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.     

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.     

Direct selective leaching of chalcopyrite concentrate

The ammonium persulphate (APS) leaching of chalcopyrite concentrate in the presence of ammonium carbonate was studied. The effects of ammonium carbonate concentration, APS concentration, leaching time, leaching temperature, solid/liquid ratio and stirring speed were investigated. Optimum leaching conditions were found as follows: APS concentration is 200 g L^?1; ammonium carbonate concentration is 200 g L^?1; leaching time is 180 min; leaching temperature is 60°C; solid/liquid ratio is 0·04 g mL^?1; and stirring speed is 400 rev min^?1. Under these conditions, copper extraction yield was obtained at about 72%. Furthermore, iron extraction yield decreased with increasing ammonium carbonate concentration and iron did not pass into solution under this condition. X-ray and SEM analysis also supported these results. It was determined that the copper extraction results were satisfactory by way of all experiments were performed under atmospheric conditions (i.e. low temperature and atmospheric pressure) and achieved selective copper leaching from chalcopyrite concentrate.

On a étudié la lixiviation au persulfate d’ammonium (APS) du concentré de chalcopyrite en présence de carbonate d’ammonium. On a examiné l’effet de la concentration du carbonate d’ammonium, de la concentration d’APS, de la durée et de la température de lixiviation, du rapport solide-liquide et de la vitesse d’agitation. Les conditions optimales de lixiviation suivent: concentration d’APS?=?200 g L^?1; concentration de carbonate d’ammonium?=?200 g L^?1; durée de lixiviation?=?180 min; température de lixiviation?=?60°C; rapport solide-liquide?=?0·04 g mL^?1; et vitesse d’agitation?=?400 rpm. Avec ces conditions, le rendement d’extraction du cuivre était d’environ 72%. De plus, le rendement d’extraction du fer diminuait avec l’augmentation de la concentration de carbonate d’ammonium, qui empêchait également le fer de passer en solution. L’analyse aux rayons x et au SEM supportait également ces résultats. Grâce à toutes les expériences effectuées en conditions atmosphériques (c’est-à-dire à basse température et à pression atmosphérique), on a déterminé que les résultats d’extraction du cuivre étaient satisfaisants et qu’on obtenait une lixiviation sélective du cuivre à partir du concentré de chalcopyrite.     

RECOVERY OF RARE EARTHS FROM THE SPENT OPTICAL GLASS BY HYDROMETALLURGICAL PROCESS

Abstract

A hydrometallurgical process involving conversion of rare earths to hydroxides with sodium hydroxide, leaching of the hydroxides by hydrochloric acid, purification of pregnant liquor by selective precipitation and separation of rare earths chlorides by means of solvent extraction using D2EHPAin kerosene as an extractant is developed to recover rare earths (RE) from the spent optical glass containing lanthanum, yttrium and gadolinium. The influence of NaOH concentration, liquid to solid ratio, temperature and time on the conversion of products is investigated by means of an X-ray diffractometer and inductively coupled plasma atomic emission spectrophotometer. The dependence of the RE leaching ratio on HCl concentration, liquid to solid ratio, temperature and time is also examined. Subsequently, the effect of operating parameters in the extraction, scrubbing and stripping on the separation of rare earths is investigated as well. The results show that by using the integrated process, 99.95% pure individual lanthanum chloride solution containing 31.76 g/L La with total recovery of 93.58%, 98.65% pure individual yttrium chloride solution containing 11.45 g/L Y with total recovery of 97.59% and 95.18% pure individual gadolinium chloride solution containing 5.58 g/L Gd with total recovery of 93.61% are obtained.

