Extractive metals from metallic powders recovered from waste printed circuit boards

Leaching behaviours of metallic powders were investigated using electrically generated chlorine at the anode chamber containing sulphuric acid solution, NaCl and CuSO₄. Various parameters, which included the solid/liquid ratio, current density, concentration of NaCl, CuSO₄, and H₂SO₄, leaching temperature, particle size, and stirring speed, were studied to understand the mechanism of leaching metallic powders. The capability of dissolved metallic powders increased with the increase in all parameters except the solid/liquid ratio. Leaching metallic powders were transport-controlled with a low activation energy of 14·7 kJ mol^?1. The dissolved copper could be transferred from the anodic chamber to the middle chamber by solvent extraction technology. In the electric field, copper ions are transferred from the middle chamber to the cathodic chamber through a cation exchange membrane (CEM) and electrodeposited to form copper foils. The tensile strength and elongation percentage of 65 μm-thick copper foils were 276 Mpa and 10·66%, respectively. The utilisation of metallic powders recovered from waste PCBs (WPCBs) could produce high-performance copper foil.

On a examiné le comportement de lixiviation de poudres métalliques en utilisant du chlore engendré par électricité dans la chambre de l’anode contenant une solution d’acide sulfurique, du NaCl et du CuSO₄. On a étudié une variété de paramètres, incluant le rapport solide à liquide, la densité de courant, la concentration de NaCl, de CuSO₄ et d’H₂SO₄, la température de lixiviation, la taille de particule et la vitesse d’agitation, afin de comprendre le mécanisme de lixiviation des poudres métalliques. La capacité des poudres métalliques dissoutes augmentait avec l’augmentation de tous les paramètres, sauf le rapport solide à liquide. Les poudres métalliques de lixiviation étaient contrôlées par le transport, avec une faible énergie d’activation de 14·7 kJ/mol. On pouvait transférer le cuivre dissous de la chambre anodique à la chambre du milieu au moyen de la technologie d’extraction par solvant. Dans un champ électrique, les ions de cuivre étaient transférés de la chambre du milieu à la chambre cathodique par une membrane d’échange de cation et étaient déposés par galvanoplastie pour former des feuilles de cuivre. La résistance à la traction et le pourcent d’élongation de feuilles de cuivre de 65 μm d’épaisseur étaient respectivement de 276 MPa et de 10·66%. Les poudres métalliques récupérées de cartes de circuit imprimé de rebut pourraient produire une feuille de cuivre à haute performance.     

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.     

Ammoniacal Percolation Leaching of Copper Ores

Abstract

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

Résumé

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

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

Abstract

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

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

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.     

Kinetics of Cu(II) cementation on a pure aluminum disc in acidic sulphate solutions

Abstract

The rates of copper cementation on pure aluminum discs were studied as a function of (a) initial copper ion concentration, (b) temperature, (c) initial hydrogen ion concentration, and (d) the effect of the peripheral velocity of the Al disc.

At low initial copper ion concentration (1 × 10^?4M), there are two rate-controlling processes: ionic diffusion control at temperatures. above 40°C, and surface reaction control at temperatures below 40° C. At higher initial copper ion concentrations (5 × 10^?3 M), the rate is controlled by a chemical (surface) reaction.

When the-hydrogen ion concentration is increased to 0.7 M, the cementation rate increases. The pH remains constant during the reaction.

The cemented deposit is pure copper. The structure. of the deposit is dependent on both temperature and the initial copper ion concentration. At high initial copper ion concentration (5 × 10^-3 M) and at high temperatures (75° C), the rate, which was constant initially, increases with increasing deposition.

Résumé

Les taux de cémentation du cuivre sur des disques d'aluminium pur ont été étudié en fonction (a) de la concentration initiale des ions cuivres, (b) de la température, (c) de la concentration initiale des ions hydrogene et (d) de l'effet de la vitesse tangentielle du disque d'aluminium.

