Preferencje help
Widoczny [Schowaj] Abstrakt
Liczba wyników
Powiadomienia systemowe
  • Sesja wygasła!

Znaleziono wyników: 5

Liczba wyników na stronie
first rewind previous Strona / 1 next fast forward last
Wyniki wyszukiwania
help Sortuj według:

help Ogranicz wyniki do:
first rewind previous Strona / 1 next fast forward last
PL
Omówiono badania materiałów tytan Grade 4A i tytan Grade 5. Materiały te charakteryzują się odmienną mikrostrukturą, jednakże ich właściwości, takie jak twardość, odporność na zarysowania, podatność na odkształcenie plastyczne czy odporność korozyjna bywają bardzo zbliżone. Kształtowanie tych -właściwości dokonuje się poprzez powierzchniową obróbkę plastyczną - kulowanie, które w istotny sposób wpływa na stan powierzchni i jej cechy użytkowe. Do badań zastosowano nietypowe metody badawcze, takie jak test rysy (scratch test), pomiary twardości metodą DSI i badania stabilności powierzchniowej warstwy tlenkowej w agresywnym środowisku.
EN
In this paper the study of titanium Grade 4A and Grade 5 materials was discussed. These materials are characterized by different microstructure, however, their properties such as: hardness, scratch resistance, susceptibility to plastic deformation or corrosion resistance can be very similar. Formation of these properties is accomplished by surface plastic forming - shot-peening, which significantly affects the state of the surface and its functional traits. In this study non-standard research methods were used, such as: a scratch test, DSI hardness measurements and tests of surface stability ofan oxide layer in an aggressive environment.
PL
W artykule przedstawiono sposób odzysku wolframu i kobaltu z odpadów pochodzących z obróbki węglików spiekanych. Zaproponowana metoda polega na ługowaniu odpadów roztworami H2SO4 lub HCl, z dodatkiem czynnika utleniającego, dla przeprowadzenia do roztworu kobaltu i innych metali, z równoczesnym pozostawieniem całości wolframu w szlamie powstającym po ługowaniu. Prażenie tego szlamu po ługowaniu, w temperaturze 550-600 °C, z dostępem powietrza, powoduje zniszczenie struktury spieków, wypalenie węgla i wytworzenie tlenków wolframu, surowca do otrzymywania handlowych związków wolframu, np. H2WO4. Z roztworów uzyskanych po ługowaniu wydziela się bezpośrednio, przez zatężanie, uwodnione sole kobaltu, tj.: CoSO4 lub CoCl2. Aby otrzymać związki kobaltu wysokiej czystości, stosuje się metodę wymiany jonowej. Selektywne rozdzielenie kobaltu od pozostałych składników roztworu przez sorpcję z zastosowaniem odpowiednio dobranych żywic i elucję roztworami kwasów (HCl lub H2SO4) umożliwia uzyskanie czystych, roztworów o zawartości kobaltu wynoszącej kilkanaście gramów w litrze i krystalizację soli o wysokiej czystości.
EN
The paper presents a method of tungsten and cobalt recovery from sintered carbides treatment wastes. Initially the wastes are dissolved with a H2SO4 or HCl with addition of oxidising reagent. The cobalt and other metals except for the tungsten are transferred to the solution. The residue is roasted at temperature range from 550 to 600 °C in the presence of air. During the process structure of the sinter is destroyed with simultaneous combustion of the total carbon present. Tungsten oxides are formed during that process, which can be further processed to obtain commercial tungsten compounds, for example H2WO4. The cobalt salts (CoSO4 or CoCl2) can be obtained from the solutions by evaporation. Alternatively cobalt compounds of high purity can be produced using ion exchange technique. Cobalt is selectively separated from the other solution components using a dedicated ionite and consecutive elution with acid solutions (HCl or H2SO4). Obtained highly concentrated solutions with cobalt content up to 20 g/dm3 are used for crystallization of high purity salts.
3
PL
Omówiono najważniejsze metody średniociśnieniowego oraz bezciśnieniowego bezpośredniego ługowania siarczkowych koncentratów metali nieżelaznych. Dokonano analizy obu grup procesów pod kątem technologicznym oraz pod kątem zastosowania w praktyce przemysłowej.
EN
A review, with 38 refs., of methods for oxidative acidic leaching of Zn, Cu, Ni and Co sulfide ores under atm. or slightly increased pressures.
