrained particles and the inflowing water decrease with decreasing particle size. The experimental results showed that 1) larger particles have longer transit times than do smaller ones, 2) bubbles have shorter transit times than do latex spheres and much shorter than do silica particles of the same size and 3) differences in transit times are more pronounced for larger particles in keeping with theoretical predictions. The results prove that inclusion discrimination on the basis of density difference is realizable in water based LiMCA systems.

On a développé un modèle mathématique pour prédire le mouvement des particules dans une version à base d’eau du système “LiMCA” (analyseur de la ‘propreté’ du métal liquide)—système APS II (détecteur aqueux pour particules). On a obtenu le champ fluide entrant la zone de détection électrique (ESZ) en résolvant les équations de Navier-Stokes; on a obtenu la trajectoire des particules par les équations du mouvement des particules. Les résultats montrent que le mouvement des particules à l’intérieur de l’orifice parabolique est affecté par la densité et la taille des particules. Les micro-bulles entraînées conduisent l’écoulement de fluide, voyageant plus vite que les microsphères de latex, qui sont légèrement plus denses que le fluide et ne sont que très légèrement en retard derrière l’écoulement. Les particules de silica, qui sont beaucoup plus denses que le fluide, sont significativement en retard derrière l’écoulement, accélérant plus lentement que les micro-sphères de latex et beaucoup plus lentement que les bulles. La vélocité relative entre les particules entraînées et l’eau d’entrée diminue avec une diminution de la taille des particules. Les résultats expérimentaux montrent que 1) les plus grosses particules ont une durée de passage plus longue que les petites particules, 2) les bulles ont une durée de passage plus courte que les sphères de latex et beaucoup plus courte que les particules de silica de la même taille. 3) Les différences de durée de passage sont plus prononcées pour les plus grosses particules, en accord avec la théorie. Les résultats prouvent que la discrimination d’inclusion sur la base de la différence de densité est réalisable avec un système “LiMCA” à base d’eau.     

Influence of welding parameters on peak load and energy absorption of dissimilar resistance spot welds of DP600 and AISI 1008 steels

Abstract

This paper addresses the mechanical performance of dissimilar resistance spot welds between DP600 and AISI 1008 low carbon steels. The weldability lobe was established and proper welding conditions to produce welds with sufficient size and without expulsion were determined. Correlations among the process parameters (welding current and welding time), physical spot weld attributes (fusion zone size and electrode indentation depth) and mechanical performance (peak load and energy absorption) were analysed. It was shown that the increases in welding current and welding time result in increases in fusion zone size and electrode indentation depth. In the low heat input welding condition, welds failed in interfacial failure mode. Increasing welding heat input results in sufficient weld size and promotes pullout failure mode with improved mechanical properties in terms of peak load and failure energy. However, a further increase in heat input caused metal expulsion and the failure mode was changed to partial pullout–partial thickness mode with reduced energy absorption capability.

Cet article discute du rendement mécanique de soudures dissimilaires par points entre les alliages à faible carbone DP600 et AISI 1008. On a établi le lobe de soudabilité et l’on a déterminé les conditions appropriées de soudage afin de produire des soudures d’une taille suffisante et sans expulsion. On analyse la corrélation entre les paramètres du processus (courant de soudage et temps de soudage), les attributs physiques de la soudure par points (taille de la zone de fusion et profondeur d’indentation de l’électrode) et le rendement mécanique (charge maximale et absorption d’énergie). On a montré qu’une augmentation du courant de soudage et du temps de soudage avait pour résultat une augmentation de la taille de la zone de fusion et de la profondeur d’indentation de l’électrode. Sous condition de soudage à faible apport de chaleur, les soudures défaillaient en mode de défaillance à l’interface. L’augmentation de l’apport de chaleur de soudage avait pour résultat une taille de soudure suffisante et favorisait le mode de défaillance par arrachement avec des propriétés mécaniques améliorées quant à la charge maximale et à l’énergie de défaillance. Cependant, une augmentation additionnelle de l’apport de chaleur résultait en l’expulsion du métal et le mode de défaillance se changeait en un mode d’arrachement partiel-épaisseur partielle avec capacité réduite d’absorption d’énergie.     

Effect of welding parameters on the mechanical properties of AA2024 aluminium alloy joints welded by resistance seam welding

In this study, sheets of aluminium alloy 2024-T6 of 1?6 mm thickness were welded using the technique of resistance seam welding (RSEW) with different welding parameters. The peak load, energy absorption and failure mode obtained from tensile shear tests were used to describe the mechanical performance of seam welds. The results revealed that the increase in welding current and time and the decrease in electrode force increased tensile shear strength. The interfacial to pullout transition for the AA2024 seam welds occurred at a critical weld nugget (WN) diameter of 3?77 mm. In addition, a hardness evaluation was carried out in order to determine the effect of welding parameters on the welded joints and it was found that the developed heat affected the joint hardness.

Dans cette étude, on a soudé des feuilles d’alliage d’aluminium 2024-T6 de 1·6 mm d’épaisseur en utilisant la technique de soudage par résistance en ligne continue avec différents paramètres de soudage. On a utilisé la charge maximale, l’absorption d’énergie et le mode de défaillance obtenus à partir des essais de traction en cisaillement pour décrire le rendement mécanique des soudures en ligne continue. Les résultats ont révélé que l’augmentation du courant de soudage et de la durée ainsi que la diminution de la force de l’électrode augmentaient la résistance au cisaillement par traction. La transition de l’interface à l’arrachement des soudures en ligne continue de l’AA2024 se produisait à un diamètre critique du noyau de soudure de 3·77 mm. De plus, on a évalué la dureté afin de déterminer l’effet des paramètres de soudage sur les joints soudés. On a trouvé que la chaleur développée affectait la dureté du joint.