PL
 |
EN
Preferencje help
Polish version English version Język
Widoczny [Schowaj] Abstrakt
Liczba wyników
Powiadomienia systemowe
  • Sesja wygasła!

Znaleziono wyników: 22

Liczba wyników na stronie
first rewind previous Strona / 2 next fast forward last
Wyniki wyszukiwania
Wyszukiwano:
w słowach kluczowych:  copper concentrate
help Sortuj według:

help Ogranicz wyniki do:
first rewind previous Strona / 2 next fast forward last
1
Content available Study on Technological Solutions to Increase the Recovery and Quality of the Copper Concentrate at Ta Phoi Beneficiation Plant in Vietnam
Nhu Thi Kim Dung, Pham Thi Nhung, Vu Thi Chinh, Le Viet Ha
Inżynieria Mineralna
|
2023
|
no. 2, vol. 1
231--234
EN
The Ta Phoi beneficiation plant is one of the main copper beneficiation plants in Vietnam. The plant has been put in operation since 2019 and annually process more than one million tons of ROM copper ore to collect 32 thousand tons of copper concentrate of 23% Cu. In the first years of operation the plant’s metallurgical performance has not been consistent and not been as good as in design. The most important task at the company in this day is to improve and stabilize this performance with a target to obtain the copper concentrate of 23% Cu and recovery of over 91.5%. This report presents some research results to increase the recovery and quality of the copper concentrate at Ta Phoi beneficiation plant. As the results, some technological solutions have been proposed concerning the optimization of the reagent regime as well as of flotation flowsheet. Some of these solutions have been tested directly in the plant production line and have the perspective to apply.
2
Content available Effect of externally adding pyrite and electrical current on galvanic leaching of chalcopyrite concentrate
Asgari Kaveh, Hassanzadeh Ahmad, Nazari Sabereh, Vakylabad Ali Behrad, Hosseinzadeh Mostafa
Physicochemical Problems of Mineral Processing
|
2021
|
Vol. 57, iss. 2
105--119
EN
Although the operating properties of GalvanoxTM leaching have been widely studied in the literature, several factors concerning chalcopyrite passivation during the process remain unknown so far. The present work hence aims at investigating the significant effect of externally added pyrite features with a particular focus on its particle size (d80 of 0.52, 20, 45 and 2000 µm) through a series of experiments performed in a 2-L stirred-tank electro-reactor. To this end, the role of pyrite: chalcopyrite ratio (0.49:1, 2:1 and 4:1) and presence of electrical current were examined while the rest of the parameters kept constant (80 °C temperature, 400–500 mV (Ag/AgCl) redox potential, pulp density of 10% (w/v), and stirring rate of 1200 rpm). Plus, kinetic models of the leaching tests were studied based on the diffusion and chemical controlling concepts. It was found that the coarser the pyrite particles, the more favorable the copper extraction from the concentrate due to acceleration of reactions in the cathodic electrode and high mass transfers. However, this was in contradiction with the existing reports in the literature. Moreover, galvanic interactions became intensive in the presence of pyrite meaning extensive chalcopyrite dissolution with significantly reduced passivation. Ultimate copper extraction values of 24.17±1.25%, 55.79±0.91% and 57.26±1.59% were resulted at Py:Cp ratios of 0.49:1 (natural), 2:1 and 4:1, respectively. The results showed that maximum copper recovery of 67.32±2.34% was obtained at an optimum condition of pyrite grain size=2000 µm, Py:Cp=4:1, current application=500 mA, 8 h and 80 °C. Finally, detailed kinetic modeling indicated that the chemical control mechanism was dominant in the early reaction stages (t<3.5 h) concerning the availability of fresh surface for chemical agents; however, the second half of the process (8.0 h>t>3.5 h) was controlled by the diffusion control.
3
Content available Chloride leaching of silver and lead from a solid residue after atmospheric leaching of flotation copper concentrates
Chmielewski T., Gibas K., Borowski K., Adamski Z., Wozniak B., Muszer A
Physicochemical Problems of Mineral Processing
|
2017
|
Vol. 53, iss. 2
893--907
EN
Recovery of silver and lead by means of chloride leaching of solid residue after atmospheric leaching of the copper concentrate from Lubin Concentrator (KGHM) was investigated. The effect of leaching temperature, chloride concentration, Fe(III) and oxygen presence, solid-to-liquid ratio and feed preleaching with NaOH on the silver and lead recovery was analyzed. Chloride leaching appeared to be very effective for recovery of lead, whereas satisfactory recovery of silver was observed after chemical pretreatment of the leaching feed with alkali solution of NaOH in order to liberate Ag entrapped in the jarosite structure. It was found that to achieve the satisfactory recovery of Ag and Pb leaching had to be performed in acidified 4 M chloride concentration at temperature of 90 oC. The presence of oxidants, that is O2 and iron(III) ions, was beneficial in the initial stage of the process. The maximum recovery of Ag and Pb was found for the solid-to-liquid ratio of 1:10 after 10 hours leaching.
