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

Abstract

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

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

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

Abstract

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

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

Résumé

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

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

Force Measurements in the Charpy Impact Test

Abstract

The behaviour of alkali-containing sintered hematite briquettes was studied under simulated blast furnace conditions. Alkalis lower the strength of the briquette because of the formation of oxide phases which have low softening temperature ranges. Softening is more pronounced with sodium than with potassium. The shrinkage of the briquette during reduction increases with both alkali concentration and temperature. The detrimental effects of alkalis are neutralized when the silica content is high. Magnesia additions increase the strength of the silica-containing briquettes. However, if lime or alumina is added, their strength decreases. Catastrophic swelling occurs only at low loads.

Résumé

Le comportement de briquettes d'hématite frittées contenant des alcalins a été étudié en stimulant les conditions d'un haut-fourneau. Les alcalins abaissent la résistance de la briquette à cause de la formation de phases d'oxydes qui ramollissent dans les domaines de températures peu élevées. Ce ramollissement est plus prononcé avec le sodium qu'avec le potassium. Le retrait de la briquette pendant la réduction s'accroit avec la concentration en alcalins et la température. Les effets néfastes des alcalins sont neutralises quand la teneur en silice est élevée. Des additions de magnésie accroissent la résistance des briquettes contenant de la silice. Cependant si de la chaux ou de l'alumine est ajoutée, leur résistance décroit. Un gonflement catastrophique n'a lieu que pour de faibles charges.     

Thermal reduction of olivine by calcium carbide and by silicon in the presence of calcium oxide

Abstract

The vapour pressures over the reactants olivine - calcium-carbide and olivine - silicon - calcium oxide have been measured over the temperature ranges 1115 to 1190°C and 1045 to 1165°C, respectively. The equilibrium reactions do not involve olivine since this material readily decomposes in the presence of CaC₂ or CaO. In the calcium carbide reduction, the reaction mechanism depends on the ratio of olivine to calcium carbide in the charge. In the silicon reduction, the equilibrium-pressures are essentially the same as those for the corresponding reduction of dolomite. The possible role of an intermediate calcium-silicon alloy in the latter case is discussed.

Résumé

Les auteurs ont mesuré les tensions de vapeur au-dessus des réactifs olivine - carbure de calcium et olivine - silicium - oxyde de calcium à des intervalles de température de 1115 à 1190°C et de 1045 a 1165°C respectivement. Les réactions de'équilibre n'impliquent pas l'olivine car ce composé se décompose en présence du CaC₂ ou du CaO. Dans le cas de la réduction du carbure de calcium, les mécanismes de réaction dépendent de la proportion d'olivine et du carbure de calcium dans la charge. Pour la réduction du silicium, les pressions à l'equilibre sont essentiellement les mêmes que celles pour la réaction équivalente avec la dolomite. Le rôle possible d'un composé intermédiaire calcium - silicium dans le dernier cas est discuté.     

The kinetics of magnesium vapour dissolution into pig iron

Abstract

Magnesium injections are used extensively in the iron and steel industry for the production of ductile iron, and for the desulphurization of blast furnace pig iron. However, little is currently known about the kinetic mechanisms involved in either of these two cases. In the present work, a magnesium vaporizer was used to inject pure magnesium vapour into 60-kg pig iron melts (1250°C) at rates of between 0.7 and 12 gm/min for bubbling periods of 20 to 60 minutes. The efficiency of magnesium dissolution ranged between 20 and 80%. A mass transfer model, based on single bubbles, was used, to interpret the results. In addition, residual magnesium concentrations following holding times of up to 60 minutes after bubbling compared reasonably well with those predicted on the basis of theoretical evaporation rates.

