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.     

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.     

Computational study on the behaviours of supersonic jets and their impingement onto molten liquid free surface in BOF steelmaking

A mathematical model is proposed to study the impingement of multiple supersonic jets onto the free surface of the liquid bath containing molten slag and metal in a steelmaking converter by means of volume of fluid (VOF) approach. The applicability of the proposed model is verified by the good agreement with measured and calculated results. The model is then used to study the jet hydrodynamic behaviours such as jet profile, impact force, penetration depth and impact area, as well as time-dependent evolution of cavity, with respect to temperature, operating pressure and lance height. The results show that the temperature effect on total impact force is negligible but significant for penetration depth and impact area. A semi-empirical correlation is used to describe penetration depth under the steelmaking condition of high temperature. It is also shown that the proposed model can reproduce the splashing phenomenon on the bath surface.

On propose un modèle mathématique pour étudier l’impact de jets supersoniques multiples à la surface libre du bain liquide contenant de la scorie et du métal fondus dans un convertisseur de production d’acier, au moyen de l’approche du Volume de Fluide (VOF). On vérifie l’applicabilité du modèle proposé par l’agrément entre les résultats calculés et les résultats mesurés. On utilise ensuite le modèle pour étudier les comportements hydrodynamiques du jet, comme le profil du jet, la force de choc, la profondeur de pénétration et la superficie de l’impact, ainsi que l’évolution de la cavité en fonction du temps par rapport à la température, à la pression d’opération et à la hauteur de la lance. Les résultats montrent que l’effet de la température sur la force totale de choc est négligeable mais qu’il est important pour la profondeur de pénétration et pour la superficie de l’impact. On utilise une corrélation semi-empirique pour décrire la profondeur de pénétration pour la production d’acier à température élevée. On montre également que le modèle proposé peut reproduire le phénomène d’éclaboussement à la surface du bain.     

Estimation of liquidus temperature for B2O3- and TiO2- containing fluoride free mould fluxes from activation energy for viscous flow and DTA measurements

Abstract

Liquidus temperatures of fluoride free mould fluxes simultaneously containing B₂O₃ and TiO₂ have been estimated from two methods, the activation energy for viscous flow and the DTA technique. Generally, the liquidus temperatures determined from the two methods are in good agreement. With the increase in B₂O₃ and TiO₂ content, the variation of liquidus temperatures for fluoride free mould fluxes estimated from the two methods is consistent. As the TiO₂ content increases, liquidus temperatures of the slags initially decrease and then increase. With the increase in B₂O₃ content, the liquidus temperatures of the slags decrease. Further quenching experiments reveal that there is no crystal precipitation in the slag at the liquidus temperature determined from DTA, while some crystal can be observed in the slag at the liquidus temperature determined from the activation energy for viscous flow. Superheating and supercooling effects which could bring errors in determining liquidus temperature by using the two methods are discussed.

On a estimé les températures du liquidus de fondants sans fluorure pour moule contenant simultanément du B₂O₃ et du TiO₂, à partir de deux méthodes, l’énergie d’activation pour écoulement visqueux et la technique de DTA. Généralement, les températures de liquidus déterminées à partir des deux méthodes étaient en bon accord. Avec l’augmentation de la teneur en B₂O₃ et en TiO₂, la variation des températures de liquidus des fondants sans fluorure pour moule, estimée à partir des deux méthodes, va de pair. À mesure que la teneur en TiO₂ augmente, les températures de liquidus des scories diminuent initialement et ensuite, augmentent. Avec l’augmentation de la teneur en B₂O₃, les températures de liquidus des scories diminuent. Des expériences additionnelles de trempe révèlent qu’il n’y a pas de précipitation de cristal dans la scorie à la température de liquidus déterminée à partir du DTA, alors qu’on peut observer quelques cristaux dans la scorie à la température de liquidus déterminée à partir de l’énergie d’activation pour écoulement visqueux. On discute des effets de surchauffe et de surfusion qui peuvent conduire à des erreurs dans la détermination de la température de liquidus au moyen de deux méthodes.     

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.     