4
Content available Statistical modeling of copper losses in the silicate slag of the sulfide concentrate smelting process
Savic M. V., Djordjevic P. B., Mihajlovic I. N., Zivkovic Z. D.
Polish Journal of Chemical Technology
|
2015
|
Vol. 17, nr 3
62--69
EN
This article presents the results of the statistical modeling of copper losses in the silicate slag of the sulfide concentrates smelting process. The aim of this study was to define the correlation dependence of the degree of copper losses in the silicate slag on the following parameters of technological processes: SiO2, FeO, Fe3O4, CaO and Al2O3 content in the slag and copper content in the matte. Multiple linear regression analysis (MLRA), artificial neural networks (ANNs) and adaptive network based fuzzy inference system (ANFIS) were used as tools for mathematical analysis of the indicated problem. The best correlation coefficient (R2 = 0.719) of the final model was obtained using the ANFIS modeling approach.
5
Content available Estimation of copper concentrate grade based on color features and least-squares support vector regression
Ren C., Yang J., Liang C.
Physicochemical Problems of Mineral Processing
|
2015
|
Vol. 51, iss. 1
163--172
EN
In this paper, a new method based on color features of microscopic image and least-squares support vector regression model (LS-SVR) is proposed for indirect measurement of copper concentrate grade. Red, green and blue (RGB), hue and color vector angle were extracted from color microscopic images of a copper concentrate sample and selected for the comparison. Three different estimation models based on LS-SVR were developed using RGB, hue, and color vector angle, respectively. A comparison of three models was carried out through a validation test. The best model was obtained for the hue giving a running time of 30.243 ms, root mean square error of 0.8644 and correlation coefficient value of 0.9997. The results indicated that the copper concentrate grade could be estimated by the LS-SVR model using the hue as input parameter with a satisfactory accuracy.
6
Content available Copper(II) extraction from ammonia leach solution
Ochromowicz K., Jeziorek M., Wejman K.
Physicochemical Problems of Mineral Processing
|
2014
|
Vol. 50, iss. 1
327--335
EN
Hydrometallurgical processing of copper-bearing materials (ores, concentrates, by-products) is usually done with the use of acidic or ammonia leaching. In the case where a leaching feed material contains significant amounts of carbonate rocks and iron minerals the second method is preferential due to a higher process selectivity. However, it can also be problematic considering possible ammonia transfer during the subsequent extraction process. The paper presents results of extraction of copper(II) from ammonia leach solutions. The effect of a type of extractant, its concentration and type of diluent in organic phase on extraction efficiency and ammonia transfer was studied. A few commercial extractants were examined, namely LIX 84-I, LIX 984N, LIX 54-100. The results clearly indicate that in the case of extraction systems using hydroxyoximes the extraction efficiency is remarkably higher than for βdiketone reagent. Presented studies proved that extraction efficiency of Cu(II) is also dependent on the type of diluent and is less favourable for systems with non-aliphatic diluents. It was observed that ammonia co-extraction occurs and depends on examined parameters. Scrubbing of loaded organic phase showed that ammonia can be removed almost completely using double wash with sulfuric acid solution.