Résumé

L'injection de magnésium est utilisée intensivement dans l'industrie siderurgique pour la production de fonte ductile et pour la désulfuration de la fonte en gueuse provenant du haut-fourneau. Cependant, il y a présentement peu dapos;informations sur les mécanismes de réactions impliqués dans l'un ou l'autre des deux cas. Dans ce présent travail, un va porisateur de magnésium a été utilise afin d'introduire la vapeur de magnésium pur dans un bain de 60 kg de fonte liquide à 1250°C, a des taux variant entre 0.7 et 12 gn/min pour des durées d'injection variant de 20 à 60 minutes. L'efficacité de la dissolution du magnésium dans la fonte liquide était comprise entre 20 et 80%.

Un modele de transfert de masse a été utilisé pour interpréter les résultats. Il est à noter que les concentrations résiduelles de magnésium correspondant à des temps de bouillonnement allant jusqu'à 60 minutes se comparent raisonnablement bien avec les valeurs prédites théoriquement à partir des taux d' évaporation du Mg.     

The sticking of iron ore during reduction by hydrogen in a fluidized bed

Abstract

Sticking of particles in the fluidized bed reduction of iron ore at temperatures above 600°C will occur whenever clean iron surfaces impinge. Some as-received ores are sufficiently dirty that iron-iron contact does not take place at low temperatures. However, as the temperature of reduction is raised, there is an increasing tendency for the iron nucleating on the surface of particles to grow into nodules which pierce the dirt film allowing iron-iron contact and hence sticking. Silica in the surface film stops iron nucleation near the surface of particles and thereby prevents iron nodule formation. Ores with silicacontaining coatings can be fully reduced in a fluidized bed at temperatures up to 840°C without sticking.

Résumé

Les particules de minerai de fer au cours de la réduction en lit fluidisé aux températures supérieures à 600°C ont tendance à s'agglomerer aussitôt que des surfaces de fer sont en contact. Quelques minerais utilisés comme tels sont suffisamment impurs pour que le contact fer sur fer ne se produise pas aux basses températures. Cependant, quand la température est élevée, la nucléation du fer a la surface des particules se prolonge par la formation des modules qui percent la couche d'impuretés et favorisent l'agglomération. La présence de silice dans la couche superficielle empêche la nucléation du fer au voisinage de la surface donc aussi la formation de modules de fer. Les minerais contenant de la silice peuvent être réduits complètement dans un lit fluidise a des températures allant jusqu'à 840°C sans s'agglomérer     

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.     

Reduction of chromites to sponge ferrochromium in methane-hydrogen mixtures

Abstract

Reduction of synthetic and natural chromites in methane-hydrogen mixtures obtained by the hydrogenation of carbon and carbides has been studied by reducing chromite-carbon composite pellets in hydrogen.

Kinetic data from temperature-programmed and isothermal reduction experiments indicate favourable conditions for the production of sponge ferrochromium. Reduction starts above 800°C, with high reduction rates obtainable at temperatures as low as 1000°C.

Reduction of the iron and chromium components of synthetic chromites proceeds simultaneously; other oxides present are not reduced at these temperatures. The product gases have a high reducing potential and consist of a mixture of CO, H₂ and CH₄, with no CO₂ or H₂O. Ferrochromium with controlled carbon content can be produced by adjusting reduction parameters.

The reduction occurs in a single step if sufficient carbon is available for complete reduction of FeO.Cr₂O₃ to Fe₃C,Cr₃C₂. When the stoichiometric amount of carbon is added to the composite pellet for reduction to Fe,Cr, the reduction proceeds in steps. In the first step, Fe₃C and CraC₂ are formed; methane is produced by the hydrogenation of the added carbon, with some of the chromite remaining unreduced. In the subsequent steps, reduction of the remaining chromite proceeds, with methane formed by the hydrogenation of Fe₃C, Cr₃C₂ and lower carbides, ultimately giving ferrochromium with almost no carbon.

The reduction proceeds topochemically and a shrinking-core kinetic model is applicable. From isothermal experiments, activation energies for the reduction of FeO.Cr₂O₃ were found to be 47 and 67 kcal/mole for the first and second steps, respectively.

