6(vi)c

ISSN 0035-9696 Cena 15,00 zł (w tym „O" VAT)

rudy i metal

Nakład do 500 egz.

nieżelazne R-49 2004 SIGMA

WARUNKI PRENUMERATY CZASOPISM kolportowanych przez Wydawnictwo SIGMA-NOT Spółka z o.o. w 2004 r. Zamówienia na prenumeratę czasopism wydawanych przez wydawnictwo SIGMA-NOT można składać w dowolnym terminie. Mogą one obejmować dowolny okres, tzn. dotyczyć dowolnej liczby kolejnych zeszytów każdego czasopisma. Zamawiający może otrzymywać zaprenumerowany przez siebie tytuł począwszy od następnego miesiąca po dokonaniu wpłaty. Zamówienia na zeszyty sprzed daty otrzymania wpłaty będą realizowane w miarę możliwości — z posiadanych zapasów magazynowych. Warunkiem przyjęcia i realizacji zamówienia jest otrzymanie z banku potwierdzenia dokonania wpłaty przez prenumeratora. Dokument wpłaty jest równoznaczny ze złożeniem zamówienia. * Wpłat na prenumeratę można dokonywać na ogólnie dostępnych blankietach w Urzędach Pocztowych (przekazy pieniężne) lub Bankach (polecenie przelewu), przekazując środki na adres: Wydawnictwo SIGMA-NOT Spółka z o.o. 00-950 Warszawa, ul. Ratuszowa 11 BPH PBK S.A. O/Warszawa PL Gen. Hallera 6 Nr 53 1060 0076 0000 4282 1000 0012

Uwaga Prenumeratorzy: od 1999 roku prenumeratę przyjmuje wyłącznie Zakład Kolportażu Wydawnictwa SIGMA-NOT. * Na blankiecie wpłaty należy czytelnie podać nazwę zamawianego czasopisma, liczbę zamawianych egzemplarzy, okres prenumeraty oraz własny adres. Na życzenie prenumeratora, zgłoszone np. telefonicznie, Zakład Kolportażu ul. Bartycka 20, 00-716 Warszawa, (tel. (022) 840-30-86, tel./fax (022) 840-35-89, (022) 840-59-49) wysyła specjalne blankiety zamówień wraz z aktualną listą tytułów i cennikiem czasopism. Przyjmujemy zamówienia również przez Internet: http://www.sigma-not.pl. Prenumerata e-mail: [email protected]. Informacje e-mail: [email protected]. Sekretariat e-mail: [email protected]. Dział Reklamy i Marketingu e-mail: [email protected]. *

Odbiorcy zagraniczni mogą otrzymywać czasopisma poprzez prenumeratę dewizową (wplata dokonywana poza granicami Polski w dewizach, wg cennika dewizowego z cenami podanymi w dolarach amerykańskich) lub poprzez zamówioną w kraju prenumeratę ze zleceniem wysyłki za granicę (zamawiający podaje dokładny adres odbiorcy za granicą, dokonując równocześnie wpłaty w wysokości dwukrotnie wyższej niż cena normalnej prenumeraty krajowej). * Ogłoszenia przyjmuje: Dział Reklamy i Marketingu, 00-950 Warszawa, ul. Mazowiecka 12, pok. 6, tel. (022) 827-43-65, (022) 828-27-31, fax (022) 826-80-16. Egzemplarze archiwalne (sprzedaż przelewowa lub za zaliczeniem pocztowym) można zamawiać pisemnie, kierując zamówienia na adres: Wydawnictwo SIGMA NOT, Spółka z o.o. Zakład Kolportażu, 00-716 Warszawa, ul. Bartycka 20 tel. (022) 840-30-86, natomiast za gotówkę można je nabyć w Klubie Prasy Technicznej w Warszawie ul. Mazowiecka 12, tel. (022) 826-80-17. * W przypadku zmiany cen w okresie objętym prenumeratą Wydawnictwo zastrzega sobie prawo do wystąpienia o dopłatę różnicy cen oraz prawo do realizowania prenumeraty tylko w pełni opłaconej. *