7
Content available remote Badania nad zastosowaniem ekstrakcji w układzie ciało stałe-ciecz do zmniejszenia zawartości wody i węgla organicznego w koncentracie miedzi
Hys L, Marczak H
Przemysł Chemiczny
|
2013
|
T. 92, nr 12
2327-2330
PL
Głównym czynnikiem warunkującym prawidłowość przebiegu procesu przetopu koncentratu rudy miedzi w technologii pieca zawiesinowego oraz wydajność pieca jest odpowiednie stężenie węgla organicznego w koncentracie. Obecnie prowadzone są intensywne prace w zakresie opracowania skutecznych metod sterowania zawartością węgla w koncentracie. Przedstawiono badania wstępne nad zastosowaniem procesu ekstrakcji do obniżenia zawartości węgla organicznego w koncentracie miedzi. Głównym celem badań był wybór ekstrahenta uwzględniający aspekty jego zastosowania w procesie przemysłowym. Scharakteryzowano również produkt po ekstrakcji uzyskany przy użyciu wybranego ekstrahenta oraz określono stopień obniżenia kaloryczności i wilgotności koncentratu. Ciekły ekstrakt zawierał głównie węglowodory alifatyczne C10–C18 oraz ok. 2% siarki elementarnej. W efekcie zastosowanego procesu nastąpiło obniżenie wartości opałowej i wilgotności koncentratu o odpowiednio 31,7% i 94,97%.
EN
Cu ore concentrate was leached with MeOH, EtOH, Me2CO, MePh, extr. gasoline, steam and xylene/EtPh, MeOH/MePh, MePh/Me2CO and EtOH/MePh mixts. at b.p. for 10 min to remove org. matter and H2O. MeOH was the most convenient solvent for the leaching. The exts. contained C10–C18 aliph. hydrocarbons and S.
8
Content available remote Galvanic interactions of sulfide minerals in leaching of flotation concentrate from Lubin concentrator
Chmielewski T., Kaleta R.
Physicochemical Problems of Mineral Processing
|
2011
|
Vol. 46
21-34
EN
Measurements of the rest potential of copper sulfide electrodes and pyrite, present in copper ores and concentrates from Lubin Concentrator, have been carried out. Moreover, measurements of sulfide-sulfide contact potential and galvanic current were also performed using deoxygenated sulphuric acid solutions as well as the solutions saturated with oxygen and containing Fe(III) ions. Significant galvanic interactions were observed for sulfide couples exhibiting high potential difference, particularly when copper sulfides were short-circuited with pyrite. According to mineralogical data for Lubin polymineral copper concentrate, chalcocite and bornite are dominating with chalcopyrite and covellite as minor copper minerals. Expected is advantageous affect of pyrite in promoting the kinetics of copper leaching from Lubin concentrate as a result of observed galvanic interactions between pyrite and copper sulfides.
PL
Przedstawiono wyniki pomiarów potencjału spoczynkowego elektrod wykonanych z siarczków miedzi i pirytu, obecnych w rudach i koncentratach ZWR Lubin. Ponadto, wykonano pomiary potencjałów zwarcia układów siarczek-siarczek oraz prądów zwarcia wybranych par siarczków w odtlenionych roztworach kwasu siarkowego oraz w roztworach natlenionych i zawierających jony Fe(III). Obserwowano wyraźne oddziaływania między siarczkami różniącymi się znacznie wartością potencjału spoczynkowego, zwłaszcza, gdy siarczki miedzi były w kontakcie z pirytem. Zgodnie z danymi mineralogicznymi dla koncentratu Lubin chalkozyn i bornit są dominującymi siarczkami miedzi, natomiast zawartość chalkopirytu i covellinu jest wyraźnie niższa. Można stąd oczekiwać korzystnego dla ługowania wpływu oddziaływania pirytu na ługowanie przejawiający się wzrostem szybkości ługowania miedzi w wyniku oddziaływań galwanicznych w układach piryt - siarczki miedzi.
9
Wpływ składu ziarnowego koncentratu miedziowego na wybrane parametry procesu zawiesinowego
Miczkowski Z., Czernecki J.
Rudy i Metale Nieżelazne
|
2008
|
R. 53, nr 4
209-215
PL
W artykule wykorzystano model utleniania ziaren koncentratu chalkozynowo-bornitowego z zanikającym rdzeniem. Opracowano algorytm obliczeń ujmujący utlenianie całej populacji ziaren koncentratu w czasie przemieszczania się w przestrzeni reakcyjnej pieca zawiesinowego. Opierając się na algorytmie, wykonano program komputerowy realizujący stosowne obliczenia. Wykonano wariantowe obliczenia postępu reakcji i uzyskiwanych produktów szybu reakcyjnego dla różnych składów ziarnowych koncentratu miedziowego. Wykazano możliwość kompensowania zmian w składzie ziarnowym poprzez odpowiednie sterowanie ilością tlenu podawanego do procesu.