On développe un traitement par hydrométallurgie pour récupérer les lanthanides (RE) du verre optique usé contenant du lanthane, de l’yttrium et du gadolinium. Ce traitement implique la transformation de lanthanides en hydroxydes avec de l’hydroxyde de sodium, la lixiviation des hydroxydes par de l’acide chlorhydrique, la purification de la liqueur sursaturée par précipitation sélective et séparation des chlorures de lanthanides au moyen de l’extraction par solvant, en utilisant du D2EHPA dans du kérosène comme agent d’extraction. On étudie l’influence de la concentration du NaOH, du rapport de liquide à solide, de la température et de la durée sur la transformation des produits, au moyen d’un diffractomètre à rayons X et d’un spectrophotomètre à émission d’atome couplé à un plasma inductif. On examine également la dépendance du taux de lixiviation des lanthanides sur la concentration de HCl, sur le rapport de liquide à solide et sur la température et la durée. Subséquemment, on étudie également l’effet des paramètres de service lors de l’extraction, de la purification et du lavage sur la séparation des lanthanides. Les résultats montrent qu’en utilisant le traitement intégré on obtient une récupération totale de 93.58% La pour une solution individuelle pure à 99.95% de chlorure de lanthane contenant 31.76 g/L La, une récupération totale de 97.59% Y pour une solution individuelle pure à 98.65% de chlorure d’yttrium contenant 11.45 g/LY et une récupération totale de 93.61% Gd pour une solution individuelle pure à 95.18% de chlorure de gadolinium contenant 5.58 g/L Gd.     

Ammoniacal Percolation Leaching of Copper Ores

Abstract

The general feasibility of ammoniacal percolation leaching of copper sulphide ores has been demonstrated. The rates are comparable to those of conventional ferric sulphate-sulphuric acid systems, but without the attendant problems of carbonate or iron dissolution, For the ore column heights studied, the copper leaching rate increased approximately as the square root of the total NH₃ concentration, but was independent both of the ratio of ammonium carbonate to ammonium hydroxide and of solution pH's above 9,5, There was no dependence on the solution flow rate over a broad flow regime, and the rate increased only very slightly with increasing temperatures. Initially, increasing the ore column height or finer comminution of the ore were beneficial, but the percolation leaching rate soon became essentially independent of both variables. The percolation leaching rate under the test conditions employed was controlled by both chemical kinetics and oxygen transport; it was concluded that the oxygen transport mechanism would become more significant as the scale of operations was increased. Ammonia gas losses appear to be the most significant technical barrier to commercial adoption of ammoniacal percolation leaching.

Résumé

La possibilité de lixiviation par percolation ammoniacale de minerais sulfureux a été démontreé. Ses performances sont comparables aux systèmes sulfate ferrique-acide sulfurique, sans les inconvénients des dissolutions de fer ou de carbonate. Selon la hauteur de la colonne de minerais qui a servi de modéle dans cette étude, le taux de lixiviation du cuivre augmentait proportionnellement selon la racine carré de la concentration totale de NH₃, mais était indépendante de la proportion carbonate d'ammonium-hydroxide d'ammonium et du pH de la solution au dessus de 9.5. La variation dans le volume du flot de la solution n'affectait pas le rendement, et la performance était un peu sensible à l'augmentation de la température. Une augmentation de la hauteur de la colonne de minerais ou la réduction de la grosseur du minerai était bénéfique ou début, mais bientôt le rendement de la lixiviation par percolation s'avèrait indépendant de ces deux variables. Le rendement de la lixiviation par percolation suivant les conditions choisies pour les présents essais était dépendant de la cinétique-chimique et de l'approvisionnement d'oxygène. Avec un accroissement dans l'échelle des opérations on conclu que cet approvisionnement d'oxygène prendre une importance majeure. La perte de l'ammoniaque gazeux semble être le problème technique le plus sérieux à résoudre dans l'adaptation de la lixiviation par percolation ammoniacale.     

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.     

Extractive metallurgy of rare earths

Abstract

A short account is given on the extraction of rare earths from monazite sand, bastnasite ore, and phosphate rock of igneous origin. This includes mineral beneficiation, leaching methods, fractional crystallisation [of historical interest], ion exchange, solvent extraction, precipitation from solution, and reduction to metals.

On donne un bref compte-rendu de l’extraction des terres rares à partir de sable monazité, de minerai de bastnaésite et de roche phosphatée d’origine ignée. Ceci inclut l’enrichissement du minéral, les méthodes de lixiviation, la cristallisation fractionnelle (d’intérêt historique), l’échange d’ion, l’extraction par solvant, la précipitation à partir de solution et la réduction en métaux.     

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.     