Pour une faible concentration initiale d'ions cuivre (1 × 10^?4 M) il y a deux processus régulateurs : à des températures supérieures à 40°C un côntrale de diffusion ionique et à moins de 40°C un côntrale de la réaction de surface. Pour des concentrations d'ions cuivre plus élevées (5 × 10^?3 M), le taux est contrôlé par une réaction chimique (de surface).

Quand la concentration des ions hydrogène est augmentée à 0.7M Ie taux de cémentation augmente, lp. pH demeure constant pendant la réaction.

Le dépôt est du cuivre pur et sa structure dépend à la fois de la température et de la teneur initiale en ions cuivre. A haute concentration initiale d'ions cuivre (5 × 10^-3M) et à haute temperature (75°C), le taux, constant du début, augmente quand le dépôt augmente.     

Extraction du nickel d'un concentré de pentlandite par HNO3/H2SO4

Abstract

The sulphuric and nitric acid leaching of natural and synthetic nickel sulphides has been investigated. Optimum leaching conditions of the factors influencing the extraction of metals (Ni, Cu, Co) from a pentlandite bearing-concentrate have been determined. These factors are: temperature, time concentration and sulphuric and nitric acids and pulp density. The activation energies of the process are 4.6 ± 0.1 Kcal/mole for the copper and cobalt and 4.7 ± 0.1 Kcal/mole for the nickel. These values indicate that the rate of metal extraction is controlled by the diffusion phenomena through the precipitate layer which is deposited on the mineral surface during the leaching. This layer is composed of elemental sulphur and basic ferric sulphate. A schematical flowsheet of the process is presented.

Résumé

La lixiviation par les acides sulfurique et nitrique des sulfures naturels et synthétiques de nickel a été etudiée en vue de l'optimisation des facteurs qui influencent la mise en solution des métaux (Ni, Cu, Co) à partir d'un concentre de pentlandite. Ces facteurs sont: la température, le temps, la concentration des acides sulfurique et nitrique et la densité de la pulpe. Les energies d'activation du procede sont 4.6 ± 0.1 Kcal/mole pour le cuivre et le cobalt et 4.7 ± 0.1 Kcal/mole pour Ie nickel. Ces valeurs indiquent que la vitesse d'extraction des métaux est contrôlée par les phenomenes de diffusion s'établissant à travers la couche de précipité qui se depose sur la surface minérale au cours de la lixiviation. Cette couche est composée de soufre élémentaire et de sulfate basique de fer ferrique. Le rhéogramme schématique du prócédé est présenté.     

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.     

Reduction roasting of high iron bearing zinc calcine for recovery of zinc and iron

High iron bearing zinc sulphide ore is an important resource for zinc, and the reserve is very great in the world. It is very difficult to effectively obtain zinc and iron from the source by traditional technology. In this study, a novel method was proposed for recovery of zinc and iron from high iron bearing zinc calcine, and the key procedure, reduction roasting, was investigated. The effects of CO concentration, CO₂ concentration, temperature and time on reduction roasting were studied respectively. The experimental results show that the content of soluble zinc and magnetic susceptibility reached 91·15% and 4·1×10^?4 m³ kg^?1 under the optimum conditions respectively. About 90%Zn and 9·5%Fe were dissolved from the reduction roasted zinc calcine by low acid leaching, and simultaneously, 84·3%Fe was recycled to the iron concentrate containing iron of 53·2% from zinc leaching residue by low intensity magnetic separation.

Le minerai de sulfure de zinc à haute teneur en fer est une ressource importante du zinc et il en existe une grande quantité dans le monde. Il est très difficile d’obtenir efficacement le zinc et le fer de cette source par la technologie traditionnelle. Dans cette étude, on propose une nouvelle méthode pour la récupération du zinc et du fer à partir de produit calciné de zinc à haute teneur en fer, et on examine la procédure clef, le grillage réducteur. On a étudié respectivement les effets de la concentration de CO, de la concentration de CO₂, de la température et de la durée sur le grillage réducteur. Les résultats expérimentaux montrent que la teneur en zinc soluble et la susceptibilité magnétique atteignaient respectivement 91·15% et 4·1×10^?4 m³ kg^?1 en conditions optimales. Environ 90% du Zn et 9·5% du Fe étaient dissous à partir du produit calciné de zinc de grillage réducteur par lessivage à acide faible, et simultanément, 84·3% du Fe était recyclé en concentré de fer contenant 53·2% de fer à partir du résidu de lessivage du zinc par séparation magnétique à faible intensité.     