Enhancement of leaching refractory gold concentrate with high arsenic and sulphur content by ultrasonic electro-oxidation technology

Abstract

The ultrasonic leaching behaviour of refractory gold concentrate has been investigated simultaneously at the anode in hydrochloric acid solution and at the cathode in sodium hydroxide solution. An electrochemical reactor divided into three compartments (anode, middle and cathode compartment) by anion and cation exchange membrane is employed for these experiments. Various parameters, which include solid–liquid ratio, current density, leaching temperature, particle size, ultrasonic power and concentrations of HCl and NaOH, are studied to understand the leaching mechanism of the refractory gold concentrate. The gold leaching recovery of 98% in the anode compartment is more than double than that of 46% in the cathode compartment. The leaching kinetics is analysed by using a shrinking rim model given by: 1?(1?X)^1/3?=?kt and 1?3(1?X)^2/3+2(1?X)?=?kt. The kinetics appears to be chemically controlled in the anode compartment and to be diffusively controlled in the cathode compartment respectively. Surface examinations of the samples leached in electro-oxidation and ultrasonic electro-oxidation conditions are carried out by X-ray diffraction and scanning electron microscopy. These results can be considered as a basic understanding for leaching refractory gold concentrate by ultrasonic electro-oxidation.

On a examiné le comportement de lixiviation ultrasonique de concentré d’or réfractaire, simultanément à l’anode, en solution d’acide chlorhydrique, et à la cathode, en solution d’hydroxyde de sodium. Pour ces expériences, on emploie un réacteur électrochimique divisé en trois compartiments (compartiment de l’anode, du milieu, et de la cathode) par une membrane d’échange d’anion et de cation. On a étudié divers paramètres, incluant le rapport solide-liquide, la densité de courant, la température de lixiviation, la taille de particule, la puissance ultrasonique, et la concentration de HCl et de NaOH, afin de comprendre le mécanisme de lixiviation du concentré d’or réfractaire. La récupération de l’or, par lixiviation, de 98% dans le compartiment de l’anode est plus que le double de celui de 46% du compartiment de la cathode. La cinétique de lixiviation est analysée avec le modèle du retrait de la bordure donné par: 1?(1?X)^1/3?=?kt et 1?3(1?X)^2/3+2(1?X)?=?kt. La cinétique est contrôlée par la chimie dans le compartiment de l’anode et par diffusion dans le compartiment de la cathode, respectivement. L’examen de la surface des échantillons lixiviés sous des conditions d’électro-oxydation ou d’électro-oxydation ultrasonique est effectué par XRD (diffraction des rayons X) et par SEM (microscopie électronique à balayage). On peut considérer ces résultats comme base de la compréhension de la lixiviation de concentré d’or réfractaire par électro-oxydation ultrasonique.     

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%.     

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.     

Three-dimensional thermal model for vertical direct chill slab casting process

To aid in the designing of an automatic control system, a steady state three-dimensional (3D) thermal model is developed to predict the temperature distributions for an industrial scale vertical direct chill (DC) slab caster for aluminium alloy AA-1050. A single domain approach for the liquid, mushy and solid regions is used by employing the enthalpy porosity technique. The convective heat transfer in the liquid region is taken into account by assuming a slag flow velocity field equal to the casting speed. The predicted thermal field is verified with the numerically predicted temperature field available in the literature and a reasonably good agreement is found. Detailed parametric study is carried out by varying important parameters of this process. Results of the temperature field, sump depth, mushy zone thickness, shell thickness and local surface heat flux are presented and discussed.

Afin d’aider à la conception d’un système de contrôle automatique, on a développé un modèle thermique à 3D en régime permanent pour la prédiction des distributions de température d’une machine de coulée verticale de brames par refroidissement intense et continu (DC) à l’échelle industrielle, pour l’alliage d’aluminium AA-1050. On utilise une approche à domaine unique pour la région liquide, la région pâteuse et la région solide au moyen de la technique d’enthalpie et porosité. On tient compte du transfert de chaleur par convection dans la région liquide en assumant un champ de vitesse d’écoulement de laitier égal à la vitesse de coulage. On vérifie le champ thermique prédit au moyen du champ de température prédit numériquement dans la littérature et l’on obtient un accord raisonnable. On effectue une étude paramétrique détaillée en faisant varier les paramètres importants de ce procédé. On présente et discute les résultats du champ de température, de la profondeur du refoulement, de l’épaisseur de la zone pâteuse, de l’épaisseur de la coquille, et du flux thermique local à la surface.     