PL
Istotny postęp w technologii bioługowania koncentratów miedzi, umożliwiający wytwarzanie roztworów siarczanowych o stężeniu miedzi powyżej 40 g/dm3 i z wydajnością przewyższającą 90 %, skłonił do podjęcia badań zmierzających do sprawdzenia możliwości bezpośredniej produkcji miedzi elektrolitycznej z takich roztworów, z pominięciem stosowanej klasycznie operacji ekstrakcji rozpuszczalnikowej. Badania prowadzono z roztworem otrzymanych z BRGM (Francja), a wytworzonym przez bioługowanie koncentratu miedzi z ZG LUBIN. Zastosowano elektrolizer z dwiema anodami wykonanymi ze stopu Pb1Ag oraz jedną katodą ze stali kwasoodpornej. Stosowana katodowa gęstość prądu wynosiła 200 A/m2, temperatura elektrolitu 55 [stopni]C, a w skład zestawu inhibitorów wchodził klej kostny i tiomocznik. Pierwsze testy prowadzone zarówno w trybie ciągłym, jak i cyklicznym, wykazały możliwość produkcji osady katodowych metalicznych, zwartych, jednak wydajności prądowe procesu były relatywnie niskie 61-77 %, a wskaźnik zużycia energii elektrycznej wynosił 2500-3100 kWh/t Cu. Przyczyną takiej sytuacji była niewątpliwie wysoka zawartość żelaza(III) w roztworze. Podjęto próby usunięcia jonów żelaza(III) z roztworu po bioługowaniu koncentratu. Poziom żelaza(III) został zredukowany na drodze wytrącania hydrolitycznego oraz w formie jarozytu. W przypadku pierwszej techniki Fe usunięto w około 96 %, proces filtracji zachodził jednak opornie, straty miedzi do osadu wynosiły około 4 %. W wyniku zastosowania techniki jarozytowej osiągnięto 71 % stopień usunięcia żelaza. Proces filtracji przebiegał łatwo, zaś straty miedzi do osadu wynosiły około 3 %. Próby elektrowydzielania miedzi z roztworów o zredukowanej zawartości żelaza(III) charakteryzowały się wysokimi wydajnościami prądowymi, odpowiednio: 96 % i 91 %. Otrzymywane osady katodowe pomimo zwartej metalicznej struktury oraz spełnienia normy dla najwyższej jakości osadu katodowego Cu-CATH-1, charakteryzowały się występowaniem dendrytycznych narostów na dolnych krawędziach. Za tworzenie się narostów podejrzewano zbyt wysokie stężenie jonów Cl- w roztworze. W procesie odmiedziowania roztworu o obniżonej zawartości żelaza(III) oraz jonów chlorkowych do poziomu 0,078 g/dm3 (84 % usunięcie chloru) uzyskano wysoką wydajność prądową około 91 % oraz relatywnie niskie zużycie energii elektrycznej na poziomie 2000 kWh/t Cu. W znaczącym stopniu zredukowano narosty na nieosłoniętej krawędzi osadu katodowego. Technologia przerobu koncentratów lubińskich metodą bioługowania powinna przewidywać zawrót roztworu po operacji elektrowydzielania miedzi. Biorąc pod uwagę fakt, że pewne zanieczyszczenia w takiej sytuacji będą się kumulowały oraz konieczność utrzymywania składników roztworu, takich jak żelazo i chlor, na wymaganym poziomie, przyjęto skład roztworu, który powinien być zbliżony do rzeczywistego we warunkach stosowania zawrotu roztworu do procesu bioługowania. Próba produkcji miedzi katodowej z tak sporządzonego roztworu, prowadzona według założeń zgodnych z poprzednimi testami, pozwoliła osiągnąć około 92 % wydajność prądową, relatywnie niskie zużycie energii elektrycznej 1900-2000 kWh/t Cu, a osad katodowy posiadał zwartą strukturę oraz wysoki stopień czystości. Otrzymane wyniki z prób odmiedziowania pozwoliły na zaproponowanie schematu technologicznego hydrometalurgicznego przerobu koncentratów lubińskich z zastosowaniem procesu bioługowania oraz elektroekstrakcji miedzi z uzyskiwanego roztworu.