Istnieje możliwość zaprenumerowania l egz. czasopisma po cenie ulgowej przez indywidualnych członków stowarzyszeń naukowo-technicznych zrzeszonych w FSNT oraz przez uczniów szkół zawodowych i studentów szkół wyższych. Blankiet wpłaty na prenumeratę ulgową musi być opatrzony na wszystkich odcinkach pieczęcią koła SNT lub szkoły. CENA PRENUMERATY W 2004 ROKU w przypadku zmiany cen w okresie objętym prenumeratą, prenumeratorzy zobowiązani są do dopłaty różnicy cen kwartalna

półroczna

roczna

normalna

ulgowa

normalna

ulgowa

normalna

ulgowa

45,00 zł

22,50 zł

90,00 zł

45,00 zł

180,00 zł

90,00 zł

rudy

i metale

SIGMA

R.49 2004

nieżelazne

6

CZASOPISMO NAUKOWO-TECHNICZNE STOWARZYSZENIA INŻYNIERÓW l TECHNIKÓW PRZEMYSŁU HUTNICZEGO W POLSCE

M

SPIS TREŚCI:

1

Indeks 37495

E

S

I

E

C

Z

N

Skrót tytułu (dla bibliografii)

1

K

Rudy Metale

Strona ButraJ., Debkowski R., Koslorowski A., KosiorA.: Krzyżak R.: Ryś J., WiencekK.:

272

Sposób wybierania złoża o małej miąższości w strefach ochronnych głównych wyrobisk korytarzowych kopalń rud miedzi Tiotellurki i tellurki srebra oraz miedzi ze złoża Hovin (Telemark, Norwegia)

Żaba K.. Pasierb A.:

280 282 287

PRZETWÓRSTWO ALUMINIUM Knych T., MamalaA., SmyrakB.:

292

Przewodowe stopy na bazie aluminium

METALURGIA PROSZKÓW SulowskiM.:

296

Badania dylatometryczne procesu spiekania konstrukcyjnych stali manganowych

METALE SZLACHETNE Sobota J.:

301

Wydobycie i zastosowanie platyny w 2002 roku

BIULETYN INSTYTUTU METALI NIEŻELAZNYCH WochM.:

303

Biuletyn Instytutu Metali Nieżelaznych

ŚWIATOWY RYNEK METALI NIEŻELAZNYCH ButraJ.:

31!

Światowy rynek metali nieżelaznych

PRACE DOKTORSKIE I HABILITACYJNE

316

NORMALIZACJA

318

KRONIKA

319

Statystyczny opis rozmieszczenia ziarn w polikryształach Wpływ parametrów procesu na stan i własności warstwy wierzchniej rur ze stali chromowo-niklowej ciągnionych na korku swobodnym. Część I

ISSN 0035-9696 Czasopismo Rudy i Metale Nieżelazne w 2004 r. jest dofinansowane przez Ministerstwo Nauki i Informatyzacji Redakcja czasopisma: red. naczelny: prof. zw. dr hab. inż. Zbigniew Misiołek, z-ca red. naczelnego: doc. dr inż. Józef Czernecki, red. działowi: dr hab. inż. Jan Butra, dr hab. inż. Wojciech Libura, prof. nzw. Sekretarz Redakcji: mgr Bożena Szklarska-Nowak. Adres Redakcji: 40-019 Katowice, ul. Krasińskiego 13. Skr. poczt. 221. TeUfax (0-prefix-32) 256-17-77. Korekta: Marzena Rudnicka. Rada Programowa czasopisma Rudy i Metale Nieżelazne. Przewodniczący: prof. zw. dr hab. inż. Józef Zasadziński. Zastępca Przewodniczącego prof. dr hab. inż. Jan Botor. Sekretarz dr inż. Józef Z. Szymański. Członkowie: prof. dr hab. inż. Andrzej Jasiński, prof. dr hab. inż. Andrzej Korbel. Wszystkie artykuły o charakterze naukowym są opiniowane. Redakcja nie odpowiada za treść reklam i ogłoszeń. Wydawca: Wydawnictwo Czasopism i Książek Technicznych SIGMA-NOT Sp. z o.o., ul. Ratuszowa 11, 00-950 Warszawa, skr. poczt. 1004, tel.: (0-prefix-22) 818-09-18,818-98-32, fas: 619-21-87. Internet: http://www.sigma-not.pl. Prenumerata e-mail: [email protected]. Informacje e-mail: [email protected]. Dział Rekalmy i Marketingu e-mail: [email protected]. Sekretariat e-mail: [email protected]. Format A4. Objętość 7,25 ark. druk. Papier ilustracyjny kl. III 61x 88/80. Druk ukończono w czerwcu 2004 r. Rudy Metale: R 49, nr 6, s. 271+324, czerwiec 2004 r. Druk: Przedsiębiorstwo Miernictwa Górniczego Spółka z o.o., Katowice ul. Mikcłowska lOOa

