Informacja

Drogi użytkowniku, aplikacja do prawidłowego działania wymaga obsługi JavaScript. Proszę włącz obsługę JavaScript w Twojej przeglądarce.

Wyszukujesz frazę "skala plonna" wg kryterium: Temat


Wyświetlanie 1-2 z 2
Tytuł:
Optimal pH for Heap Leaching of Low Grade Copper-Cobalt-Iron Ore
Optymalne pH dla ługowania zwałów rudy o niskiej jakości miedzi, kobaltu i żelaza
Autorzy:
Mweene, L.
Kawala, J.
Powiązania:
https://bibliotekanauki.pl/articles/318618.pdf
Data publikacji:
2014
Wydawca:
Polskie Towarzystwo Przeróbki Kopalin
Tematy:
raffinate
leaching
gangue
silica
pH
rafinacja
ługowanie
skała płonna
krzem
Opis:
Acid heap leaching is a metal extraction process from low grade ores normally 1-2% oxidised valuable mineral using a leachant (e.g. concentrated sulphuric acid (H2SO4). The ore is crushed, cured, agglomerated and stacked on an impermeable pad. Raffinate dosed with concentrated sulphuric (H2SO4) acid is sprayed on the stacked ore to produce a pregnant leach solution. Though cheap the process maybe, it is affected by the pH of the leaching liquor, nominal crushing size, temperature, optimal stacking height, irrigation rate, solid-to-liquid ratio, permeability, gangue minerals, temperature, nominal crush size, ore particle size distribution affect. The aim of this paper is to investigate the most effective raffinate pH for leaching out copper and cobalt from low grade ore. The ore contains malachite (Cu2(CO3) (OH)2), cobalt oxide, hematite (Fe2O3) and about 94 wt. % gangue mineral (CaCO3, CaO and SiO2)content. CaO is highly soluble in acid and SiO2 is also soluble in acid when presence in the form complex compounds such as calcium silicate (CaSiO3, Ca2SiO4) or feldspar (KAlSi3O8) and hence they significantly interfere the heap leaching process. In order to analyse the optimal pH, three samples of different composition were used in our experiments. The samples were ground to a particle size of ≤ 50mm, cured and agglomerated before leaching with the raffinate solution containing Ca2+(12.095%), Fe3+(0.158%), Cu2+ (0.1185%), and Co2+(0.216%) from the solvent extraction dosed with concentrated sulphuric (H2SO4) acid (98%) at different pH ranges (0.3-0.4, 0.54-0.6 and 0.7-1). The effect of the raffinate pH was analyzed by leaching the samples at different pH (0.3-0.4, 0.54-0.6 and 0.7-1) and analyzing the solution and the leach residue via atomic absorption spectrometry (AAS) technique. The one treated at a pH range of 0.54-0.6 yielded the highest concentration of copper (24gpl), cobalt (0.28gpl) and iron (3.65gpl) in the pregnant leach solution and the highest recovery of copper(42.23%), cobalt (21.90%) and iron (47.87%).The leach residue for sample 1 treated with leaching liquor (pH 0.3-0.4) were Cu2+ (0.50%), Fe3+ (1.12%), Co2+ (0.354%) and Ca2+ (0.057%). The leaching residue for sample 2 treated with leaching liquor (pH 0.54-0.6) were Cu2+(0.065%), Fe3+(0.057%), Co2+(0.27%), Ca2+(0.097%) and SiO2(0.31%).The leach residue for sample 3 treated with leaching liquor (pH 0.7-1) were Cu2+ (0.24%), Fe3+ (0.31%), Co2+ (0.31%), Ca2+ (0.25%) and SiO2(0.64%). Since almost all silica was consumed by the leaching liquor in sample 1, more silicic acid was produced as shown in equation (1) which decomposed in equation (2) to produce silica gel. The silica gel reduced the permeability of the leaching liquor by preventing it from reacting with the entire ore leading to less concentrations and recoveries of the valuable (Cu, Co and Fe). The experimental results were compared with the thermodynamic prediction from the FactSage software. [formula]
Kwaśne ługowanie zwału jest procesem ekstrakcji metali z rud o niskiej klasie zazwyczaj 1-2% utlenionego wartościowego minerału przy zastosowaniu ługowania (na przykład stężonym kwasem siarkowym (H2SO4). Rudę kruszy się, konserwuje, aglomeruje i umieszcza na nieprzepuszczalnej podkładce. Rafinat dozowany ze stężonym kwasem siarkowym (H2SO4) jest natryskiwany na ułożoną rudę w celu wytworzenia macierzystego roztworu ługu. Chociaż sposób ten może być tani, to zależy on od pH roztworu ługującego, nominalnej wielkości kruszca, temperatury, optymalnej wysokości spiętrzania, stopnia irygacji, stosunek ciała stałego do cieczy, przepuszczalności, skały płonnej, temperatury, nominalnej wielkości