EN
A model describing oxidation of the grains of chalcocite-bornite concentrate with diminishing core has been applied in this study. The calculation algorithm has been developed, which reflects oxidation of the whole population of the concentrate grains during their displacement in the reaction space of the flash furnace. Based on this algorithm, a computer program performing suitable calculation has been written. Alternative calculations of the reaction progress and the products obtained from the reaction shaft have been made for different grain size compositions of the copper concentrate. The possibility of compensating the changes in grain size composition by means of the controlled supply of oxygen to the process has been demonstrated.
10
Wpływ wielkości wanny odstojowej pieca zawiesinowego na ilość wynoszonych pyłów
Miczkowski Z., Czernecki J.
Rudy i Metale Nieżelazne
|
2007
|
R. 52, nr 4
172-175
PL
Wykonano obliczenia modelowe rozkładu prędkości gazów w szybie reakcyjnym i wannie odstojowej pieca zawiesinowego, wyznaczono dystrybucję przereagowanych ziaren koncentratu pomiędzy kąpiel, ściany pieca i unoszonych z gazami. Stwierdzono, że zmniejszenie odległości pomiędzy poziomem lustra kąpieli i sklepieniem wanny odstojowej powoduje ograniczenie ilości pyłów wynoszonych z pieca zawiesinowego oraz w przypadku drobniejszych frakcji koncentratu skraca średni czas pobytu ziarna w przestrzeni reakcyjnej.
EN
The model-based simulations of a gas velocity distribution in a reaction shaft and in a settler of the flash furnace have been carried out. The distribution of converted grains of a concentrate between the bath, furnace walls and those carried out by the gases has been determined. It was found that the reduction in a distance between a bath surface and the roof of a settler results in a reduction of an amount of dusts expelled from the flash furnace, and in the case of finer concentrate fractions, an average stay time of a grain in the reaction space becomes shorter.
11
Content available remote Leaching mechanisms and kinetics of complex low-grade sulfidic copper ores
Aromaa J., Pesonen P.
Physicochemical Problems of Mineral Processing
|
2007
|
Vol. 41
313-322
EN
The aim of the study was to examine the leaching kinetics of powdered chalcopyrite based concentrate and the formation potential of elemental sulphur by means of electrochemistry and chemical analysis. Anodic polarisation curves, cyclovoltammetry and potentiostatic measurements were carried out in 1 N sulphuric acid at temperatures 25-80 C. The working electrode was a carbon paste electrode, which gives good response to powdered sulphide samples. The dissolved metal ions in the potentiostatic measurements were analyzed using AAS. The leaching of chalcopyrite-based concentrate occurs in two steps. At low overpotentials the reaction is a phase transformation and at higher overpotentials dissolution of the sulphide. The rate-determining step of leaching kinetics was evaluated by calculating the activation energies from the polarisation curves. The formation potential of elemental sulphur is between 500 and 700 mV vs. SCE. Above this potential sulphur is oxidized to sulphate. At room temperature the leaching kinetics is generally controlled by mass transfer and at 60 and 80 C by charge transfer.
PL
Celem pracy były badania kinetyki ługowania koncentratu o przeważającej zawartości chalkopirytu oraz wyznaczenie potencjału tworzenia elementarnej siarki w oparciu o pomiary elektrochemiczne połączone z chemiczną analizą roztworu. Krzywe polaryzacji anodowej, pomiary woltametrii cyklicznej i pomiary potencjostatyczne prowadzono w 0.5 M roztworach kwasu siarkowego w temperaturach w zakresie 25-80 C. Elektrodą badaną była elektroda w postaci pasty grafitowej zawierającej badany siarczek, która gwarantuje powtarzalność i niezawodność pomiarów. Stężenie jonów metali roztwarzanych w eksperymentach potencjostatycznych było analizowane przy pomocy spektroskopii AAS. Ługowanie koncentratu zawierającego chalkopiryt zachodzi dwuetapowo. Dla niskich nadpotencjałów obserwuje się przemiany fazowe siarczku, natomiast dla wyższych wartości obserwuje się jego roztwarzanie. Najwolniejszy etap reakcji określano na podstawie wartości energii aktywacji wyznaczonych z krzywych polaryzacji. Potencjał tworzenia elementarnej siarki był w zakresie 500 – 700 mV (NEK). Powyżej 700 mV siarczek utlenia się do rozpuszczalnych siarczanów. W temperaturze otoczenia proces kontrolowany jest na etapie transportu masy, natomiast w temperaturach 60 i 80 C najwolniejszym etapem jest wymiana ładunku.
