Wyniki wyszukiwania - BazTech

1

Recovery of Zinc from Steelmaking Flue Dust by Hydrometallurgical Route

Rudnik E.

Archives of Metallurgy and Materials

|

2020

|

Vol. 65, iss. 2

601--608

EN

Industrial steelmaking (EAF) flue dust was characterized in terms of chemical and phase compositions, leaching behaviour in 20% sulphuric acid solution as well as leaching thermal effect. Waste product contained about 43% Zn, 27% Fe, 19% O, about 3% Pb and Mn and lesser amounts of other elements (Ca, Si, Mo, etc.). It consisted mainly of oxide-type compounds of iron and zinc. Dissolution of metals (Zn, Fe, Mn) from the dust was determined in a dependence of solid to liquid ratio (50-200 g/L), temperature (20-80°C) and leaching time (up to 120 min). The best result of 60% zinc recovery was obtained for 50 g dust/L and a temperature of 80°C. Leaching of the material was an exothermic process with a reaction heat of about –318 kJ/kg. Precipitation purification of the solution was realized using various ratios of H2 O2 to NH3aq . A product of this stage was hydrated iron(III) oxide. Final solution was used for zinc electrowinning. Despite that pure zinc was obtained the highest cathodic current efficiency was only 40%.

2

Valorisation of Mining Waste for Gold Recovery

Ubaldini S., Guglietta D., Ubaldini G., Michelis I. de

Inżynieria Mineralna

|

2018

|

R. 20, nr 2

281--288

EN

Purpose: the metals and industrial minerals contained in the tailings produced by mining and quarrying activities, are cause of environmental damage. The objective of this experimental work is the application of innovative technologies for the treatment and exploitation of mining tailings in Romania, in order to recover materials high grade raw to be placed on the market, reducing the volume of the wastes. Further objective, is to optimize some parameters relating to the dissolution of gold and the subsequent recovery from purified solutions, determining beforehand the technical feasibility of the scheme of process developed on a laboratory scale. Methods: the study is focused on hydrometallurgical process for the recovery of gold. The innovative treatment chosen is the thiosulphate process that, compared to conventional cyanide, has several advantages, first of all the most eco-friendly and non- toxic to humans. The conventional process shows operating limits in the case of auriferous minerals refractory materials, such as Romanian wastes object of the study. Another fundamental characteristic of the ammoniacal thiosulphate solutions, is the best selectivity towards gold, not attacking the majority of the gangue mineral constituents. Results: the dissolution rates of gold reached a final value of 70% Au – working at room temperature – with recoveries of the global process of about 65%, in line with the conventional process. Main conclusions: these results are very encouraging, considering that this is an innovative process, applied to a low content gold ore. The optimization of parameters and operating conditions, and the industrial treatment, continuous and scale greater would certainly permit to reach the best results in terms of process yields and energetic and reagents consumption.

PL

Cel: metale i minerały zawarte w odpadach powstających w wyniku działalności górniczej i wydobywczej są przyczyną szkód w środowisku. Celem prac eksperymentalnych jest zastosowanie innowacyjnych technologii do obróbki i eksploatacji odpadów wydobywczych w Rumunii, w celu odzyskania wysokiej jakości surowców, które zostaną wprowadzone do obrotu, zmniejszając ilość deponowanych odpadów. Dalszym celem jest optymalizacja niektórych parametrów związanych z rozpuszczaniem złota i późniejsze odzyskiwanie z oczyszczonych roztworów, z określeniem technicznej wykonalności schematu procesu opracowanego w skali laboratoryjnej. Metoda: badanie koncentruje się na procesie hydrometalurgicznym odzyskiwania złota. Innowacyjnym sposobem jest zastosowanie do ługowania tiosiarczanu, który w porównaniu z tradycyjnym cyjankiem ma wiele zalet, przede wszystkim jest bardziej przyjazny dla środowiska i nietoksyczny dla ludzi. Konwencjonalny proces daje ograniczone wyniki dla badanych odpadów złotonośnych. Podstawową zaletą amoniakalnych roztworów tiosiarczanu jest lepsza selektywność w stosunku do złota, a nie ługowanie wszystkich składników mineralnych skały płonnej. Wyniki: wskaźniki rozpuszczania złota osiągnęły wartość 70% Au - w temperaturze pokojowej - w porównaniu do odzysku z procesu konwencjonalnego około 65%. Główne wnioski: wyniki są bardzo zachęcające, proces jest innowacyjny, zastosowany do rudy o niskiej zawartości złota. Optymalizacja parametrów i warunków pracy oraz wdrożenie w skali przemysłowej pozwoli osiągnąć lepsze wyniki pod względem wydajności procesu oraz zużycia energii i odczynników.