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.     

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.     

PREPARATION AND PERFORMANCE OF COKE ANODES FOR FERROUS TO FERRIC ION OXIDATION IN A NEW COPPER ELECTROWINNING CELL

Abstract

Coke anodes were prepared in order to use them in a lab scale copper electrowinning (EW) cell based on reactive electrodialysis (RED) which uses the ferrous/ferric ion oxidation as an anodic reaction. The effects of various anode production parameters were studied and optimized. The most significant variables determining anode quality were baking temperature, baking atmosphere and compacting pressure. When applied in the Cu electrowinning RED cell with a cell current density of 300 A/m2, the optimized coke anode produced a cell voltage of 1.05 V which is half the cell voltage obtained in conventional copper EW cells and less than half the value obtained in the RED cell with a non-optimized coke anode. This represents considerable energy savings.

On a préparé des anodes de coke afin de les utiliser dans une cellule d’extraction électrolytique (EW) du cuivre à l’échelle du laboratoire basée sur l’électrodialyse réactive (RED) qui utilise l’oxydation de l’ion ferreux/ferrique comme réaction anodique. On a étudié et optimisé l’effet de divers paramètres de production de l’anode. Les variables les plus importantes dans la détermination de la qualité de l’anode incluaient la température de cuisson, l’atmosphère de cuisson et la pression de compaction. Lorsque appliquée à une cellule d’extraction électrolytique RED du Cu avec une densité de courant de la cellule de 300 A/m2, l’anode de coke optimisée produisait un voltage cellulaire de 1.05 V, ce qui est la moitié du voltage cellulaire obtenu dans les cellules d’extraction électrolytiques conventionnelles du cuivre et moins que la moitié de la valeur obtenue dans la cellule RED avec une anode de coke non optimisée. Ceci représente des économies d’énergie importantes.     

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.     

Extractive metallurgy of rare earths

Abstract

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

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

Review of the hydrometallurgy of chalcopyrite concentrates

Abstract

A critical appraisal has been made of methods that have been proposed for the hydro metallurgical treatment of chalcopyrite concentrates. Those methods in which the primary breakdown of chalcopyrite is effected by leachants are discussed. Methods in which leaching is preceded by pyrometal-lurgical decomposition of the mineral include selective sulphation and nonoxidizing treatments in which the ratios of copper, iron and sulphur are changed. No process has yet been found that can replace conventional pyrometallurgical processing, although several have reached the pilot plant stage. The incentives for devising an economic hydrometallurgical process for extracting copper from sulphide ores are the avoidance of air pollution and the possibility of recovering iron, elemental sulphur and other nonferrous metals.

Résumé

Une appréciation critique a été faite des méthodes proposees pour le traitement hydrométallurgique des concentrés de chalcopyrite. Les méthodes par lesquelles la deécomposition originale de la chalcopyrite est affectée par les lixiviants, sont décrites. Les méthodes selon lesquelles la lixiviation est précédée par la décomposition pyrométa1lurgique du minerai comprennent la sulphatation sélective et les traitements non-oxydants dans lesquels les concentrations relatives de cuivre, fer et souffre sont changées. Aucun procédé pouvant remplacer les procédés pyrométallurgiques conventionnels n'a encore été trouvé, bien que plusieurs soient parvenus au stade de l'exploitation sur pilote. L'intérêt d'un procédé hydrométallurgique économique, pour l'extraction du cuivre, à partir des minerais de souffre, serait la non-pollution de l'air et la possibilité de récupération du fer, du souffre élémentaire et des autres métaux non-ferreux.     

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.     

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.     