12
Content available remote Możliwości podwyższenia jakości koncentratu miedziowego metodą hydrometalurgiczną
Konopka E., Małysa E.
Gospodarka Surowcami Mineralnymi
|
2006
|
T. 22, z. 3
95-110
PL
W polimetalicznym złożu rud miedzi występuje m.in. ołów, który w procesie wzbogacania flotacyjnego wraz z miedzią przechodzi do koncentratu. W pirometalurgii miedzi jej koncentrat powinien zawierać maksymalnie tylko 1% Pb, gdy tymczasem ten niepożądany składnik może występować w podwyższonej ilości nawet powyżej 2%. Celem przeprowadzonych badań było osiągnięcie maksymalnego uzysku ołowiu na drodze hydrometalurgicznej, przy zagwarantowaniu możliwie niskiej energochłonności procesu, nawet kosztem wydłużenia jego czasu. Stwierdzono możliwość obniżenia zawartości ołowiu w koncentracie nawet do wartości 0,13% Pb, jednak za racjonalny można uznać poziom 0,8—0,6% Pb, możliwy do osiągnięcia w ciągu jednej doby. Dokonana została charakterystyka metalonośności octanowych roztworów ługujących oraz wykazano racjonalny sposób wykorzystania ich pojemności ekstrakcyjnej.
EN
In polymetalic deposits of the copper ore there is also contained lead, which during flotation process is concentrated together with copper in the froth product. In pyrometallurgical processing of the copper concentrates it is a requirement that the lead contents should not exceed 1%, while the contents of this undesired component (lead) are often even above 2%. The carried out studies aimed at obtaining maximum recovery of lead, from the copper concentrates by hydrometallurgical method, at as low as possible energy consumption even at the expense of the process time prolongation. It was found that the lead contents in the concentrate could be lowered by the hydrometallurgical method applied even to a value of 0.13% Pb. However, a level of 0.8—0.6% Pb contents was found to be rational and possible to be reached during twenty-four hours processing. A characteristics of metal contents in acetate leaching solutions was performed and a rational way of utilization of their extractive capacity was evaluated.
13
Wpływ temperatury na kinetykę procesu bioługowania odpadów flotacyjnych z Zakładu Wzbogacania Rud Lubin
Jażdżyk E., Sadowski Z., Polowczyk I., Uryga A.
Rudy i Metale Nieżelazne
|
2005
|
R. 50, nr 2
77-81
PL
Przeprowadzono badania procesu bioługowania odpadu z flotacji rud miedzi z ZWR Lubin w termostatowanym reaktorze mieszalnikowym. Określono najlepsze zagęszczenie fazy stałej dla realizacji tego procesu, które wynosiło 10% c.st. Zastosowano autochtoniczny szczep bakteryjny Acidithiobacillus ferrooxidans. Bioługowanie w reaktorze mieszalnikowym prowadzono stosując dwie temperatury: 30 i 35 stopni Celcjusza. Po 14 dniach trwania procesu stopień wyługowania miedzi wyniósł 89 i 84 % całkowitej ilości miedzi odpowiednio dla 35 i 30 stopni Celsjusza. Otrzymane wyniki potwierdzają fakt, że podwyższenie temperatury procesu o 5 stopni Celsjusza wpływa na polepszenie jego kinetyki. Obliczono energię aktywacji dla procesu bioługowania odpadów flotacyjnych Ea = -303 kJ/mol.
EN
The bioleaching experiments were carry on using the flotation tailings from Lubin mine. The optimal solid concentration was determined. It was 10% of weight. The autochtonic, acidofilic microorganism such as Acidithiobacilluse ferrooxidans was used. After 14 days of bioleaching the copper recovery was 84 and 89 % for temperature of 30 and 35 Celsius degrees respectively. The increase of temperature causses an increase of process kinetic. The activation energy was evaluated and equals -303 kJ/mol.
14
Modelowanie zawiesinowego stapiania koncentratu chalkozynowo-bornitowego
Miczkowski Z., Czernecki J.
Rudy i Metale Nieżelazne
|
2005
|
R. 50, nr 2
58-63
PL
Przedstawiono model złożonego procesu utleniania pojedynczych ziaren koncentratu przetapianego w KGHM Polska Miedź S.A. Opis uwzględnia główne reakcje chemiczne, zjawiska wymiany ciepła i masy wewnątrz ziarna oraz pomiędzy ziarnem i otoczeniem. Na podstawie wyników prób laboratoryjnych ustalono współczynniki określające transport tlenu w głąb ziarna i współczynniki decydujące o postępie reakcji chemicznych. Model utleniania pojedynczego ziarna zastosowano do analizy w skali "makro" - procesu przetopu koncentratu miedziowego w piecu zawiesinowym.