3

Study of Manganese Removal in the Process of Mine Water Remediation

Macingova E., Ubaldini S., Luptakova A.

Inżynieria Mineralna

|

2016

|

R. 17, nr 1

121--127

EN

In this work a comparative study of manganese removal from pre-treated acid mine drainage is described. Manganese removal by three ways was realized. At the first method sodium hydroxide was added to raise pH of processed AMD to the 9.5 to promote the abiotic oxidation of soluble divalent species to insoluble form of manganese. Potassium permanganate was used at pH near neutrality for elimination of manganese from AMD by oxidative precipitation in the second process. A third method, as electrowinning, was applied, finalized to the anodic Mn recovery under MnO2 form. The results showed that the three methods are effective and manganese were removed from acid mine drainage for values that comply with environmental requirements. However, when sodium hydroxide was used as reagent, coprecipitation of manganese and magnesium present in AMD was observed. In the second experiment enhanced selectivity of the process and purity of obtained precipitates were achieved. In the process of electrowinning – over 95% of Mn removal under MnO2 form, with a high degree of purity (about 99%) was attained.

PL

W pracy tej opisano porównawcze badanie usuwania manganu z przygotowanego drenażu kwaśnych wód kopalnianych. Usuwanie manganu odbyło się na trzy sposoby. Po pierwsze, dodano wodorotlenek sodu aby podnieść pH przerabianego AMD do 9.5 aby spowodować abiotyczne utlenianie rozpuszczalnych dwuwartościowych gatunków do nierozpuszczalnej formy manganu. Nadmanganian potasu zastosowano przy pH bliskim poziomu neutralnego aby wyeliminować mangan z kwaśnych wód kopalnianych poprzez tlenowe strącanie w drugiej metodzie. Trzecia metoda, jako elektrolityczna, została zastosowana do anodowego odzysku Mn w formie MnO2. Wyniki wskazały, że trzy metody są efektywne i mangan został usunięty z drenażu kwaśnych wód kopalnianych w ilościach porównywalnych z wymaganiami środowiskowymi. Jednakże, przy zastosowaniu wodorotlenku sodu zaobserwowano wzajemne strącanie manganu i magnezu obecnego w kwaśnych wodach kopalnianych. W drugim eksperymencie zwiększona została selektywność procesu i czystość otrzymanych substancji. W procesie elektrolitycznym – ponad 95% Mn zostało usuniętych w postaci MnO2, przy dużym stopniu czystości (około 99%).

4

Elektrowydzielanie miedzi bezpośrednio z roztworu po bioługowaniu koncentratu Cu

Hanke M., Baranek W., Chmielarz A.

Rudy i Metale Nieżelazne

|

2012

|

R. 57, nr 1

33-41

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.

5

Growing role of solvent extraction in copper ores processing

Rotuska K., Chmielewski T.

Physicochemical Problems of Mineral Processing

|

2008

|

Vol. 42

29-36

EN

Heap leaching of oxide copper ores and cathode copper recovery by solvent extraction (SX) and electrowinning (EW) has been well established as a primary low-cost hydrometallurgical copper recovery method. Subsequently, hydrometallurgy was also gradually developed and applied for sulphidic ores and concentrates. Presently, more than 20 % of total world production of copper is achieved through the solvent extraction route. The success of this method led to a significant revival in the development of hydrometallurgical processes to recover copper from ores both sulphidic and oxidized. This work reviews the major problems related to solvent extraction from pregnant leach solutions (PLS) after leaching oxide and sulphide copper minerals.

PL

Ługowanie na hałdzie (heap leaching) tlenkowych rud miedzi i odzysk miedzi w postaci katodowej na drodze ekstrakcji rozpuszczalnikowej (SX) i elektrolizy (EW) zostało uznane za podstawowy i ekonomicznie atrakcyjny hydrometalurgiczny sposób wytwarzania metalu. Hydrometalurgia miedzi została mocno rozwinięta w ostatnich latach równieS do przetwarzania siarczkowych rud i koncentratów. Obecnie, ponad 20 % światowej produkcji miedzi ma miejsce przy zastosowaniu metod hydrometalurgicznych, stosujących ekstrakcje rozpuszczalnikową. Osiągnięcia nowych technologii hydrometalurgicznych doprowadziły do znacznego oSywienia badań nad alternatywnym do hutniczego odzyskiwaniem miedzi z jej surowców tlenkowych i siarczkowych. Niniejsza praca jest przeglądem zasadniczych problemów związanych z ekstrakcją miedzi z roztworów po ługowaniu tlenkowych i siarczkowych minerałów miedzi.