Weld nugget formation and mechanical properties of three-sheet resistance spot welded low carbon steel

Abstract

In this paper, weld nugget formation and mechanical properties of 1·25/1·25/1·25 mm three-sheet low carbon steel resistance spot welds are investigated. Heat conduction from sheet/sheet interfaces (i.e. places with higher electrical resistance) to the geometrical centre of the joint and heat dissipation via water cooled electrodes play an important role in weld nugget growth of three-sheet resistance spot welding. It was shown that the fusion zone size along the sheet/sheet interface was greater than that of along geometrical centre of the joint leading to high tendency to interfacial failure. Fusion zone size at the sheet/sheet interface proved to be the most important controlling factor of mechanical performance of three-sheet spot weld in terms of peak load and energy absorption.

Dans cet article, on examine la formation du noyau de soudure et les propriétés mécaniques de trois tôles d’acier de 1·25–1·25–1·25 mm à faible teneur en carbone, soudées par points par résistance. La conduction de chaleur des interfaces tôle - tôle (c’est-à-dire les endroits ayant une résistance électrique plus élevée) vers le centre géométrique du joint et la dissipation de chaleur par l’intermédiaire d’électrodes refroidies à l’eau jouent un rôle important dans la croissance du noyau de soudure du soudage à trois tôles par points par résistance. On a montré que la taille de la zone de fusion au long de l’interface tôle - tôle était plus grande que la taille de la zone de fusion au long du centre géométrique du joint, donnant naissance à une tendance élevée à la défaillance interfaciale. Il s’est avéré que la taille de la zone de fusion à l’interface tôle - tôle était le facteur de contrôle le plus important du rendement mécanique de la soudure par points à trois tôles en ce qui a trait à la charge de pointe et à l’absorption d’énergie.     

Formation mechanism of IDZ during coating of IN738 by single step gas phase aluminising

Abstract

The formation mechanism of interdiffusion zone (IDZ) during gas phase aluminising of nickel based superalloy IN738LC and the effects of temperature and Al activity on the microstructure of IDZ were investigated in this research. For this purpose, a single step gas phase aluminising technique was applied for coating the surfaces of IN738LC specimens at two different processing temperatures (i.e. 850 and 1050°C) and various pack compositions. Then the coating microstructures were evaluated using a scanning electron microscope, an energy dispersive spectrometer and an X‐ray diffractometer. The results showed that at the low temperature, coating was formed by inward diffusion of Al, whereas at the high temperature, both outward diffusion of Ni and inward diffusion of Al occurred, resulting in the formation of a columnar structure or an IDZ. By increasing the Al activity in the powder mixture, it is shown that the amount of Al within the inner layer of the coating increased.

Au cours de cette recherche, on a étudié le mécanisme de formation de la zone d’interdiffusion (IDZ) lors de la calorisation en phase gazeuse du superalliage à base de nickel, IN738LC ainsi que les effets de la température et de l’activité de l’Al sur la microstructure de l’IDZ. Dans ce dessein, on a appliqué une technique de calorisation en phase gazeuse à étape unique pour revêtir les surfaces des échantillons d’IN738LC à deux températures différentes de traitement (i.e. 850 et 1050°C) et avec diverses compositions de poudre. Ensuite, on a évalué les microstructures du revêtement en utilisant les techniques du microscope électronique à balayage, de l’EDS et de l’XRD. Les résultats ont montré qu’à basse température, le revêtement était formé par diffusion de l’Al vers l’intérieur alors qu’à haute température, tant la diffusion du Ni vers l’extérieur que la diffusion de l’Al vers l’intérieur se produisaient, résultant en la formation d’une structure en colonnes ou IDZ. En augmentant l’activité de l’Al dans le mélange en poudre, on montre que la quantité d’Al à l’intérieur de la couche interne du revêtement augmentait.     

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.     

