Informacja

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

Wyszukujesz frazę "Mweene, L." wg kryterium: Autor


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:
Selective dispersion-flocculation and flotation studies on a siliceous copper ore
Autorzy:
Mweene, L.
Subramanian, S.
Powiązania:
https://bibliotekanauki.pl/articles/109546.pdf
Data publikacji:
2018
Wydawca:
Politechnika Wrocławska. Oficyna Wydawnicza Politechniki Wrocławskiej
Tematy:
flocculation
adsorption
zeta potential
dispersion
chalcopyrite flotation
Opis:
A low-grade copper ore from Mpanda Mineral Field (MMF), Tanzania containing 0.90% Cu, 10.40% Fe and 58.3% SiO2 was subjected to beneficiation adopting selective dispersion, flocculation and flotation techniques. Based on the mineralogical characterization of the sample chalcopyrite, pyrite and quartz were identified as the major minerals. The isoelectric point of MMF ore was observed to be at pH 2.7, signifying that the ore was highly siliceous. The addition of sodium trisilicate and xanthan gum shifted the zeta potential of ore to more electronegative values. Adsorption of xanthan gum on chalcopyrite and silica indicated that the maximum adsorption was at pH 2.3 for chalcopyrite and the adsorption isotherm exhibited L2 type of the Giles classification. On the contrary, no adsorption of xanthan gum on silica was observed. The ground ore was selectively dispersed and flocculated at pH 9.7 using 30 ppm of sodium trisilicate and 30 ppm of xanthan gum. The grade of CuFeS2 was improved to 19.8% after 3 desliming stages. Flotation of the flocculated portion was carried out at pH 10.30 using 30 g/t of potassium amyl xanthate and potassium ethyl xanthate (1:1) , 40 g/t of Na2S as a sulphidising agent and methyl iso-butyl carbinol (MIBC) as a frother yielding a rougher concentrate with silica and chalcopyrite grades of 8.4% and 23.5% respectively with corresponding recoveries of 4.8% and 92.8% respectively. Additionally, rougher concentrate was subjected to cleaner flotation yielding silica and chalcopyrite grades of 1.8% and 29.2 % respectively and with recoveries of 1.2% and 89.1% respectively.
Źródło:
Physicochemical Problems of Mineral Processing; 2018, 54, 4; 1282-1291
1643-1049
2084-4735
Pojawia się w:
Physicochemical Problems of Mineral Processing
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