EN
A model describing the complex process of oxidation of single grains of a concentrate smelted at KGHM S.A. has been presented. The model takes into account main chemical reactions, and heat and mass exchange phenomena inside the grains, and between grain and the environment. Based on the results of laboratory tests, the coefficients describing oxygen transport deep into the grain, and coefficients influencing the progress of chemical reactions, have been determined. The model describing oxidation of a single grain has been applied for macro-scale analysis of the process of copper concentrate smelting in a flash furnace. It has been demonstrated that productivity of a flash furnace operating at GŁOGÓW II Copper Smelter could be increased with no harm for the products quality. This requires, however, that higher oxygen consumption indices be used, which shall subsequently increase a volume of dusts directed from the furnace to the gas cooling and dedusting system.
15
Hydrotransport koncentratu miedziowego w Legnicko-Głogowskim Okręgu Miedziowym
Sobota J., Boczarski S., Dębkowski R., Szczap J.
Rudy i Metale Nieżelazne
|
2004
|
R. 49, nr 12
609-613
PL
Przedstawiono pomiary parametrów hydrotransportu koncentratu miedziowego wykonane na małej instalacji przemysłowej w zakładzie wzbogacania rud oraz badania charakterystyki koncentratu miedziowego i transportowanej mieszaniny. W oparciu o wyniki pomiarów i badań wskazano sposób określania jednostkowych strat ciśnienia dla projektowania instalacji przemysłowej.
EN
Measurements of the copper concentrate hydro-transport parameters made on a small industrial installation in the ores enrichment plant have been described. Results of the examination of characteristics of the copper concentrate and of a transported mixture have also been presented. Based on the results of measurements and concentrate examination, an approach to the determination of elementary pressure losses in designing of an industrial installation has been shown.
16
Możliwości zastosowania odpadowego polistyrenu do formowania koncentratu miedziowego.
Więckowska J., Szyszka D., Kozłowska A.
Rudy i Metale Nieżelazne
|
2003
|
R. 48, nr 2
64-67
PL
Zbadano możliwość wykorzystania odpadowego polistyrenu spienionego (styropianu), jako lepiszcza do formowania koncentratu miedziowego. Określono optymalne parametry przebiegu procesu formowania układu koncentrat miedziowy-polistyren. Przeprowadzono badania wytrzymałościowe, analizę termiczną i analizę mikroskopową.
EN
Study of the possibility of using waste polystyrene as a binding agent in the preparation of copper ore concentrates was carried out. Optimal parameters of conducting the process within the copper concentrate-polystyrene system were determined, and strength tests and thermal and microscopic analyses were performed.
17
Content available remote Electrowinning of copper and lead from ammonium acetate solutions
Bieszczad T., Sanak-Rydlewska St.
Physicochemical Problems of Mineral Processing
|
2001
|
Vol. 35
181-193
EN
This paper presents the results of laboratory studies on electrowinning of copper and lead from spent leachate obtained by leaching of copper concentrates with ammonium acetate solutions. The effect of electrolyte composition and the electrolysis current density on the process efficiency was investigated. The electrolyte was also pre-treated with ammonia before it was electrolysed under the same abovementioned conditions.
