Preferencje help
Widoczny [Schowaj] Abstrakt
Liczba wyników

Znaleziono wyników: 6

Liczba wyników na stronie
first rewind previous Strona / 1 next fast forward last
Wyniki wyszukiwania
Wyszukiwano:
w słowach kluczowych:  ammonia leaching
help Sortuj według:

help Ogranicz wyniki do:
first rewind previous Strona / 1 next fast forward last
EN
In this study, firstly, the effects of ammonia concentration, leaching time and solid/liquid ratio on the leaching behaviour of zinc from a smithsonite (ZnCO3) ore sample in aqueous ammonia solutions were investigated at room temperature by chemical, X-ray diffraction (XRD) and Fourier-transform infrared (FT-IR) spectroscopy analyses. It was found that leaching ratio of zinc steeply increased from 30.1 to 76.2% with increasing ammonia concentration from 1.0 to 4.0 M and maximum zinc leaching ratio of 79.7% was reached after leaching in 13.3 M NH3 solution. The XRD pattern of the residue obtained after leaching in 4.0 M NH3 solution for 90 min at solid/liquid ratio of 0.15 g/mL, the optimum condition, showed that smithsonite phase in the ore sample almost completely dissolved whereas the gangue minerals goethite and calcite remained unaffected, confirming the selectivity of ammonia solution for zinc dissolution. Together with zinc, leaching ratios of cadmium were also determined. In second part of the study, precipitation tests (by complete drying at different temperatures) were conducted on dissolved zinc, carbonate and ammonia containing pregnant solutions obtained after selected leaching experiments. By complete drying of the pregnant solutions at low temperatures, i.e. 50°C, relatively pure solid zinc ammine carbonate (Zn(NH3)CO3) precipitates and at higher temperatures, i.e. 150°C, quite pure solid zinc carbonate hydroxide (Zn5(CO3)2(OH)6) precipitates could be prepared. High-temperature heating of Zn(NH3)CO3 and Zn5(CO3)2(OH)6 precipitates at 450°C yielded single-phase zinc oxide (ZnO). The chemical compositions, FT-IR spectra and scanning electron microscope (SEM) photographs of some of the precipitates were also presented.
PL
Tlenkową rudę cynku (zawartość cynku 12,22%), zawierającą głównie smitsonit i hemimorfit oraz sfaleryt i skałę płonną, poddano ługowaniu wodnymi roztworami amoniaku i wodorowęglanu amonu i przeprowadzono badania optymalizacyjne, stosując metodę powierzchni odpowiedzi na 3 zmienne niezależne (stężenia amoniaku i wodorowęglanu amonu oraz czas ługowania). Wyznaczono wielomianowy model procesu (współczynnik wielokrotnej korelacji R2 = 0,9926) i obliczono optymalne wartości zmiennych niezależnych (stężenie amoniaku 2,23 mol/L, stężenie wodorowęglanu amonu 2,90 mol/L, czas ługowania 1,65 h). W tych warunkach wydajność procesu ługowania cynku wyniosła 59,04% i była w przybliżeniu równa wydajności prognozowanej 59,75%. Do odzyskania siarczku cynku z pozostałości po ługowaniu zastosowano proces flotacji. Hybrydowy „metalurgiczno-flotacyjny” proces obejmujący amoniakalne ługowanie rudy i flotację pozostałości po ługowaniu tlenkowej rudy cynku umożliwił wydobycie 94,29% cynku zawartego w rudzie.
EN
A highly alk. refractory ZnO ore (Zn content 12.22%) was leached with aq. NH₃ and NH₄HCO₃ solns. (concns. up to 3 and up to 4.50 mol/L, resp.) for 2 h using the response surface method. The optimum leaching conditions were detd. (NH₃ concn. 2.23 mol/L, NH₄HCO₃ concn. 2.90 mol/L, leaching time 1.65 h). Under the optimum conditions, the Zn recovery degree was 59.04% (model-predicted value 59.75%). The leaching residues were processed by a closed-circuit flotation to recover ZnS contained. Total Zn recovery degree was 94.29%.
EN