Rud

T A N B l ITR A

y Mmle R 49 2004 nr 6

UKD

RAFAŁ DĘBKOWSKI

622.273:553.43.071:622.343(438):622.26

ALFRED KOSIOROWSKI ALEKSANDER KOSIOR

SPOSÓB WYBIERANIA ZŁOŻA O MAŁEJ MIĄŻSZOŚCI W STREFACH OCHRONNYCH GŁÓWNYCH WYROBISK KORYTARZOWYCH KOPALŃ RUD MIEDZI Przedstawiono nowy sposób eksploatacji złoża rud miedzi, zwłaszcza malej miąższości, w obrębie stref ochronnych głównych wyrobisk korytarzowych (dotychczas filarów oporowych), umożliwiający wykonywanie i utrzymywanie w zrobach wyrobisk wentylacyjno-komunikacyjnych. Sposób ten został zastosowany w praktyce podczas drążenia upadowych E-1+4, na granicy pól E i F kopalni POLKOWICE-SIEROSZOWICE.

METHOD OF MINING THIN DEPOSIT IN THE SAFETY ZONES OF CENTRAL GALLERIES IN THE COPPER MINES In the Legnica-Głogów Copper District copper deposit bound in the safety zones of central galleries (support pillars) is mined out during the fmal phase of the mining area extraction. The winning is carried out under tight conditions and high level ofbump hazard. The bump prevention measures used there have an impact on the mining concentration restriction and increase mining costs. The new approach is based on mining in those areas before the neighbouring ones. Theproposed method enables efficient management of the waste rock, especially within thin deposit regions as well as maintaining ventilation and haulage workings within a cavingfilled up with dry backfill. The latter is possible due to secondary geomechanical balance obtained within the safety żonę of those workings. The presented method consists in driving the central communication and ventilation galleries with simultaneous face entry and yielding works along the whole width of the safety żonę (I phase of mining activity). At the specified distance from the mining face, in the workings of the l phase of mining (stopes and perpendicular workings), the waste rock from the selective mining is placed. During the H phase of mining works the technological pillars are mined out and the gobs are filled with waste rock and the ventilation and communication headings are separated. Depending on local rock-mass conditions the stability of those headings is maintained by unmined technological pillars or substitute pillars formed of the waste rock (in justified cases reinforced by deposit residues) or their combination. The method was used in practice during E-1+-4 inclines driving at the boundary of E and F fields of the POLKOWICE-SIEROSZOWICE minę. To datę results ofrock-mass behaviour testing are positive and confirm that the technological assumptions were correct. Wstęp Istotnym zagadnieniem racjonalnej gospodarki złożem w kopalniach Legnicko-Głogowskiego Okręgu Miedziowyego jest wybieranie w strefach ochronnych głównych wyrobisk korytarzowych, określanych wcześniej jako filary oporowe. Dotychczas strefy ochronne (filary oporowe) funkcjonowały do końca żywotności rejonu eksploatacyjnego i dopiero wtedy mogły być wybierane i likwidowane. Eksploatacja ta odbywała się w warunkach skrępowanych i charakteryzowała się wysokim stopniem zagrożenia tąpaniami. Stosowana w tych warunkach profilaktyka tąpaniowa miała wpływ na ograniczenie koncentracji wydobycia i wzrost kosztów eksploatacji [3]. Z tego powodu zaproponowano nowe podejście do wybierania złoża w strefach ochronnych głównych wyrobisk korytarzowych, z jednoczesnym ich utrzymywaniem w zrobach, wypełnionych podsadzką suchą. Wypełnianie zrobów skałą płonną jest związane z innym zagadnieniem racjonalnej gospodarki złożem, tj. zagospodarowaniem rejonów złoża rud miedzi o małej miąższości, w dużej odległości od szybów, przede wszystkim w zakresie ich udostępnienia oraz utylizacji skały płonnej, której powstawanie nieodłącznie towarzyszy