Thermophilic bioleaching of spent petroleum refinery catalyst using Sulfolobus metallicus

Abstract

The present investigation aimed to study the thermophilic bioleaching of spent catalyst with different size fractions in modified Kelly medium with and without iron supplement using Sulfolobus metallicus. The results obtained showed Ni and Al recovery ranging from 94 to 97% and 54 to 59% respectively, with a lower recovery of Mo and V. The difference in the leaching yield in iron free and iron supplemented growth medium at all size fractions did not show much difference stating iron free modified Kelly medium to be a suitable growth medium for bioleaching of spent catalyst. However, the leaching yield obtained from different size fractions also suggested that the particle size >212 μm could be conducive for leaching of desired metal values without any problem. The redox potential profile during the bioleaching experiments and planktonic cell count ranging from 10⁶ to 10⁸ cells mL^?1 showed a luxuriant growth performance of the microorganisms in the experiments in iron free modified Kelly medium.

La présente recherche avait pour but d’étudier la biolixiviation thermophile de catalyseur usé avec différentes fractions granulométriques dans un médium de Kelly modifié avec ou sans supplément de fer en utilisant Sulfolobus metallicus. Les résultats montrent que la récupération de Ni et d’Al variait de 94 à 97% et de 54 à 59%, respectivement, avec une plus faible récupération du Mo et du V. Le rendement de la lixiviation dans le médium de croissance avec ou sans supplément de fer dans toutes les fractions granulométriques n’a pas montré grand différence. Ceci indique que le médium de Kelly modifié sans fer est un médium de croissance approprié pour la biolixiviation de catalyseur usé. Cependant, le rendement de lixiviation obtenu à partir de différentes fractions granulométriques suggérait également qu’une taille de particule >212 micromètres pourrait conduire à la lixiviation de valeurs de métal désirées, sans problème. Le profil de potentiel redox lors des expériences de biolixiviation ainsi que le compte de cellules planctoniques de 10⁶ à 10⁸ cellules/mL montraient un rendement de croissance luxuriante des microorganismes des expériences dans le médium de Kelly modifié sans fer.     

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.     

Pressure leaching of beta-spodumene by sodium chloride

Abstract

The applicability of the pressure leaching technique in the recovery of lithium from a beta-spodumene bearing concentrate has been investigated using sodium chloride as reactant in alkaline medium. Factors such as the concentration of sodium chloride and calcium hydroxide, the temperature, the pulp density, the reaction time and the particle size, which influence the rate and the extent of the lithium dissolution were studied When ever applicable the optimum values were determined. It has been suggested that the kinetics of this reaction are controlled by the diffusion phenomena. This hypothesis is supported by the relatively low activation energy ?H_a=3.6±0.2 Kcal/mol. The possibility of recovering pure lithium chloride from the .leach solutions containing large quantities of sodium chloride is indicated.

Résumé

L'application de la méthode de lixiviation sous pression à l'extraction du lithium d'un concentré de spodumène-beta a été étudiée en employant le chlorure de sodium comme réactif en milieu a1calin. Les principaux paramètres qui affectent la réaction sont: les concentrations du chlorure de sodium et de l'hydroxyde de calcium, la température, la densité de la pulpe, la durée de la réaction et la grosseur des particules. Lorsque possible, l'optimisation des paramètres a été faite. Il est suggéré que la cinétique de cette réaction soit contrôlée par le phénomène de diffusion. En effet, cette hypothèse est supportée par le fait que l' énergie est relativement basse, ?H_a = 3.6 ± 0.2 Kcal/mole. La possibilité de récupération de chlorure de lithium pur à partir de solutions de lixiviation contenant des quantités élevées de chlorure de sodium parait évidente.     

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.     

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′.     

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.     

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.     

Effect of ultrasound on kinetics of scheelite leaching in sodium hydroxide

Abstract

This paper deals with the dissolution of scheelite in sodium hydroxide, in the absence and presence of ultrasound. The experimental data agreed quite well with the shrinking core model. The leaching rate was controlled by surface chemical reaction, with an apparent activation energy of 80 mol kg^?1 in both cases, but the reaction order was reduced from 1·3 to 0·8 in the presence of ultrasound. The effect of ultrasound is mainly focused on the pre-exponential factor A in the Arrhenius equation, which embraces the collision factor. The kinetics equations of the processes are established.