6

Mechanism of the anodic dissolution of Fe70-Cu16-Co10 alloy originated from reduced copper converter slag in ammoniacal solutions. Recovery of copper and cobalt

Burzyńska L., Gumowska W., Rudnik E., Partyka J., Szymański W.

Archives of Metallurgy and Materials

|

2008

|

Vol. 53, iss. 4

1007-1016

EN

Industrial copper corwerter slag was subjected to reduction roasting, in which Fe70-Cu16-Co10 alloy was obtained. This alloy was dissoWed anodically in an ammonia-ammonium chloride solution. This resulted in the separation of the metals, wherein iron remained in the slime, while copper and cobalt were components of slime, electrolyte and cathodic deposit. A mechanism of the anodic dissolution process was developed. The alloy was a three-phase system and did not dissolve uniformly. A series of secondary processes took place in the system: precipitation of iron compounds and adsorption of copper and cobalt ions on the iron precipitates. A hydrometallurgical method of copper and cobalt recovery was developed.

PL

W wyniku redukcji przemysłowego żużla konwertorowego otrzymano stop Fe70-Cu16-Co10. Stop ten roztwarzano ano-dowo w roztworze amoniakalno-chlorkowym. W wyniku tego procesu następuje rozdział metali: żelazo pozostaje w szlamie, natomiast miedź i kobalt wchodzą w skład szlamu, elektrolitu oraz osadu katodowego. Opracowano mechanizm procesu anodowego roztwarzania stopu. Badany stop stanowił układ trójfazowy i roztwarzał się selektywnie. W układzie zachodziły procesy wtórne: wytrącanie się związków żelaza oraz adsorpcja jonów miedzi i kobaltu na powierzchni wytrąconych związków żelaza. Opracowano hydrometalurgiczną metodę odzysku miedzi i kobaltu.

7

Recovery of copper and cobalt from low copper Cu-Co-Fe alloy

Burzyńska L., Rudnik E., Barteczko P.

Archives of Metallurgy and Materials

|

2006

|

Vol. 51, iss. 2

299-308

EN

Recovery of copper and cobalt from the electrolyte and the slime produced during anodic dissolution of Cu5Co25Fe70 alloy in ammonia-ammonium chloride solution was carried out. Anodic dissolution resulted in a separation of metals, with iron remaining mainly in the slime and cobalt deposited on the cathode or left in the slime, while most copper accumulated in the slime. A part of copper and cobalt still remained in the electrolyte. The chemical composition of the slime was determined. The slime was a mixture of CoOFe2O3 + Fe2O3H2O with some CuO addition. This slime was dissolved in a sulphuric acid. The removal of iron from the solution before the electrowinning was required, in spite of high losses of valuable metals during iron hydroxide precipitation. Regulation of pH enables the selective electrowinning of copper and cobalt from solutions. The cathodic deposits of high purity were obtained, however the cathodic efficiencies were not too high. The total recovery of copper and cobalt from the alloy was 66% and 56%, respectively. The residual amounts of copper and cobalt remained mainly in the iron precipitates.

PL

Przeprowadzono odzysk miedzi i kobaltu z elektrolitu i szlamu otrzymanych w procesie anodowego roztwarzania stopu Cu5Co25Fe70 w roztworze amoniakalno-chlorkowym. Anodowe roztwarzanie umożliwia rozdział metali: związki żelaza stanowią główny składnik szlamu, kobalt wydziela się na katodzie lub pozostaje w szlamie, miedź gromadzi się głównie w szlamie. Część kobaltu i miedzi pozostaje w elektrolicie. Określono skład chemiczny szlamu - stanowił on mieszaninę CoOFe2O3 + Fe2O3H2O i CuO. Szlam roztworzono w kwasie siarkowym. Odzysk miedzi i kobaltu z roztworu wymaga usunięcia jonów żelaza z roztworu za pomocą stężonego roztworu amoniaku, pomimo iż prowadzi to do znacznych strat cennych metali. Odpowiedni dobór pH roztworu umożliwia selektywny odzysk miedzi i kobaltu z roztworów. Uzyskano osady katodowe o wysokiej czystości przy stosunkowo niskich katodowych wydajnościach prądowych. Całkowity odzysk miedzi i kobaltu ze stopu wynosi, odpowiednio: 66% i 56%.

8

Recovery of copper and cobalt from lime originated from amoniacal leaching of high copper Cu-Co-Fe alloy

Burzyńska L., Rudnik E., Partyka J.