zgniatania, wpływu rozkładu wielkości cząstek rudy. Celem niniejszej pracy jest zbadanie najbardziej efektywnego pH rafinatu do wypłukiwania miedzi i kobaltu z rud niskiej jakości. Ruda zawiera malachit (Cu2(CO3) (OH)2), tlenek kobaltu, hematyt (Fe2O3) i około 94% wag. zawartości skały płonnej mineralnej (CaCO3, CaO i SiO2). CaO jest wysoce rozpuszczalny w kwasie i SiO2 jest również rozpuszczalny w kwasie, jeśli jest obecny w formie związków kompleksowych, takich jak krzemian wapnia (CaSiO3, Ca2SiO4) lub skaleń (KAlSi3O8), a tym samym może znacznie zakłócić proces ługowania zwału. W celu analizy optymalnej wartości pH, w eksperymencie zostały użyte trzy próbki o różnej kompozycji. Próbki zostały zmielone do rozmiaru ≤ 50mm, zakonserwowane i aglomerowane przed ługowaniem w roztworze rafinatu zawierającym Ca2+(12,095%), Fe3+(0,158%), Cu2+ (0,1185%), oraz Co2+ (0,216%) pochodzącym z ekstrakcji rozpuszczalnikowej dawkowanej ze stężonym kwasem siarkowym (98%) w różnych zakresach pH (0,3-0,4, 0,54-0,6 oraz 0,7-1). Wpływ pH rafinatu był analizowany przez ługowanie próbek o różnym pH (0,3-0,4, 0,54-0,6 oraz 0,7-1) i analizę roztworu a także pozostałości ługu za pomocą techniki absorpcyjnej spektroskopii atomowej (ASA). Próbka, którą traktowano roztworem o zakresie pH 0,54-0,6 wykazała najwyższe stężenie miedzi (24gpl), kobaltu (0,28gpl) i żelaza (3,65gpl) w macierzystym roztworze ługu i największy odzysk miedzi (42,23%), kobaltu (21,90%) i żelaza (47,87%). Pozostałość ługu dla próbki 1 traktowana płynem ługującym (pH 0,3-0,4) miała Cu2+ (0,50%), Fe3+(1,12%), Co2+ (0,354%) oraz Ca2+ (0,057%). Pozostałość z ługowania dla próbki 2 traktowana cieczą ługującą (pH 0,54-0,6) miała Cu2+ (0,065%), Fe3+(0,057%), Co2+ (0,27%), Ca2+ (0,097%) oraz SiO2 (0,31%). Pozostałość ługu dla próbki 2 traktowana płynem ługującym (pH 0,7-1) zawierała Cu2+ (0,24%), Fe3+ (0,31%), Co2+ (0,31%), Ca2+ (0,25%) oraz SiO2 (0,64%). Ponieważ prawie cała krzemionka została zużyta przez płyn ługujący w próbce 1, większość kwasu krzemowego została wytworzona jak przedstawiono w równaniu (1), który rozkłada się w równaniu (2), z wytworzeniem żelu krzemionkowego. Żel krzemionkowy zmniejsza przepuszczalność cieczy ługującej, zapobiegając przed reakcją z całą rudą, co prowadzi do mniejszych stężeń i odzyskiwania wartościowych Cu, Co i Fe. Wyniki doświadczalne porównano z prognozami termodynamicznymi z oprogramowania FactSage. [wzór]
Źródło:
Inżynieria Mineralna; 2014, R. 15, nr 2, 2; 83-88
1640-4920
Pojawia się w:
Inżynieria Mineralna
Dostawca treści:
Biblioteka Nauki
Artykuł
Tytuł:
Wymywalność rtęci z węgli kamiennych i odpadów wydobywczych
The leaching of mercury from hard coal and extractive waste
Autorzy:
Klojzy-Karczmarczyk, Beata
Mazurek, Janusz
Powiązania:
https://bibliotekanauki.pl/articles/394647.pdf
Data publikacji:
2019
Wydawca:
Polska Akademia Nauk. Instytut Gospodarki Surowcami Mineralnymi i Energią PAN
Tematy:
rtęć
zawartość całkowita
wymywanie
węgiel kamienny
skała płonna (kruszywa)
muły węgla kamiennego
mercury
total content
leaching
hard coal
gangue (aggregates)
hard coal sludge
Opis:
Celem badań jest określenie zawartości rtęci w węglach kamiennych, losowo pobranych z GZW oraz w produktach ubocznych wydobycia węgla (odpady wydobywcze świeże), czyli kruszywach i mułach węgla kamiennego, a także odpadach górniczych ze zwałowiska Siersza (odpady zwietrzałe). Do analizy przeznaczono 34 próbki. Określono zawartość całkowitą rtęci oraz wielkość wymywania rtęci z próbek stałych. Obliczono ponadto udział formy wymywalnej w całkowitej zawartości pierwiastka, czyli poziom uwalniania rtęci z materiału (poziom wymycia). Badania wielkości wymywania rtęci określono metodą statyczną z zastosowaniem testu wymywalności 1:10. Najwyższą możliwością wymywania rtęci charakteryzują się odpady zwietrzałe ze zwałowiska Siersza i nieco niższą analizowane węgle kamienne z Górnośląskiego Z agłębia Węglowego (GZW). Dla próbek węgla kamiennego zawartość rtęci całkowitej kształtuje się w granicach 0,0275–0,1236 mg/kg. Natomiast wielkość wymywania rtęci z próbek węgli kształtuje się na poziomie 0,0008−0,0077 mg/kg. Odpady świeże typu kruszywa charakteryzują się wyższą zawartością rtęci całkowitej we frakcji najdrobniejszej 0-6 mm w granicach 0,1377−0,6107 mg/kg i zdecydowanie niższą we