Cet article porte sur la dissolution de la schéelite dans l’hydroxyde de sodium, en absence ou en présence d’ultrasons. Les données expérimentales étaient en très bon accord avec le modèle de rétrécissement du noyau. La réaction chimique superficielle contrôle la vitesse de lixiviation, avec une énergie d’activation apparente de 80 mol kg^?1 dans les deux cas, mais l’ordre de la réaction était réduit de 1·3 à 0·8 en présence d’ultrasons. L’effet des ultrasons est principalement centré sur le facteur pré-exponentiel A de l’équation d’Arrhenius, qui comprend le facteur de collision. On a respectivement établi les équations cinétiques des procédés.     

Effect of electrolyte additives on microstructure and properties of electroplated chromium coatings

Abstract

Recent progress in environmental science provides an incentive to explore the use of hexavalent chromium for anticorrosion and wear protection purposes. To this end, this work aims to explore the evolution of the microstructure of chromium coatings as a function of electric current through the electrolyte in the presence of organic and non-organic additives. In this study, the fundamental properties of electroplating related to hard chromium such as hardness (wear resistance) and cathode efficiency are reviewed with respect to cathode current. The results obtained show that the microstructure is sensitive to the presence of organic admixtures in the plating solution. In addition, the effect of hard microparticles on the plating process at enhanced values of cathode current is reported. The cathode efficiency for different plating speeds and in different chromium electrolytes is calculated from the experimental results.

Les progrès récents des sciences de l’environnement fournissent une incitation à explorer l’utilisation du chrome hexavalent pour le but de protection contre la corrosion et l’usure. À cette fin, ce travail vise à explorer l’évolution de la microstructure de revêtements de chrome en fonction du courant électrique à travers l’électrolyte en présence d’additifs organiques et inorganiques. Dans cette étude, on analyse les propriétés fondamentales de l’électroplastie reliées au chrome dur comme la dureté (résistance à l’usure) et l’efficacité de la cathode, par rapport au courant de la cathode. Les résultats obtenus montrent que la microstructure est sensible à la présence d’additifs organiques dans la solution de placage. En plus, on rapporte l’effet de micro particules dures sur le procédé de placage à des valeurs augmentées du courant de la cathode. À partir des résultats expérimentaux, on calcule l’efficacité de la cathode à différentes vitesses de placage et avec différents électrolytes de chrome.     

Extraction of nickel from ferromolybdenum leach residues

Abstract

The extraction of nickel from ferromolybdenum leach residues by sulphation roasting, water leaching and iron removal from subsequent nickel leach solutions was studied. Sulphation roasting and water leaching promote the reaction between sulphuric acid and the residue and decrease the silicon dissolution. Over 90% of Ni was leached. Ferric ions in the solution could be effectively removed as jarosite and ferric hydroxide. The recovery of nickel reached 88·3% under sulphation roasting with the sulphuric acid quality of 1472 kg t^?1 leach residue at 280°C for 4 h followed by iron removal with addition of 0·5 g NaClO₃, 6 g Na₂SO₄ and 10 g CaO/100 mL solution at 95°C for 2·5 h, while the concentration of iron in solution reduced to 0·38 from 56·6 g/L^?1.

On a étudié l’extraction du nickel à partir de résidu de lessivage de ferromolybdène par grillage sulfateur, lessivage à l’eau et enlèvement du fer des solutions obtenues de lessivage de nickel. Le grillage sulfateur et le lessivage à l’eau favorisent la réaction entre l’acide s ulfurique et le résidu et diminuent la dissolution de la silice. On a lessivé plus de 90% du Ni. On pouvait enlever efficacement de la solution les ions ferriques sous forme de jarosite et d’hydroxyde ferrique. La récupération du nickel atteignait 88·3% au moyen du grillage sulfateur, avec 1472 kg d’acide sulfurique par tonne de résidu de lessivage à 280°C pendant 4 h, suivi par l’enlèvement du fer avec l’addition de 0·5 g de NaClO₃, 6 g de Na₂SO₄ et 10 g de CaO par 100 mL de solution à 95°C pendant 2·5 h, la concentration du fer dans la solution étant réduite de 56·6 à 0·38 g L^?1.     

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.     

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.