More than 20 kg of dust and sludge per 1 ton of produced metal are generated in the basic oxygen furnaces used in steel metallurgy. In this type of waste there may be many non-ferrous metals, including also zinc. The content of this metal in dusts ranges from 1 to 6%. After lowering the zinc content to a level of about 1%, such type of waste may become a full-fledged iron-bearing material used in ferrous metallurgy. There is also a possibility to recover and manage the zinc removed from waste materials. Recycling of these materials also reduces the risk to the natural environment, resulting from e.g. the transition of metal compounds contained in stored waste materials into the groundwater and soil. The article presents the results of ammonia leaching of wastes from basic oxygen furnaces where the zinc content is 2.82%. Ammonia leaching allows the turn zinc into the liquid phase with minimal loss of iron in this process. The examinations apply three compounds of ammonia (NH4Cl, (NH4)2CO3 and NH4OH) to analyze the efficiency of the leaching process at different times, temperatures, concentrations of applied compounds and ratios of liquid phase to the solid phase.
PL
Głównymi parametrami, wpływającymi na przebieg procesu katodowego wydzielania miedzi z roztworów amoniakalnych są: gęstość prądu, stężenie kompleksów Cu(II) i szybkość przepływu elektrolitu. W zależności od doboru gęstości prądu i stężenia kompleksów miedzi(II) proces katodowy biegnie w obszarze mieszanym lub dyfuzyjnym. Przy niskich gęstościach prądu obserwowane są bardzo małe katodowe wydajności prądowe. Jest to następstwem reakcji wtórnej, tzn. samorzutnego roztwarzania miedzi w obecności związków kompleksowych miedzi(II). Katodowa wydajność prądowa w istotny sposób zależy od stężenia miedzi w elektrolicie. Ze wzrostem gęstości prądu zmienia się jakość osadu katodowego, obserwuje się przejście od osadów litych do proszkowych.
EN
The main parameters influencing the cathodic process of copper separation from ammonia solutions are current density, concentration of the Cu(II) complexes and an electrolyte flow rate. In dependence on a chosen current density and concentration of copper(II) complexes, the process proceeds within a mixed or diffusion region. At low current density very small cathodic current efficiency is observed, which is due to a secondary reaction of spontaneous copper digestion, proceeding in the presence of complex compounds of copper(II). The cathodic current efficiency depends to an essential degree on copper concentration in an electrolyte. With the current density increase the quality of cathodic deposit changes, and transition from a dense to powder deposits is observed.
PL
Opisano przemysłową technologię odzysku kobaltu z koncentratów siarczkowych opartą na ługowaniu amoniakalnym. Ługowanie prowadzi się w roztworach amoniaku z dodatkiem soli amonowych w autoklawach, w podwyższonych temperaturach i pod zwiększonym ciśnieniem tlenu. Roztwory po ługowaniu selektywnie oczyszcza się z miedzi i niklu. Kobalt metaliczny otrzymuje się w postaci proszku z użyciem gazowego wodoru pod wysokim ciśnieniem i w podwyższonych temperaturach. Przedstawiono główne sumaryczne reakcje zachodzące w poszczególnych etapach otrzymywania kobaltu.
EN
The industrial technology for cobalt recovery from sulphidic concentrates, based on ammonia leaching, has been described. The leaching is conducted in ammonia solutions with an addition of ammonia salts in autoclaves, at elevated temperatures and increased oxygen pressure. After leaching, the solutions are selectively cleaned from copper and nickel. The metallic cobalt is obtained in a form of powder using high-pressure gaseous hydrogen at elevated temperatures. The main reactions taking place at particular stages of cobalt recovery have been presented.
PL
Opisano technologię przemysłową odzysku kobaltu z rud arsenowych, opartą na ługowaniu amoniakalnym. Rudy arsenowe zawierają arseniany i arsenki metali. Ługowanie prowadzi się w roztworach amoniaku z dodatkiem soli amonowych w autoklawach, w podwyższonych temperaturach i pod zwiększonym ciśnieniem tlenu. Roztwory po ługowaniu poddaje się destylacji. Przedstawiono główne sumaryczne reakcje zachodzące w poszczególnych etapach otrzymywania kobaltu.
EN
The industrial technology for ammonia leaching based recovery of cobalt from arsenic ores has been described. Leaching is performed in ammonia solutions with an addition of ammonium salts in autoclaves, at elevated temperatures and under increased pressure of oxygen. After leaching, the solutions are subjected to distillation. The main reactions taking place at particular stages of cobalt recovery are presented.
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.