EN
Significant progress in technology of copper concentrates bioleaching, which provides possibilities to produce sulfate solutions of copper concentration above 40 g/dm3 and with efficiency over 90 %, underlay the studies into production of electrolytic copper directly from such solutions without a traditionally applied solvent extraction operation. The studies were conducted with the solution produced at BRGM (France) by bioleaching of ZG LUBIN copper concentrate. In the experiments an electrolyser was used with two anodes made of Pb1Ag alloy and with one cathode of acid resistant steel. The applied cathode current density was 200 A/m2, electrolyte temperature was 55 [degrees]C, and inhibitors were composed of bone glue and thiourea. The first tests were conducted both in continuous and cyclic mode and showed possibilities for production of metallic, compact cathode deposits, however current efficiencies were relatively low, at the level of 61-77 %, while electric energy consumption was 2500-3100 kWh/t Cu, which undoubtedly results from high iron(III) content in the solution. Tests for iron(III) ions removal from the solution were undertaken. Iron(III) content was reduced by hydrolytic precipitation and in a form of jarosite. With the first technique about 96 % of Fe was removed, but filtration process was difficult and copper loss to the residue was about 4 %. Application of jarosite method brought 71 % iron removal. Filtration run easily and copper loss to the residue was about 3 %. Tests of copper electrowinning from solutions of reduced iron(III) content showed high current efficiencies: 96 % and 91 %, respectively. The produced cathode deposits, although presenting compact metallic structure and meeting the highest Cu-CATH-1 cathode deposit quality standards, were characterised by dendritic bottom edges. It was suspected that the accretions result from excessively high Cl- ions concentration in the solution. During copper removal from the solution of decreased content of iron(III) and chloride ions content reduced to the level of 0,078 g/dm3 (84 % chlorine removal) high current efficiency of about 91 % and relatively low electrical energy consumption at the level of 2000 kWh/t Cu was reached. The accretions on the exposed edge of cathode deposit were significantly reduced. In the technology for treatment of Lubin concentrates by bioleaching the solution after copper electrowinning should be recycled. Considering the fact that some impurities will accumulate and that it is necessary to maintain solution components, such as iron and chlorine, at a required level, the adapted composition of the solution was similar to the actual solution recycled to the bioleaching process. Production of copper from thus prepared solution in the conditions described in the above tests resulted in 92 % current efficiency, relatively low electrical energy consumption of 1900-2000 kWh/t Cu, while the cathode deposit was of compact structure and high purity. Based on the produced results of copper removal it was possible to prepare a flow-sheet for hydrometallurgical treatment of Lubin concentrate by bioleaching and electrowinning of copper from the produced solution.
PL
W artykule omówiono stan dzisiejszej elektrorafinacji miedzi. Dokonano także przeglądu literatury dotyczącej rozwoju elektrorafinacji miedzi. Stwierdzono, że głównym czynnikiem warunkującym rozwój tej dziedziny przemysłu jest dążenie do uzyskiwania coraz lepszej jakościowo i coraz czystszej miedzi elektrolitycznej, jednocześnie obniżając koszty oraz zwiększając intensywność procesu rafinacji. Wymagania te realizowane są między innymi poprzez optymalizację parametrów technologicznych procesu oraz doskonalenie metod jego kontroli, zmniejszanie odległości pomiędzy elektrodami w wannach elektrolitycznych, lepsze wykorzystanie objętości wanny poprzez zwiększenie liczby elektrod w wannach, zwiększanie gęstości prądu, polepszanie wydajności prądowej procesu rafinacji, zmniejszenie pracochłonności, a więc mechanizacji i automatyzacji czynności produkcyjnych oraz poprawę kontroli procesu. Wszystkie wymienione zabiegi są możliwe dzięki wprowadzaniu szeregu usprawnień istniejących rozwiązań, stosowanych w praktyce rafinacyjnej miedzi, a także dzięki wprowadzaniu zupełnie nowych metod otrzymywania miedzi katodowej.
EN
In this paper the status of currently used copper electrorefining process and also new trends in copper electrorefining are discussed. It was found out that the main trend which indicates progress in this field of industry is to obtain increasingly better quality of cathodic copper and at the same time to reduce costs and increase intensity of the refining process. These requirements are achieved by improving and optimizing the process and its control by means of: reducing man power, therefore increasing mechanization and automation of the process production operations and process control, reducing the distance between the electrodes in the electrolytic cell, more efficient use of electrolytic cell volume by increasing the number of the electrodes in the cell, increasing the current density, improving the process current efficiency. All these operations are possible due to implementation of a series of improvements to existing solutions used in copper electrorefining and due to introduction of brand new solutions. These are also discussed in this paper.
first rewind previous Strona / 1 next fast forward last
JavaScript jest wyłączony w Twojej przeglądarce internetowej. Włącz go, a następnie odśwież stronę, aby móc w pełni z niej korzystać.