Bioleaching of apatite rich low grade Indian uranium ore

Abstract

Uranium ore from Narwapahar Mines, UCIL contains 0·047% U₃O₈ with some refractory minerals and high apatite (5%) results in a maximum 78% recovery through conventional processing at UCIL, with a fairly high consumption of sulphuric acid and pyrolusite, and loss of uranium as uranium phosphate. To avoid usage of non-ecofriendly oxidants, obviate the influence of phosphate and improve the overall process output of uranium, an alternate extraction technology using microbial isolate(s) is elucidated in this study. A. ferrooxidans isolated from Narwapahar mine water was used in bioleaching of uranium from this apatite rich low grade uraninite ore. Optimum uranium biorecovery of 96% is achieved at 10% pulp density (w/v), pH 1·7 and 35°C in 40 days with the fine particles of <45 μm size. Under the optimum condition at pH 1·7, rise in redox potential is recorded to be 594–708 mV in 40 days. Bioleaching of uranium seems to follow the indirect mechanism of leaching with the involvement of Fe(III) biogenically generated by Acidithiobacillus ferrooxidans (A. ferrooxidans). Uranium recovery was also examined using another mesophilic isolate of Leptospirillum ferrooxidans (L. ferrooxidans) which showed 98% uranium leaching at 40°C, which shows the possibility of improving the kinetics of the process. The high R² values in the temperature range (298–308 K) indicated uranium dissolution by the chemical reaction occurring at the ore surface with Fe(III) generated biogenically, with E_a value of 28·3 kJ mol^?1. The mechanism of uranium bioleaching is also elucidated with X-ray diffraction phase identification of the leach residues with time, followed by observing the surface morphology through SEM at varying temperatures.

Le minerai d’uranium des Mines de Narwapahar, d’UCIL, contient 0·047% d’U₃O₈ avec quelques minéraux réfractaires et une teneur élevée en apatite (5%). On note une récupération maximale de 78% par traitement conventionnel à UCIL, avec une consommation relativement élevée d’acide sulfurique et de pyrolusite, ainsi qu’une perte d’uranium sous forme de phosphate d’uranium. Afin d’éviter l’utilisation d’agents oxydants non écologiques, de prévenir l’influence du phosphate, et d’améliorer la production globale d’uranium du procédé, dans cette étude on examine une autre technologie d’extraction utilisant un (des) isolat(s) microbien(s). On a utilisé A. ferrooxidans, isolée de l’eau de mine de Narwapahar, pour la biolixiviation de l’uranium de ce minerai pauvre en uraninite et riche en apatite. La bio récupération optimale de l’uranium de 96% est obtenue à 10% PD (poids/volume) au pH de 1·7 et à 35°C en 40 jours avec les particules fines d’une taille <45 μm. Sous la condition optimale d’un pH de 1·7, on a enregistré l’augmentation du potentiel rédox à 594–708 mV en 40 jours. La biolixiviation de l’uranium semble suivre le mécanisme indirect de lixiviation avec l’implication de Fe(III) engendré bio génétiquement par A. ferrooxidans. On a également examiné la récupération de l’uranium en utilisant un autre isolat mésophile de L. ferrooxidans, qui a montré une lixiviation de 98% de l’uranium à 40°C, ce qui montre la possibilité d’améliorer la cinétique du procédé. Les valeurs élevées de R² dans la gamme de température (298–308 K) indiquaient que la dissolution de l’uranium par réaction chimique se produisait à la surface du minerai avec Fe(III) engendré bio génétiquement, à une valeur de Ea de 28·3 kJ mol^?1. Le mécanisme de biolixiviation de l’uranium est également examiné avec l’identification de phase par XRD des résidus de lixiviat en fonction du temps, suivi par l’observation de la morphologie de la surface au moyen du SEM, à des températures variées.     

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.     