wybieraniu takiego złoża. Problem ten nabiera szczególnego znaczenia w warunkach kopalni POLKOWICE-SIEROSZOWICE, w któj według aktualnego rozpoznania, ok. 60 % zasobów złoża rud re miedzi charakteryzuje się miąższością od 0,4 do 2,0 m. Niedostosowanie furty eksploatacyjnej do miąższości wybieranego złoża, ze względu na gabaryty stosowanych maszyn, skutkuje w praktyce przybieraniem skały płonnej lub złoża pozabilansowego, co zwiększa zubożenie rudy i zwiększa koszty produkcji. Stosowane systemy eksploatacji i zestawy maszyn oponowych umożliwiają obecnie wybieranie złoża o miąższości co najmniej l ,8 m. Przy wybieraniu złoża o miąższości mniejszej, konieczne jest przybieranie skał płonnych w furcie eksploatacyjnej. W celu ograniczenia wielkości zubożenia, złoże w takich warunkach wybiera się w sposób rozdzielczy, oddzielając skałę płonną od rudy w fazie urabiania i wybierania przodków. Udział eksploatacji rozdzielczej w kopalni POLKOWICE-SIEROSZOWICE systematycznie wzrasta. W 1998 r. z eksploatacji złoża pełną furtą pozyskano 72 % rudy, a 28 % z eksploatacji rozdzielczej. W 2000 r. w sposób rozdzielczy wybrano już 36 % rudy. Według wykonanych prognoz, do 2005 r. udział eksploatacji rozdzielczej wzrośnie do 60 % [9], Skałę płonną z urabiania rozdzielczego, a także z obwałów i przy-

Dr hab. in:. Jan Butra, mgr inż. Rafal Dęhkowski — CBPM CUPRUM, Wrocław, dr inż. Alfred Kosiorowski — OUG, Wrocław, inż. Aleksander Kosior — KGHM Polska Miedź S. A. O/ZG POLKOWICE-SIEROSZOWICE

272

bierek, lokuje się w zrobach lub w mniejszym stopniu wykorzystuje się do utwardzania dróg transportowych. W latach 1994-^2002 ilość skały płonnej lokowanej na dole kopalni wzrastała od ok. 1200 tyś. Mg w 1994 r. do ok. 6500 tyś. Mg w 2002 r. Według prognozy na lata 2004-^2005 przewiduje się konieczność urobienia i ulokowania na dole kopalni około 13 000 tyś. Mg skały płonnej [3]. Wymaga to racjonalizacji gospodarki skałą płonną, w szczególności sukcesywnego pozyskiwania nowych miejsc na jej lokowanie na frontach oddziałów eksploatacyjnych. Korzystnym aspektem wybierania złoża o małej miąższości jest ograniczony wpływ ciśnienia górotworu na bezpieczeństwo prowadzonych robót wybierkowych. Dotychczasowa eksploatacja złoża o małej miąższości odbywa się bez zwiększonych zagrożeń z tej strony. Na ten stan wpływa również wypełnianie zrobów skałą płonną z rozdzielczej eksploatacji złoża, co w znaczącym stopniu ogranicza wielkość deformacji stropu (jego osiadanie i ugięcie), a tym samym wielkość obciążeń na krawędziach rozcinanej calizny oraz ilość emitowanej energii sejsmicznej. Opracowany, nowy sposób wybierania złoża w strefach ochronnych głównych wyrobisk transportowo-wentylacyjnych kopalń jest szczególnie przydatny w przypadku lokalizacji tych wyrobisk w rejonach występowania złoża o małej miąższości. Skała płonna uzyskiwana z rozdzielczego urabiania przodków stanowi wówczas podsadzkę suchą dla uzyskania wtórnej równowagi geomechanicznej [3. 8]. W artykule przedstawiono wyniki praktycznego zastosowania tego sposobu wybierania złoża w strefie ochronnej upadowych E-1*4 kopalni POLKOWICE-SIEROSZOWICE, m.in. w zakresie zachowania się górotworu w czasie prowadzenia eksploatacji tym systemem na granicy pól E i F w OG S1EROSZOWICE I. Charakterystyka warunków geologiczno-hydrogeologicznych Złoże w rejonie upadowych E-1*4 kopalni POLKOWICE-SIEROSZOWICE zalega na głębokości od 950 do 1050 m i wykształcone jest w postaci pseudopokładu, który tworzą odmienne typy litologiczne skał (tabl. 1): — łupek miedzionośny ilasto-dolomityczny, o miąższości od O,l do 0,30 m, — dolomit ilasty o miąższości do 0,3 m, — dolomit smugowany o miąższości od 1,0 do 2,0 m. Miąższość złoża bilansowego waha się od 0,6 do 2,6 m. Skały węglanowe w furcie mają wytrzymałość na ściskanie Rc^. ok. 126MPa[7], W stropie bezpośrednim występują zwięzłe dolomity wapniste 0 budowie ławicowej. W skałach stropowych stwierdzono występowanie dość licznych spękań, głównie pionowych, zabliźnionych kalcytem i gipsem. Miąższość średnia ławic dolomitu wynosi ok. 0,3 m. Uławicenie warstw jest jednorodne. Miąższość serii węglanowej cechsztynu w stropie wynosi od ok. 16 do ok. 19 m. Skały stropowe zakwalifikowano do II i III klasy pod względem zagrożenia tąpaniami. Płaszczyzny podzielności są rozdzielone żyłami mineralnymi gipsowo-kalcytowymi z domieszką substancji ilastych. Bezpośrednio na serii węglanowej zalegają anhydryty o miąższości ok. 80 m, a nad nimi poziom solny o miąższości kilkudziesięciu metrów. Miąższość szarego piaskowca czerwonego spągowca wynosi od 2 do 6 m. Piaskowiec szary zalegający w spągu wyrobisk jest piaskowcem drobnoziarnistym, kwarcowym o spoiwie węglanowym, węglanowo-ilastym i ilastym, barwy szarej, kruchy. Ilość spoiwa 1 udział w nim substancji węglanowej wzrasta w kierunku stropu piaskowca, co powoduje, że ta część piaskowca jest bardzo zwięzła (Rc średnio ok. 20,7 MPa). Klasa spągu I. Złoże posiada rozciągłość na kierunku NW-SE i zapada pod kątem ok. 2° w kierunku NE. Górotwór jest słabo zaangażowany tektonicznie. Nie stwierdzono dotychczas występowania uskoków. Występują nieliczne spękania pionowe i rzadziej ukośne o głównych kierunkach NW-SE. Wyrobiska prowadzone są w warstwie dolomitu podstawowego