THERMODYNAMICS OF COPPER AND LEAD IN ALUMINA SATURATED FLASH SMELTING SLAG

Abstract

The distribution of copper and lead between copper rich alloy and alumina saturated flash smelting slag produced from Polish copper concentrates was investigated at 1673 and 1553 K under controlled oxygen partial pressures in the range from 8.6·10^?13 to 3.1·10^?7 atm in order to obtain fundamental information related to single stage flash smelting of Polish copper concentrates and decopperizing of the flash smelting slags. The slope of the linear relationship between the logarithmic distribution ratio and oxygen partial pressure shows that the predominant species dissolved in the slag are CuO_0.5 and Cu for copper and PbO and Pb for lead. Activity coefficients for all these copper and lead species in the slag were determined and compared with those in synthetic SiO₂-CaO-Al₂O₃-FeOx and SiO₂-CaO-Al₂O₃-MgO-FeO_x slags containing up to 7.5 mass% iron. Existence of a miscibility gap in the flash smelting slag was confirmed at the oxygen partial pressures used in the experiments. The results were used to explain the thermodynamic reasons behind potential problems in the decopperizing of the flash smelting slag.

On a investigué la distribution du cuivre et du plomb entre un alliage riche en cuivre et la scorie de la fusion éclair saturée en oxyde d’aluminium, produite à partir de concentrés de cuivre polonais, à 1673 et 1553 K, sous des pressions partielles contrôlées d’oxygène dans la gamme de 8.6·10^?13 à 3.1·10^?7 atm. L’objectif était d’obtenir l’information fondamentale reliée à la fusion éclair à étape unique des concentrés de cuivre polonais et au décuivrage des scories de la fusion éclair. La pente de la relation linéaire entre le ratio de distribution logarithmique et la pression partielle de l’oxygène montre que les espèces prédominantes dissoutes dans la scorie sont le CuO_0.5 et le Cu pour le cuivre et le PbO et le Pb pour le plomb. On a déterminé les coefficients d’activité de toutes ces espèces de cuivre et de plomb dans la scorie et on les a comparés avec ceux de scories synthétiques SiO₂-CaO-Al₂O₃-FeO_x et SiO₂-CaO-Al₂O₃-MgO-FeO_x contenant jusqu’à 7.5% en masse de fer. On a confirmé l’existence d’une interruption de miscibilité dans la scorie de la fusion éclair aux pressions partielles d’oxygène utilisées dans les expériences. On a utilisé les résultats pour expliquer les raisons thermodynamiques derrière les problèmes potentiels de décuivrage de la scorie de la fusion éclair.     

Extraction and permeation of cadmium ions through supported liquid membrane impregnated with mixtures of D2EHPA and M2EHPA

Abstract

The use of an organic carrier consisting of di-(2-ethylhexyl) phosphoric acid (D2EHPA) and mono-(2-ethylhexyl) phosphoric acid (M2EHPA), diluted in kerosene, for separation of cadmium through a supported liquid membrane (SLM) was investigated. The extraction percentage of cadmium and permeability coefficients rose by increasing M2EHPA and feed phase concentration. By increasing the volume percentage of M2EHPA, the permeability coefficient of cadmium increased to a maximum value of 8 cm s^?1 at 1·5 vol.-% declining at higher volume percentages. The permeability of cadmium ions through the SLM decreased with time. The permeation coefficient increased as the initial cadmium concentration increased.

On a étudié l’utilisation d’un support organique consistant d’acide phosphorique di-(2-éthylhexyle) (D2EHPA) et mono-(2-éthylhexyle) (M2EHPA), dilué dans du kérosène, pour la séparation du cadmium à travers une membrane liquide supportée (SLM). Le pourcentage d’extraction du cadmium et les coefficients de perméabilité s’élevaient avec l’augmentation du M2EHPA et de la concentration de la phase d’alimentation. En augmentant le % de volume de M2EHPA, le coefficient de perméabilité du cadmium augmentait à une valeur maximale de 8 cm s^?1 à un volume de 1·5% et déclinait à des % plus élevés du volume. La perméabilité des ions de cadmium à travers la SLM diminuait avec le temps. Le coefficient de perméation augmentait avec l’augmentation de la concentration initiale de cadmium.