Archives of Metallurgy and Materials

|

2005

|

Vol. 50, iss. 4

1027-1039

EN

The slime produced during ammoniacal leaching of Cu90-Co5-Fe5 alloy was treated in order to recover cobalt and copper. The chemical composition of the slime was determined. The slime was a mixture of Co-Fe-(Cu) alloy and CoO·Fe2O3· xH2O. Slime was dissolved in HCl acid, and then iron was removed from solution by iron compound precipitation with concentrated ammonia. Copper was electrodeposited from purified, acidic solution. After copper recovery, solution was alkalized and series of electrolysis was carried out in order to recover cobalt. Since iron precipitates still contained some amounts of copper and cobalt, they were dissolved in H2SO4 and iron removal was repeated. From ammoniacal solution both copper and cobalt as Co-Cu alloy were electrowon. Total recovery of copper and cobalt was 40% and 55%, respectively.

PL

Przeprowadzono odzysk miedzi i kobaltu ze szlamu otrzymanego w procesie amoniakalnego ługowania stopu Cu90-Co-5-Fe5. Określono skład chemiczny szlamu — stanowił on mieszaninę stopu Co-Fe-(Cu) i CoO·Fe2O3·xH2O. Szlam roztworzono w kwasie solnym, a z uzyskanego roztworu wytrącono związki żelaza za pomocą stężonego roztworu amoniaku. Z oczyszczonego roztworu wydzielono katodowo miedź. Odmiedziowany roztwór zalkalizowano, po czym prowadzono odzysk kobaltu na drodze elektrolizy. Ze względu na współstrącenie się z żelazem znacznych ilości jonów miedzi i kobaltu, osad zwiazków żelaza rozpuszczono w kwasie siarkowym, po czym strącanie przeprowadzono ponownie. Z uzyskanego roztworu amoniakalnego przeprowadzono katodowe współosadzanie stopu Co-Cu. Całkowity odzysk miedzi i kobaltu wynosił, odpowiednio: 40% i 55%.

9

Perspektywy rozwoju produkcji miedzi rafinowanej metodą SX-EW na świecie

Lewicka E.

Gospodarka Surowcami Mineralnymi

|

2002

|

T. 18, z. 3

5-14

PL

Artykuł przedstawia zarys technologii SX-EW (solvent extraction-electrowinning), będącej jedną z kluczowych metod hydrometalurgicznych pozyskiwania miedzi. Omówiono jej podstawowe zalety w porównaniu z metodami klasycznej pirometalurgii. Przeanalizowano perspektywy rozwoju produkcji miedzi z SX-EW w świetle przesłanek technologicznych, ekonomicznych i środowiskowych, a także przedstawiono prognozy w tym zakresie. Wspomniano również o próbach zastosowania metod hydrometalurgicznych z użyciem różnych sposobów ługowania, podejmowanych przez jednostki badawcze w Polsce w celu poprawy efektywności odzysku metali z rud LGOM.

EN

The paper presents a short description of solvent-extraction/electrowinning process (SX-EW), as a crucial technology in hydro-metallurgical technologies for copper recovery. The major prospects for development of copper extraction by this method as an alternative for conventional smelting/refining have been discussed taking into account recent technological achievements, the bio-leaching in particular. The paper cites also a few examples of the use of leaching method, which were examined in Poland in the laboratory scale in the 1990s. However, the prospects for the method utilisation in the domestic copper industry seem to be doubtful in the near future.

10

Trials on zinc electrowinning from sulphate-type electrolytes replenished with waste zinc hydroxide

Stefanowicz T., Napieralska-Zagozda S., Osińska M., Skotarczyk A.

Polish Journal of Applied Chemistry

|

2001

|

Vol. 45, nr 1-2

33-40

EN

Zinc electrowinning was performed with insoluble graphite anodes at current density of Dk = 5 A/dm2 in 3 sulphate-type electrolytes. During electrolysis the pH value decreased below pH 0.8. To rise pH and to replenish zinc concentration the waste Zn(OH)2 was batched to electrolyte. The zinc layers of approx. 800 mm were deposited with the average efficiency of 90%. Trials evidenced that in case of iron-sheet cathodes due to different hydrogen overvoltage on zinc and on iron, the deposited zinc layer, depending on zinc concentration in electrolytes may be covered on the whole surface with cavities either drop-like convexities. Such abnormal shape of zinc layer did not appear in case of zinc-sheet cathode. During the electrowinning trials in continuous-flow electrolysis cell with zinc cathode the smooth, flat zinc deposit layer was obtained. In spite of low pH, the added zinc hydroxide dissolves slowly and the periodical batching of Zn(OH)2 with continuous filtration of electrolyte was required. After 100 Ah some erosion traces on graphite anodes were noticed.