High Temperature Oxidation of Copper and Copper Aluminum Alloys

Abstract

Small amounts of aluminum (1 to 3 wt% Al) were alloyed with copper to study oxidation resistance at high temperatures. Pure copper and the alloyed samples were oxidized from 700 to 1000 °C in air for various lengths of time. The oxidation rates of the samples increased with temperature. The oxidation rates of pure copper and the 1 wt% Al sample were found to follow parabolic rate law kinetics in the temperature range studied indicating diffusion controlled growth. The oxidation resistance of the 2 wt% Al alloy disappeared between 800 and 900 °C. It was found that the 3% Al-Cu samples oxidized at a rate 100 times lower than that of pure copper. The activation energy of copper oxidation at 122 kJ/mol was found to be very close to reported values.

On a allié de petites quantités d’aluminium (1 à 3% Al en poids) avec du cuivre afin d’étudier la résistance à l’oxydation à des températures élevées. On a oxydé le cuivre pur et les échantillons alliés entre 700 et 1000 °C, à l’air, sur des durées variées. Le taux d’oxydation des échantillons augmentait avec la température. On a trouvé que le taux d’oxydation du cuivre pur et celui de l’échantillon de 1% en poids d’Al suivaient une loi cinétique à taux parabolique dans le domaine de température étudié, indiquant une croissance contrôlée par la diffusion. La résistance à l’oxydation de l’alliage à 2% en poids d’Al disparaissait entre 800 et 900 °C. On a trouvé que les échantillons de 3% Al-Cu s’oxydaient à un taux 100 fois plus faible que celui du cuivre pur. L’énergie d’activation de l’oxydation du cuivre, à 122 kJ/mol, se rapproche des valeurs rapportées.     

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.     

Kinetics of the Lime Enhanced Reduction of Cu2S With Carbon

Abstract

The rate of reduction of Cu₂S with carbon in the presence of lime was investigated in the temperature range of 900 to 1050 °C by means of thermogravimetric analysis.

The composition of the gas phase evolving during the reduction of Cu₂S was determined. The effects of temperature, the amount of carbon and the amount of CaO on the reduction rate were also determined. The results indicate that reduction of Cu₂S to Cu proceeded through the gaseous intermediates of CO and CO₂. The controlling step of the overall kinetics was the oxidation of carbon by CO₂. Temperature had the largest influence on the reduction rate. An energy of activation of 363 kJ/mol was calculated for the reduction of Cu₂S with carbon in the presence of CaO within the temperature range of 900 to 1050 °C.

On a étudié le taux de réduction du Cu₂S par le carbone, en présence de chaux, dans la gamme de température allant de 900 à 1050 °C, au moyen d'analyse thermogravimétrique.

On a déterminé la composition de la phase gazeuse dégagée lors de la réduction du Cu₂S. On a également déterminé l'effet de la température et de la quantité de carbone et de CaO sur le taux de réduction. Les résultats indiquent que la réduction du Cu₂S en Cu passait par les intermédiaires gazeux CO et CO₂. L'étape de contrôle de la cinétique était l'oxydation du carbone par le CO₂. La température avait la plus grande influence sur le taux de réduction. On a calculé une énergie d'activation de 363 kJ/mole pour la réduction du Cu₂S par le carbone, en présence de CaO, dans la gamme de température de 900 à 1050 °C.     

Reduction behaviour of rice husk ash for preparation of high purity silicon

Abstract

The reduction of rice husk ash (RHA) silica for the preparation of high purity silicon was studied using magnesium as the reducing agent. Composite magnesium–RHA pellets with magnesium content varying 0–25 wt-% in excess of stoichiometry requirement were made and heated in the temperature range of 600–900°C under flowing argon. It was found through differential thermal analysis and temperature profile recording that the reaction of RHA silica with magnesium was triggered at ～575°C. Quantitative X-ray diffraction analyses of the reduction products showed that both initial magnesium content of the pellets and the reduction dwell temperature had a significant influence on the yield of silicon. In this study, a charge with 5 wt-% magnesium in excess of the stoichiometric amount at a reduction temperature of 900°C gave a maximum silicon yield.

On a étudié la réduction de la silice de cendre de balle de riz (RHA) dans la préparation de silicium à haut degré de pureté en utilisant du magnésium comme agent de réduction. On a fabriqué des boulettes composites de magnésium-RHA avec une teneur en magnésium variant de 0 à 25% en poids en excès des besoins de la stoechiométrie et on les a chauffées dans la gamme de température de 600 à 900°C sous un flux d’argon. On a trouvé, par analyse thermique différentielle (DTA) et par enregistrement du profil de température, que la réaction de la silice de RHA avec le magnésium était déclenchée à environ 575°C. Des analyses quantitatives par XRD des produits de réduction ont montré que tant la teneur initiale en magnésium des boulettes que la température de maintien de la réduction avaient une influence importante sur le rendement en silicium. Dans cette étude, une charge avec 5% en poids d’excès de magnésium sur la quantité stoechiométrique à la température de réduction de 900°C donnait un rendement maximal de silicium.     