PL
W artykule przedstawiono wyniki badań laboratoryjnych nad procesem elektrowydzielania miedzi i ołowiu z roztworów modelowych, o składzie podobnym do tego, jakie uzyskuje się w procesie ługowania koncentratów miedziowych roztworami octanu amonowego. Dla roztworów modelowych przebadano wpływ składu roztworu elektrolitu i wielkości prądu elektrolizy na wydajność procesu. Zastosowano również wstępną obróbkę elektrolitu amoniakiem, po której poddano roztwór elektrolizie w takich samych warunkach, jakie stosowano dla roztworów bez dodatku amoniaku. Z przeprowadzonych obliczeń teoretycznych i z wyznaczonych doświadczalnie napięć rozkładowych wynika, że w badanym układzie na katodzie zachodzi reakcja współwydzielania miedzi i ołowiu a przy wysokich prądach także gazowego wodoru. Wydajność prądowa procesu, liczona w stosunku do miedzi, prawie nie zależy od stężenia octanu amonowego i od tego czy roztwór poddawany procesowi elektrolizy zawierał amoniak, czy nie. Wydajność maleje (przy stałym składzie roztworu) ze wzrostem prądu elektrolizy, natomiast rośnie ze wzrostem stężenia miedzi i ołowiu w elektrolicie. Zmiany stężenia jonów ołowiu są tym większe im mniejszy jest prąd elektrolizy. Większe zmiany stężeń ołowiu występują w roztworach amoniakalnych. Napięcia elektrolizy, jak i potencjały katody względem nasyconej elektrody chlorosrebrowej, rosną ze wzrostem prądu elektrolizy, natomiast nie zależą od stężenia octanu amonowego. Przy niskich wartościach prądu otrzymuje się osady bardziej zwarte a przy wyższych, gąbczaste, łatwo odpadające od elektrody. Ponieważ otrzymane osady w procesie elektrolizy stanowią mieszaninę miedzi i ołowiu, w przyszłości będą przedmiotem badań nad ich rozdziałem, w celu odzyskania czystych metali.
18
Content available Wpływ utleniacza na ługowanie ołowiu z koncentratu miedziowego
Sanak-Rydlewska S., Bieszczad T.
Inżynieria Mineralna
|
2001
|
R. 2, nr 1
35-39
PL
W artykule podano wyniki doświadczeń laboratoryjnych ługowania ołowiu z koncentratu miedziowego za pomocą octanu amonu. Przebadano wpływ dodatku nadtlenku wodoru do roztworu ługującego na stopień ługowania ołowiu z koncentratu. Proces prowadzono przez 60 minut w temperaturze 293 K, stosując roztwory octanu amonowego o stężeniu 10% i 40% wagowych.
EN
This article presents results of laboratory experiments of leaching lead from copper concentrate with ammonium acetate. The effect of addition of hydrogen peroxide to the leaching solution on the rate of lead leaching from copper concentrate was studied. The process was carried out for 60 minutes at 293 K, in 10 and 40 percent (by weight) ammonium acetate solutions.
19
Problemy związane z dopalaniem, chłodzeniem i oczyszczaniem gazów z procesów hutnictwa metali nieżelaznych.
Glonek J.
Rudy i Metale Nieżelazne
|
2000
|
R. 45, nr 2
92-97
PL
Gazy i pyły powstałe w pirometalurgicznych procesach przerobu krajowych koncentratów miedzi mają wyjątkowo niekorzystne własności ze względu na operacje ich oczyszczania. Wynika to ze znacznej zawartości w tych koncentratach węgla bitumicznego. W gazach występują duże ilości par związków smolistych o bardzo szerokim zakresie temperatur kondensacji (100-400 stopni C) oraz pary lotnych związków metali (cynk, ołów, arsen). Mokre odpylanie tych gazów stwarza takie utrudnienia, jak wytrącanie się soli na ściankach aparatury, tworzenie się piany i emisja do atmosfery z powierzchni osadników toksycznych gazów rozpuszczonych w wodzie. Celowe jest poszukiwanie skutecznych metod suchego odpylania. Instalacje odpylania gazów ze względu na duże zmiany zawartości składników palnych i ilości gazów wymagają palników dogrzewających i sprawnej regulacji ilości powietrza spalania. Zalecane są pionowe komory dopalania ze względu na możliwość ograniczenia narostów i łatwy odbiór skrzepów. Chłodnice gazów mogą być stosowane dla temperatur poniżej 500 stopni C i muszą być wyposażone w skuteczne układy otrzepywania. Filtrowane gazy i pyły często wymagają przed podaniem ich na filtr uzdatniania poprzez wtrysk korekcyjnych pyłów (np. wapna).
EN
The gases and dusts which originate during pyrometallurgical processing of Polish copper concentrates have especially unprofitable properties, considering their purification process. It is due to a remarkable content of bituminous coal in those concentrates. The gases contain large quantities of pitchy compounds, which have a very wide range of condensation temperatures (100-400 degrees C), and vapours of volatile metal-compounds (zinc, lead, arsenic). The scrubbing of such gases carries about impediments, like deposition of salts on the installation-walls, origination of froth and emission of water-solved toxic gases from the surfaces of the settling tanks to the atmosphere. The search for dry dedusting methods is advisable. The installations for burning up of gases should be provided with reheating burners and with efficient adjustment of the quantity of the air for combustion. The vertical burning-up combustion chambers are preferred, considering the possibility of limitation of bears and easy getting down the sows. The gas coolers can be applied for temperatures below 500 degrees C and should be equipped with efficient flicking-off systems.