(W-l). Skały te są słabo zawodnione, sporadycznie występują niewielkie dopływy z otworów kotwowych oraz wykroplenia ze szczelin w stropie wyrobisk. Wyższe poziomy wodonośne są izolowane nieprzepuszczalnymi warstwami anhydrytu. Występujące w czerwonym piaskowcu zawodnienie objawia się w postaci wysączeń wody ze spągu wyrobisk, co utrudnia drążenie wyrobisk na froncie robót rozcinających pierwszego etapu. Wpływajednak korzystnie na rozkład naprężeń, występujący w układzie strop—filar—spąg oraz aktywność sejsmiczną górotworu w rejonie prowadzonych robót. Uwarunkowania górnicze Komorowe-filarowy sposób eksploatacji z podsadzką suchą dla uzyskania wtórnej równowagi geomechanicznej, zastosowany w strefie ochronnej upadowych E-1-^-4, bazuje na dotychczasowych doświadczeniach górnictwa rud miedzi w zakresie stosowania komorowo-filarowych systemów z ugięciem stropu, zarówno przy wybieraniu złoża w klasycznych polach eksploatacyjnych, jak i w filarach oporowych [7]. Złoże rudy miedzi wybiera się komorami i pasami o szerokości do 7,0 m i wysokości do 5,0 m, z wydzieleniem filarów technologicznych, o wymiarach dostosowanych do lokalnych warunków geologiczno-górniczych i przechodzących sukcesywnie w stan pozniszczeniowy [1]. Liczbę rzędów filarów technologicznych, zasięg rozcinki upodatniającej dobiera się indywidualnie w zależności od parametrów wytrzymałościowych skał złoża i otaczających oraz przejawów ciśnienia górotworu, natomiast filary sytuuje się dłuższą krawędzią prostopadle do linii frontu, co sprzyja ich przechodzeniu w stan pozniszczeniowy [10]. Wybieranie złoża odbywa się w dwóch fazach (rys. 2 — wariant I): — Faza I — obejmuje roboty rozcinkowe z wydzieleniem filarów technologicznych oraz sukcesywnym lokowaniem skały płonnej w otoczeniu filarów technologicznych (w komorach i pasach), realizowane w miarę postępu frontu eksploatacyjnego i w ustalonej odległości od linii rozcinki, z pozostawieniem niezbędnych wyrobisk dla utrzymania ruchu w polu, m.in. do dostawy i podsadzania wyrobisk kamieniem. W pozostałych wyrobiskach lokowana jest skała płonna powstająca podczas rozdzielczego prowadzenia robót rozcinkowych w polu oraz w miarę możliwości i potrzeb z innych robót górniczych prowadzonych w sąsiedztwie pola; — Faza II — obejmuje wybieranie złoża z filarów technologicznych otoczonych skałą płonną. Pole eksploatacyjne powtórnie rozcina się komorami i pasami. Komory wtórnej rozcinki zlokalizowane są w osi podłużnej wybieranych filarów. Natomiast pasy, których lokalizacja zależy m.in. od długości filarów, mogą być usytuowane w połowie długości tych filarów lub pasie wypełnionym skałą płonną. Liczbę pasów dobiera się indywidualnie w zależności od potrzeb ruchowych. Sukcesywnie za postępem wtórnej rozcinki odbywa się formowanie filarów zastępczych ze skały płonnej w miejscu zlikwidowanych filarów technologicznych, dla uzyskania równomiernego, łagodnego osiadania stropu. Pomiędzy przodkami wtórnie drążonych komór a zrobami wypełnionymi skałą płonną utrzymuje się ze względów ruchowych co najmniej jeden drożny pas. Zasadniczą cechą tego sposobu jest utrzymywanie w zrobach wyrobisk dla utrzymania ruchu w polu (przewietrzanie, transport i odstawa urobku, drogi dojściowe i ucieczkowe i in.). Przekrój, liczba i lokalizacja tych wyrobisk jest również funkcją zakresu projektowanych robót górniczych w rejonie. Ze względów bezpieczeństwa w zrobach utrzymuje się co najmniej dwie wiązki wyrobisk. Wiązki te mogą być zlokalizowane na skrzydłach eksploatowanego pola lub alternatywnie na skrzydle i w środkowej części pola albo wyłącznie w centralnej jego części. Wyrobiska w wiązce łączy się przecinkami w odległości wynikającej ze względów ruchowych. Utrzymywanie wyrobisk funkcyjnych w przestrzeni poeksploatacyjnej wiąże się z koniecznością spągowania w przypadku ich zaciskania. Ociosy wyrobisk służących do przewietrzania robót w polu lub stanowiących magistrale wentylacyjne są izolowane wentylacyj-