Résumé

La réduction des chromites synthétiques et naturelles par des mélanges méthane-hydrogéne, obtenue par l'hydrogénation de carbone et de carbures, a été étudiée en réduisant les boulettes composites chromite-carbone dans l'hydrogène.

Les données cinétiques des expériences, à température constante et à. température programmée, indiquent les conditions favorables pour la production du ferro chrome spongieux. La réduction deb ute au-dessus de 800°C, on attaint des taux de reduction eleves3. partir de 1000°C.

La réduction des constituants de fer et de chrome, des chromites synthétiques, se produit simultanément; les autres oxydes présents ne sont pas réduits à. ces températures. Les gaz produits ont un haut potentiel réducteur et consistent en un mélange de CO, H₂ et CH₂, sans CO₂ ou H₂O. Le ferrochrome, avec des quantités de carbone contrôlées, peut être produit en ajustant les paramètres de réduction.

La réduction se déroule en une seule étape s'il y a suffisamment de carbone disponible pour la réduction complète du FeO.Cr₂O₃ au Fe₃C.Cr₃C₂. Lorsque la quantité stoëchiométrique de carbone est ajoutée aux boulettes composites pour la réduction au Fe,Cr, cette réduction procède en plusieurs étapes. Au moment de la première étape, Fe₃C et Cr₃C₂ sont formés avec Ie méthane produit par l'hydrogénation du carbone ajouté, et avec quelques chromites restantes non-réduites. Aux étapes subséquentes, la réduction des chromites sa produit avec le méthane formé par l'hydrogénation de Fe₃C₁Cr₃C₂ et de carbures non saturés, finalement donnant du ferro chrome sans carbone en excès.

La réduction est topochimique et un modéle de réaction purement interfaciale est applicable. A partir d'expériences isothermes, les énergies d'activation pour la réduction de FeO.Cr₂O₃ sont 47 et 67 Kcal/mole pour la prèmiere et seconde étape respectivement.     

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.     

Scale Formation in a Batch Reactor Under Pressure Acid Leaching of a Limonitic Laterite

Abstract

The formation of scale under sulphuric acid pressure leaching conditions of a limonitic laterite ore was investigated. Experiments were conducted using a batch titanium autoclave in order to study the effects of acidity (0.15–0.40 M), and temperature (250–270°C) on scale formation. It was found that scale increases with acidity reaching a maximum at 0.22 M free sulphuric acid. Further increase of acidity causes reduction of scale, but scale is not affected by temperature. The scale mainly consists of hematite with traces of hydronium alunite as revealed by SEM photographs and EDX analyses. Anionic surfactants were tested as a means of scale reduction with some success. A reduction of 37% in scale formation was achieved at an acidity of 0.22 M and 270°C.

Résumé

On a étudié la formation d'incrustations d'un minerai de latérite limonitique, en conditions de lessivage so us pression avec acide sulfurique. On a fait les essais avec un autoclave discontinu en titane, afin d'étudier les effets de l'acidité (0.15–0.40 M) et de la température (250–270°C) sur la formation d'incrustations. On a trouvé que les incrustations augmentent avec l'acidité, atteignant un maximum à une concentration de 0.22 M d'acide sulfurique libre. Une augmentation additionnelle de l'acidité réduit les incrustations, mais celles-ci ne sont pas affectées par la température. Les incrustations consistent principalement en hematite avec traces d'alunite d'hydronium, tel que révélé par des photographies par microscope à balayage et par analyses EDX. On a évalué des surfactants anioniques comme moyen de réduction des incrustations, avec quelque succès. On a obtenu une réduction de 37% de formation d'incrustations a une acidite de 0.22 M et à 270°C.     

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

Abstract

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

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

Résumé

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

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

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.     