20
Obniżenie zawartości ołowiu w koncentracie miedzi
Sanak-Rydlewska S., Małysa E., Spalińska B., Ociepa Z., Konopka E., Kamiński S.
Rudy i Metale Nieżelazne
|
2000
|
R. 45, nr 8
430-435
PL
W procesie flotacji ołów towarzyszący rudom miedzi przechodzi do koncentratów miedziowych. Jego obecność jest przyczyną trudności w dalszej przeróbce metalurgicznej. Badania prowadzone przez różne ośrodki naukowe w kraju zmierzają do opracowania sposobu obniżenia zawartości ołowiu we wspomnianych produktach. W prezentowanej pracy przedstawiono wyniki badań wykonanych na koncentracie miedzi z ZWR RUDNA. Próbka zawierała średnio ok. 30 % miedzi i 1,5 % ołowiu i charakteryzowała się bardzo drobnym uziarnieniem. Klasy poniżej 45 mikrometrów było ok. 62 %. Celem badań była ocena możliwości obniżenia zawartości ołowiu w koncentracie miedzi dwoma sposobami: na drodze obróbki chemicznej koncentratu za pomocą roztworu octanu amonu, poprzez wstępną obróbkę materiału za pomocą rozcieńczonego kwasu nieorganicznego lub gorącą wodą, a następnie flotacji. Stwierdzono, że w wyniku ługowania chemicznego octanem amonu można obniżyć zawartość ołowiu w koncentracie miedziowym z 1,5 % Pb do ok. 0,2 %. Równocześnie odbywa się ługowanie miedzi, której straty w koncentracie są dość duże. Wykazano, że najkorzystniejsze warunki otrzymuje się podczas ługowania surowej próbki z płukaniem placka filtracyjnego. Osiąga się wówczas obniżenie zawartości ołowiu do 0,6 %, przy minimalnej stracie miedzi, wynoszącej tylko 3,5 % Cu w roztworze w stosunku do próbki wyjściowej. W wyniku wstępnej obróbki powierzchniowej koncentratu za pomocą kwasu azotowego lub gorącej wody a następnie flotacji, otrzymano dwa produkty o zróżnicowanych zawartościach miedzi i ołowiu. Jeden o zawartości miedzi ok. 25 do 36 % i zawartości ołowiu ok. 1,7 %, przy wychodzie od 75 do 90 %. Drugi o obniżonej zawartości ołowiu od 0,8 do 1 % i zawartości miedzi ok. 13 do 16 %, przy wychodzie wahającym się od 25 do 10 %.
EN
Lead, accompanying copper ores, passes to copper concentrate during flotation of the ores. Its presence makes further metallurgical processing difficult. Research, done in various scientific centres in Poland, is aimed at developing a method to lower the content of lead in these products. This paper presents the results of research on a copper concentrate from the Rudna Processing Plant. The sample contained on average 30 % copper and 1.5 % lead and was very fine grained. As much as 62 % was in the - 45 micrometers grain class. The study aimed to assess the possibility of lowering lead content in copper concentrate by two methods: chemical treatment of the concentrate with an ammonium acetate solution, pre-treatment of the feed with diluted inorganic acid, or with hot water, followed by flotation. It was found that lead content in the concentrate could be reduced from 1.5 % to about 0.2 % by leaching with ammonium acetate. Copper was leached at the same time, which impoverished the concentrate. The best results were achieved by leaching the raw sample and washing the filter cake. By doing so, the lead content could be lowered to 0.6 % with minimum loss of copper - only 3.5 % in solution, regarding the initial sample. Surface pre-treatment of the concentrate with nitric acid or hot water, followed by flotation, resulted in two products with different copper and lead content. One of them contained 25-36 % copper and about 1.7 % lead, at yields ranging from 75 to 90 %. The other, with a lead content lowered to 0.8-1 %, contained 13-16 % copper, at yields ranging from 25-10%.
first rewind previous Strona / 2 next fast forward last
JavaScript jest wyłączony w Twojej przeglądarce internetowej. Włącz go, a następnie odśwież stronę, aby móc w pełni z niej korzystać.