Electric resistivity of fine chromite ore: measurement and prediction

Abstract

Fine chromite ore is a common raw material used to produce ferrochrome alloy by submerged electric arc furnace process. The electric resistivity of fine chromite ore determines current distribution, which in turn, affects operation efficiency during the process. The effects of particle size and contact area of the particles on the electric resistivity of several types of chromite were investigated at room temperature. The relationship between the electric resistivity of mixed particles and the volume fraction of lump ore to fine ore was also studied. Contact resistivity decreases with increasing box-counting dimension. Finally, a ‘parallel connection circuit model’ for predicting the electric resistivity of the chromite mixture was developed. Results show that electric resistivity increases as particle size increases, and that the electric resistivity of the mixture decreases with increasing volume ratio of fine ore. The electric resistivity calculated by the parallel connection circuit model is consistent with measurements.

Le minerai fin de chromite est un matériau brut commun utilisé dans la production d’alliage de ferrochrome par le procédé du four électrique à arc submergé. La résistivité électrique du minerai fin de chromite détermine la distribution du courant, qui, à son tour, affecte l’efficacité de l’opération lors du procédé. On a examiné, à la température de la pièce, l’effet de la taille de particule et de l’aire de contact des particules sur la résistivité électrique de plusieurs types de chromite. On a également étudié la relation entre la résistivité électrique de particules mélangées et la fraction volumique du minerai en bloc par rapport au minerai fin. La résistivité par contact diminuait avec une augmentation de la dimension de boîtes. Finalement, on a développé un ″modèle de circuit à connexions en parallèle″ pour la prédiction de la résistivité électrique du mélange de chromites. Les résultats montrent que la résistivité électrique augmente avec une augmentation de la taille de particule et que la résistivité électrique du mélange diminue avec une augmentation de la densité relative de minerai fin. La résistivité électrique calculée au moyen du modèle de circuit à connexions en parallèle est en accord avec les mesures.     

HYDROGEN REDUCTION OF INDUSTRIAL NICKEL OXIDES

Abstract

Thermal gravimetric analysis (TGA) was used to investigate the reduction behaviour of three industrial nickel oxides. Both isothermal and non-isothermal reduction experiments were carried out. Due to the low BET surface area and relative dense structure of the Goro NiO, it was reduced at a slower rate than both Tokyo NiO and Sinter 75 which were the two other nickel oxides investigated.

In the temperature range from 400 to 600 °C, the rate of reduction increased with increasing temperature and increasing hydrogen pressure. Microscopic analysis showed that in this temperature range, the reaction followed the topochemical model. When the temperature was increased to 700 and 800 °C, the reduction rate decreased noticeably. Microscopy showed inner bands of metallization inside the outer metallic rim seen at lower temperatures indicating partial blockage of the interface between the reacted and unreacted NiO core.

On a utilisé la gravimétrie thermique (TGA) pour étudier le comportement de réduction de trois oxydes de nickel industriels. On a effectué des expériences de réduction isotherme et non isotherme. À cause de la faible superficie BET et de la structure relativement dense du NiO Goro, celui-ci était réduit à un taux plus faible que le NiO Tokyo ou le Sinter 75, les deux autres oxydes de nickel étudiés.

Dans la gamme de température de 400 à 600 °C, le taux de réduction augmentait avec une augmentation de la température et une augmentation de la pression d’hydrogène. L’analyse de microscopie a montré que dans cette gamme de température, la réaction suivait le modèle topochimique. Lorsqu’on augmentait la température à 700 et à 800 °C, le taux de réduction diminuait significativement. La microscopie a montré des bandes internes de métallisation à l’intérieur de la bordure métallique externe observée aux plus basses températures, indiquant un blocage partiel de l’interface entre la région ayant réagi et le noyau de NiO n’ayant pas réagi.     

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.     

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.