A Perspective of Research and Development in North American Steelmaking

Abstract

A thermomechanical processing technique is used to improve austenitic Hadfield Mn-steel wear properties. ASTM A128 grade C steel billets were sized and multi-pass hot rolled. Rolling has been successfully carried out up to an 80% reduction in thickness on four passes in the temperature range 1200 to 800 °C. The inter-pass time ranged between 9 to 13 seconds. The steel was then solution treated at 900, 1000 and 1100°C for 30 min. at temperature. Austenite grain size was measured and the carbide volume fraction was evaluated. The austenitic grains of the as-cast structure are surrounded by a network of carbides. The carbides have a lamellar structure and are richer in Cr and Mn than the austenitic grains. Austenitizing at 1100 °C was the optimum to dissolve the network of carbides. However, solution treatment at the higher temperature coarsens the austenite grains while decreasing the carbide volume fraction. By contrast, hot rolling creates finer grains and signficantly reduces the carbide content. Furthermore, hot rolling followed by solution treatment further decreases the carbide content and distributes them homogeneously. This process has a positive effect on both the mechanical and wear properties. High reductions by hot rolling of the Hadfield steel creates both deformation bands and a twinned structure. These twinning boundaries are considered as slip obstacles to provide strengthening. A thick sheet martensitic structure is created accompanying twinning. Moreover, solution treatment of the hot deformed steel leads to the formation of a thin martensitic structure.

On utilise une technique de traitement thermomécanique pour améliorer les propriétés d'usure de l'acier austénitique au manganèse. On a coupé et laminé à chaud par passes multiples des billettes d'acier ASTM A 128, de grade C. On a effectué le laminage, avec succès, jusqu'à une réduction de 80% de l'épaisseur, avec quatre passes dans la gamme de température de 1200 à 800 °C. La durée entre les passes était de 9 à 13 secondes. On a ensuite effectué un traitement de mise en solution à 900, 1000 et 1100°C, pendant 30 minutes à la température donnée. On a mesuré la taille de grain de l'austénite et l'on a évalué la fraction volumique du carbure. Les grains d'austénite de la structure brute de coulée sont entourés d'un réseau de carbures. Les carbures ont une structure lamellaire et sont plus riches en Cr et en Mn que les grains d'austénite. La température optimale d'austénitisation pour la dissolution du réseau de carbures était de 1100 °C. Cependant, le traitement de mise en solution à cette température plus élevée produit un grossissement des grains d'austénite tout en diminuant la fraction volumique de carbure. En contraste, le laminage à chaud crée des grains plus fins et réduit significativement le contenu en carbure. En outre, le laminage à chaud suivi par le traitement de mise en solution diminue encore plus le contenu de carbures et distribue ceux-ci de façon homogène. Ce traitement a un effet positif tant sur les propriétés mécaniques que sur les propriétés d'usure. Des réductions élevées par laminage à chaud de l'acier austénitique au manganèse créent des bandes de déformations ainsi qu'une structure maclée. Ces joints de grains de macle sont considérés comme des obstacles au glissement, fournissant ainsi un renforcement. Une feuille épaisse à structure martensitique, accompagnant le maclage, est ainsi créée. De plus, le traitement de mise en solution de l'acier chaud déformé mène à la formation d'une structure martensitique mince.     

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.     

Precipitation reactions in Zr-2 at. %Cr-0.16 at. %Fe

Abstract

The heat treatment which optimizes the corrosion resistance of Zr-2.0 at %Cr-0.16 at. %Fe is a β quench and age at 760°C. Rumball and Coleman have shown that if the quench rate is in the range 3500° to 7500°C/s, the subsequent ageing treatment leads to grain growth involving loss of strength and ductility. This work shows that ageing in the temperature range 270° to 400°C induces precipitation prior to recrystallization, which may restrict grain growth at higher temperatures. The low-temperature precipitation is associated with two peaks, in the resistivity isotherms, which become progressively less pronounced, and occur at progressively shorter ageing times as the ageing temperature is raised. The precipitation process, involving the rejection of Cr and Fe from supersaturated solid solution, did not follow a simple rate law, but could be characterized by an activation energy of 0.93 ± 0.03 eV once equilibrium had been attained. Supplementary evidence shows that the resistivity peaks are probably associated with two distinct preprecipitates which may be compared to the θ′ precipitate found in Al-Cu alloys.