Microbial depyritisation of three different coals by Acidithiobacillus ferrooxidans in a batch stirred tank reactor

Abstract

The present study aimed to investigate the depyritisation potential of Acidithiobacillus ferrooxidans on two different types of coals, namely lignite and anthracite collected from three different countries (Korea, China and Indonesia). The experimental work was conducted on a batch mode in a stirred tank reactor. All the batch biooxidation of pyrite in the different coal samples were conducted in a pH controlled condition (pH?=?1·5). The growth medium employed for the batch biooxidation of pyritic coal was free from iron supplement. At. ferrooxidans oxidised mineral pyrite of Korean anthracite at a greater rate (98%) compared to 96 and 92% of pyrite oxidation for Indonesian and Chinese lignite respectively. The ratio of bioleach residue to the feed was reasonably good with range of 8·56–9·06 stating the net mass loss of 9–14. Coal depyritisation was carried out by the available Fe³⁺ ion in the inoculum producing Fe²⁺ ion as a product and this Fe²⁺ ion was further oxidised to Fe³⁺ ion by At. ferrooxidans. This Fe³⁺ ion produced by At. ferrooxidans continued the oxidation of the residual pyrite in the coal until all pyrite content was oxidised completely. The three different coals were found to be feasible for biological depyritisation of the coal could be scaled up for further studies in a continuous stirred tank bioreactor.

L’étude présente avait pour but d’examiner le potentiel d’enlèvement de la pyrite par Acidithiobacillus ferrooxidans dans deux types de charbons, soit le lignite et l’anthracite, récoltés dans trois pays, soit la Corée, la Chine et l’Indonésie. On a effectué le travail expérimental dans un mode en vrac, dans un réacteur agité. On a effectué toute la bio-oxydation en vrac de la pyrite des échantillons de charbon à un pH contrôlé de 1·5. Le médium de croissance utilisé pour la bio-oxydation en vrac du charbon pyritique ne contenait pas de supplément de fer. At. ferrooxydans oxydait le minerai de pyrite de l’anthracite coréen en plus grande proportion (98%) que l’oxydation de la pyrite du lignite indonésien (96%) ou chinois (92%), respectivement. Le rapport de résidu de biolixiviation à l’alimentation était raisonnablement bon, avec une gamme de 8·56 à 9·06, établissant la perte de masse nette de 9 à 14. L’enlèvement de la pyrite du charbon était effectué par l’ion Fe³⁺ disponible dans l’inoculum, donnant lieu à l’ion Fe²⁺ comme produit et cet ion Fe²⁺ était davantage oxydé en ion Fe³⁺ par At. ferrooxidans. Cet ion Fe³⁺ produit par At. ferrooxidans continuait l’oxydation de la pyrite résiduelle dans le charbon jusqu’à ce que toute la pyrite soit complètement oxydée. On a trouvé qu’il était possible d’effectuer l’enlèvement biologique de la pyrite des trois charbons et d’augmenter l’échelle pour des études futures dans un bioréacteur en continu agité.     

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

Abstract

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

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

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.     

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.     

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

Abstract

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

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

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.     

Effect of mechanical activation on carbothermal reduction of chromite with graphite

Abstract

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

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

Comparative study on simultaneous leaching of nutrients during bioleaching of heavy metals from sewage sludge using indigenous iron and sulphur oxidising microorganisms

The present study investigated the changes in nutrient profile of sewage sludge during bioleaching in a batch mode of operation. The study identified the optimum bioleaching period at which maximum solubilisation of metals is achieved while maintaining the fertilising property of the bioleached sludge. The bioleaching experiments were performed using anaerobically digested sewage sludge by employing indigenous iron and sulphur oxidising microorganisms. The results showed that bioleaching using sulphur oxidising microorganisms is comparatively advantageous due to the higher solubilisation of heavy metals. However, despite its high potential in solubilisation of heavy metals from the sludge, the bioleaching process resulted in the undesirable dissolution/loss of sludge bound nutrients (nitrogen and phosphorus), thus making the sludge less attractive for land application as a fertiliser. After 16 days of bioleaching about 45% of the nitrogen and 34% of the phosphorus were leached from the sludge using indigenous iron oxidising microorganisms, whereas about 78% of the nitrogen and 56% of the phosphorus were leached using indigenous sulphur oxidising microorganisms. The findings indicated that the fertilising property of the sewage sludge can be maintained by conducting the process for a shorter duration of time (up to 10 days). The optimum bioleaching period was 10 days where about 85%Cu, 71%Ni, 91%Zn and 61%Cr were solubilised from the sludge while the loss of nitrogen and phosphorus was only 56 and 51% respectively, by using sulphur oxidising microorganisms. The heavy metals remaining in the bioleached sludge were mostly in the residual fraction ensuring the safe disposal of bioleached sludge for land application as a fertiliser.