frakcji 80–120 mm w granicach 0,0508−0,1274 mg/kg. Wielkość wymywania jest porównywalna w obydwu frakcjach i kształtuje się na poziomie 0,0008−0,0057 mg/kg. Muły węglowe charakteryzują się zawartością rtęci całkowitej na poziomie 0,0937−0,2047 mg/kg. Obserwuje się także niskie wartości wymywania na poziomie 0,0014−0,0074 mg/kg. Odpady górnicze zwietrzałe charakteryzują się zawartością całkowitą rtęci w granicach 0,0622−0,2987 mg/kg. Obserwuje się jednak zdecydowanie wyższe wartości wymywania z odpadów zwietrzałych niż z odpadów wydobywczych świeżych. Wielkość ta kształtuje się na poziomie 0,0058−0,0165 mg/kg. W węglach kamiennych pobranych z GZW poziom wymycia kształtuje się na średnim poziomie 4,7%. Odpady wydobywcze charakteryzują się dużą zmiennością udziału formy wymywalnej rtęci a różnice wynikają z czasu sezonowania próbek. Odpady czy materiały uboczne produkcji węgla kamiennego typu kruszywa oraz muły węglowe wykazują udział formy wymywalnej rtęci na średnim poziomie 1,7%. W odpadach zwietrzałych udział formy wymywalnej zdecydowanie wzrasta do 7,3%. Charakterystyka wymywania jest zróżnicowana dla różnych grup badanego materiału. Podstawowe znaczenie a wykazane w pracy, mają czynniki takie jak rodzaj i pochodzenie próbek, ich skład granulometryczny oraz czas sezonowania materiału.
The aim of the study is to determine the mercury content in hard coal, randomly taken from the U SCB and in by-products of hard coal mining (fresh mining waste), i.e. aggregates (gangue) and hard coal sludge and mining waste from the Siersza dump (weathered waste). The 34 samples were intended for analysis. The total mercury content and the amount of mercury leaching from solid samples was determined. The percentage of the leaching form in the total element content, i.e. the level of mercury release from the material (leaching level), was also calculated. The amount of mercury leaching was determined by a static method using a batch test 1:10. The highest possibility of leaching mercury is characterized by weathered waste from the Siersza dump and slightly lower analyzed hard coal from the U pper Silesian Coal Basin (USCB). For hard coal samples, the total mercury content is between 0.0275–0.1236 mg/kg. However, the amount of mercury leaching from coal samples is 0.0008–0.0077 mg/kg. The aggregate is characterized by a higher total mercury content in the finest fraction 0–6 mm, within 0.1377–0.6107 mg/kg and much lower in the 80-120 mm fraction, within 0.0508– –0.1274 mg/kg. The amount of elution is comparable in both fractions and amounts to 0.0008–0.0057 mg/kg. Coal sludge has a total mercury content of 0.0937–0.2047 mg/kg. L ow leaching values of 0.0014–0.0074 mg/ kg are also observed. Weathered mining waste has a total mercury content of 0.0622–0.2987 mg/kg. However, leaching values from weathered waste are much higher than from fresh mining waste. This value is 0.0058– –0.0165 mg/kg. In the hard coal extracted from U SCB, the leaching level is 4.7% on average. Mining waste is characterized by a large variation in the proportion of mercury leaching form and the differences result from the seasoning time of the samples. Waste or by-products of hard coal production, such as aggregates and coal sludge, show a mercury washout form at an average level of 1.7%. The proportion of leachable form in weathered waste increased strongly to 7.3%. Elution characteristics vary for different groups of materials tested. Factors such as the type and origin of samples, their granulometric composition and the seasoning time of the material are of fundamental importance and demonstrated in the work.
Źródło:
Zeszyty Naukowe Instytutu Gospodarki Surowcami Mineralnymi i Energią PAN; 2019, 108; 141-153
2080-0819
Pojawia się w:
Zeszyty Naukowe Instytutu Gospodarki Surowcami Mineralnymi i Energią PAN
Dostawca treści:
Biblioteka Nauki
Artykuł
    Wyświetlanie 1-2 z 2

    Ta witryna wykorzystuje pliki cookies do przechowywania informacji na Twoim komputerze. Pliki cookies stosujemy w celu świadczenia usług na najwyższym poziomie, w tym w sposób dostosowany do indywidualnych potrzeb. Korzystanie z witryny bez zmiany ustawień dotyczących cookies oznacza, że będą one zamieszczane w Twoim komputerze. W każdym momencie możesz dokonać zmiany ustawień dotyczących cookies