Résumé

Le meilleur traitement thermique pour mInImiSer la corrosion du Zr-2 %Cr-0.16 % Fe est une trempe β suivie d'un vieillissement a 760°C. Rumball et Coleman ont montrβ que si le taux de refroidissement se situe entre 3500 et 7500°C/s, le vieillissement subséquent méme à une croissance des grains et à une diminution de la résistance et de la ductilité. Cette étude montre qu'un vieillissement entre 270 et 400°C conduit à une précipitation avant la recristallisation ce qui peut éviter la croissance des grains à plus haute température. A cette précipitation à basse température sont associés deux pies de résistivité (conditions isothermes) qui deviennent moins prononcés et apparaissent à des temps de vieillissement plus courts quand la température de vieillissement augmente. Le processus de précipitation (rejet de Cr et de Fe d'une solution solide sursaturée) ne suit pas une loi simple mais peut avoir une énergie d'activation de 0.93 ± 0.03 eV une fois l'équilibre atteint. Certains faits peuvent montrer que les pies de résistivité sont vraisemblablcment associés avec deux précipités distincts comparables à la phase θ′ des alliages Al-Cu.     

Leaching chalcopyrite with sodium chlorate in hydrochloric acid solution

Abstract

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

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

The effect of various rolling conditions on the properties of a C-Mn structural steel With an appendix by W.R. Tyson

Abstract

A commercial C-Mn (0.17%C-1.2%Mn) steel was soaked at different temperatures between 1200°C and 680°C and then continuously rolled (finishing temperatures ?980°C to ～680°C) through a total reduction of ～67% to 3/4 in thickness. Various rolling schedules were employed and two cooling rates used after the last pass.

Air-cooled plates had an equiaxed, recrystallized structure for finishing temepratures ≥790°C. The grain size decreased, yield strength and toughness increased with decreasing finishing temperature. Layered, substructured grains appeared for finishing temperatures ≤760°C, and under these conditions good yield strengths and longitudinal toughness were obtained, but transverse toughness decreased significantly. Room temperature impact absorption energies of normalized Charpy specimens decreased for lower plate finishing temperatures. Oil-quenching improved tensile properties by ～3–10 ksi and decreased the grain size. Oil-quenched plates had good longitudinal toughness; however, transverse toughness tended to be inferior to that possessed by air-cooled plates.

It was concluded that it would be worthwhile to explore methods to finish-roll at low temperatures but to have initial reductions at high temperatures.

Résumé

Un acier commercial au C-Mn (0.17%C–1.2%Mn) a été prechauffe à diverses temperatures dans l'intervalle 1200°C à 680°C puis laminé en continu jusqu'à 3/4 po. D'épaisseur (réduction d'environ 67%); les temperatures de finition ont varié entre environ 680°C et 980°C. On a utilisé divers programmes de laminage et deux taux de refroidissement après la dernière passe.

Les plaques refroidies à l'air, à partir de températures de fmition ≥90°C avaient une structure de grains équiaxiaux, recristallisés. La grosseur du grain était plus petite, la limite élastique et la résilience augmentaient lorsqu'on diminuait la temperature de fmition. Pour des temperatures de finition ≤760°C la structure était formée de grains disposés en couches et contenant une sous-structure; à cette structure étaient associees de bonnes limites élastiques et une bonne resiliénce longitudinale mais une résilience transversale appréciablement plus faible. L' énergie absorbée par des échantillons Charpy normalisés ruptures à l'ambiante a diminué avec un abaissement de la température de fmition. Une trempe à l'huile a amélioré les propriétés en traction d'environ 3 à 10 ksi et a contribué à réduire la grosseur du grain. Les plaques ainsi trempees possédaient une bonne résilience longitudinale; cependant, leur résilience transversale tendait à être plus faible que celle des plaques refroidies à l'air.