Cette étude examine les changements du profil de nutriment de boues d’épuration lors de la biolixiviation d’un procédé discontinu. L’étude identifie la durée optimale de biolixiviation à laquelle la solubilisation maximale des métaux est achevée tout en maintenant les propriétés fertilisantes de la boue biolixiviée. On a effectué les expériences de biolixiviation en utilisant des boues d’épuration digérées en condition anaérobique et en employant l’oxydation par ferro- ou thiomicroorganismes indigènes. Les résultats ont montré que la biolixiviation par oxydation avec des thiomicroorganismes était comparativement avantageuse grâce à la solubilisation plus élevée des métaux lourds. Cependant, en dépit de son potentiel élevé de solubilisation des métaux lourds de la boue, le procédé de biolixiviation avait pour résultat une dissolution ou une perte indésirables des nutriments liés dans la boue (azote et phosphore), rendant ainsi la boue moins attrayante pour application dans les champs comme engrais. Après 16 jours de biolixiviation, environ 45% de l’azote et 34% du phosphore étaient lixiviés de la boue par oxydation avec des ferromicroorganismes indigènes, alors qu’environ 78% de l’azote et 56% du phosphore étaient lixiviés en utilisant des thiomicroorganismes indigènes. Les constatations indiquent qu’on peut maintenir les propriétés fertilisantes de la boue d’épuration en effectuant le processus sur une durée plus courte (jusqu’à 10 jours). La période optimale de biolixiviation était de 10 jours, pendant lesquels environ 85% du Cu, 71% du Ni, 91% du Zn et 61% du Cr étaient solubilisés à partir de la boue alors que les pertes d’azote et de phosphore étaient seulement de 56% et de 51%, respectivement, en utilisant les thiomicroorganismes. Les métaux lourds qui restaient dans la boue biolixiviée se trouvaient principalement dans la fraction résiduelle, assurant la disposition sécuritaire comme engrais de la boue biolixiviée.     

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%.     

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.     

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.     

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.     

Behaviours of supersonic oxygen jet injected from four-hole lance during top-blown converter steelmaking process

The top-blown oxygen jet behaviours at different stagnation temperatures in converter steelmaking process were investigated by using numerical simulation technique. The multiphase flow in top-blown converter with four-hole lance was computed. The results show that with the increasing stagnation temperature of the supersonic oxygen jet, the velocity and static temperature of the jet increase, while the potential core length of the jet shortens. The penetrability of the oxygen jet injected from a four-hole top-blown lance is improved with the increasing stagnation temperature of the jet from 300 to 900 K, while the penetrability declines with the further increase in the stagnation temperature from 900 to 1200 K. Although the penetration depth and impact area corresponding to the oxygen jet with stagnation temperature of 1200 K are smaller than those of 900 K, the horizontal velocity of liquid steel increases with the increasing stagnation temperature due to the increase in the intersection and interference of jet flow, which further enhances the flow of the liquid phase at the interface of gas and liquid and promotes the mixing conditions in converter bath.

On a examiné les comportements d’un jet d’oxygène à soufflage par le haut à différentes températures d’équilibre lors du procédé de fabrication de l’acier par convertisseur, en utilisant une technique de simulation numérique. On a calculé l’écoulement polyphasique dans le convertisseur à soufflage par le haut avec lance à quatre trous. Les résultats montrent qu’avec l’augmentation de la température d’équilibre du jet d’oxygène supersonique, la température statique et la vélocité du jet augmentent, alors que la longueur potentielle du noyau du jet est raccourcie. La capacité de pénétration du jet d’oxygène injecté s’améliore avec l’augmentation de la température d’équilibre du jet de 300 à 900 K, mais elle s’abaisse avec une augmentation additionnelle de la température d’équilibre de 900 à 1200 K. Bien que la profondeur de pénétration et la superficie de l’impact correspondant au jet d’oxygène avec température d’équilibre à 1200 K soient plus petites qu’à 900 K, la vélocité horizontale de l’acier liquide augmente avec une augmentation de la température d’équilibre. Cela est dû à l’augmentation de l’intersection et à l’interférence de l’écoulement du jet, ce qui améliore davantage l’écoulement de la phase liquide à l’interface gaz et liquide et encourage les conditions de mélange dans le bain du convertisseur.     

Extraction of nickel from ferromolybdenum leach residues

Abstract

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

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

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.     

Growth of phosphorus concentrating phase in modified steelmaking slags

Abstract

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

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

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.     

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.