On en a conclu qu'il serait utile d' étudier des méthodes ou la température de fm de laminage serait relativement basse mais où les premières réductions seraient effectuées à des températures élevées.     

Carbothermic reduction of siderite ore with high phosphorus content reinforced by sodium carbonate

Abstract

A dressing metallurgy flowsheet, which consists of a sodium salt added reinforced reductive roasting–magnetic separation process, is proposed in this paper for the treatment of siderite ore with high phosphorous content. The sodium salt added reinforcement reductive roast process is accomplished by the addition of an appropriate amount of sodium carbonate, which reacts with SiO₂ preventing its counter catalysis on FeO, thereby increasing the reducing reaction activity of FeO and further reinforcing the reduction of siderite. The phosphorus compounds were not reduced in the low temperature reduction process and remained as fluorapatite in the gangue phases. Ultrafine grinding–magnetic separation of magnetic minerals is an efficient way to obtain qualified iron concentrate. It is therefore believed that, with an emphasis on the effect of Na₂CO₃ and its dosage on the reduction of siderite, the technology proposed in this paper will be of benefit to the exploitation of similar refractory iron ore.

Dans cet article, on propose un schéma de procédé de préparation métallurgique, consistant d’un procédé de grillage réductif renforcé d’un sel de sodium ajouté et de séparation magnétique, pour le traitement du minerai de sidérite à haute teneur en phosphore. Le procédé de grillage réductif à renforcement de sel de sodium ajouté est accompli par l’addition d’une quantité appropriée de carbonate de sodium qui réagit avec le SiO₂, empêchant sa ‘contre catalyse’ du FeO, augmentant donc l’activité de la réaction de réduction du FeO et renforçant davantage la réduction de la sidérite. Les composés de phosphore n'étaient pas réduits dans le procédé de réduction à basse température et restaient sous forme de fluorapatite dans les phases de gangue. Le broyage utrafin-séparation magnétique des minéraux magnétiques est une manière efficace d’obtenir un concentré qualifié de fer. En portant l’emphase sur l’effet du Na₂CO₃ et de son dosage sur la réduction de la sidérite, on croit donc que la technologie proposée dans cet article bénéficiera l’exploitation de minerai similaire de fer réfractaire.     

Reducibility of nickeliferous limonitic laterite ore from Central Anatolia

Limonitic nickel laterite from Sivrihisar reserve in Turkey was reduced at 700–1100°C by the addition of 5·74, 8·61 and 11·48 wt-% coal under an argon atmosphere. The run-of-mine ore and the reduced samples were studied using X-ray diffraction. The metallisation of Fe was found to be limited up to 900°C, but increased rapidly at higher temperatures. The metallisation of Ni and Co increased when the temperature was increased from 700 to 800°C, almost levelled off up to 900°C and then increased up to 1100°C. The results also showed that increased coal additions did not affect Fe metallisation up to 900°C. At 1000°C the metallisation of Fe became slightly better, but its effect was more pronounced at 1100°C. The increased coal addition affected the nickel reduction equally at all temperatures, while it had no effect on the metallisation of Co.

La réserve de nickel limnétique en Turquie a été réduit à 700-1100 ° C par l'addition de 5.74, 8.61 and 11.48 wt-% de charbon sous atmosphère d'argon. Le minerai et les échantillons réduits ont été étudiés par DRX. La métallisation de Fe a été jugée limitée à 900 ° C, mais elle a augmenté rapidement à des températures plus élevées. La métallisation de Ni et Co a augmenté lorsque la température a été augmentée de 700 à 800 ° C, presque stabilisé jusqu'à 900 ° C puis 1100 ° C. Les résultats ont également montré que l'augmentation des ajouts de charbon n'a pas affecté Fe métallisation jusqu'à 900° C. A 1000 ° C, la métallisation de Fe s'est un peu ameliorée, mais son effet était plus prononcé à 1100 ° C. L'augmentation du taux de charbon a affecté une constante réduction de nickel à toutes les températures, alors qu'il n'a eu aucun effet sur la métallisation de Co.