273

nie znanymi sposobami. Stateczność wyrobisk wygrodzonych w zrobach jest utrzymywana za pomocą filarów zastępczych, wykonywanych ze skały płonnej lub złożowych filarów resztkowych lub ich kombinacji oraz obudowy kotwowej, zakładanej na etapie robót rozcinkowych i eksploatacji filarów technologicznych. Wymiary filarów zastępczych dobiera się indywidualnie w zależności od lokalnych warunków geologiczno-gómiczych i przewidzianej funkcji wyrobisk wygradzanych w zrobach. W miejscach występowania pogorszonych warunków stropowych stosuje się obudowę dodatkową, tj. podporową lub kotwy linowo-stałowe.

Kierowanie stropem w polu eksploatacyjnym odbywa się przez jego ugięcie na filarach zastępczych ze skały płonnej lub złożowych filarach technologicznych lub resztkowych lub ich kombinacji oraz przez podsadzenie pustki poeksploatacyjnej skałą płonną, w stopniu uzależnionym od ilości skały płonnej powstającej w polu eksploatacyjnym lub jego rejonie, przy ekonomicznie uzasadnionej odległości jej transportu. Geometrię robót górniczych w polu, zwłaszcza na etapie robót likwidacyjnych, dobiera się tak, aby praktycznie w każdej fazie robót następowało łagodne i równomierne osiadanie stropu na powierzchni całego eksploatowanego pola i w jego najbliższym sąsiedztwie. Równomierny rozkład naprężeń w stropie umożliwia pozostawienie Tablica l

Karta katalogowa geomechanicznych, średnich własności skał dla rejonu pola E i F Catalogue cart of average geomechanica! properties of rocks — field E and F

Profil górniczy

Opis litologiczny, rodzaj skały, Gęstość średnia miąższość warstwy objętościowa (min. -max.) Po 3, m kg/dm

MPa

Wytrzymałość na rozciąganie «, MPa

Moduł sprężystości Younga Es GPa

Współczynnik Poissona v

Wskaźnik skłonności do tąpań Wa

2,94 2,92*2,96

89,3 79,5*98,0

4,7 4,2*5,2

56,8 51,6*63,7

0,258 0,23*0,31

3,08 2,78*3,40

2,70 2,63*2,80

123,8 108,6*149,3

7,3 5,8*8,4

57,8 50,4*68,0

0,232 0,19*0,29

4,96 3,81*5,60

Dolomit wapnisty, szary przekrystalizowany, z wtrąceniami anhydrytu masywny, silnie zwięzły 7,7 (3,1-12,2

2,80 2,77*2,83

165,0 148,6*199,3

10,2 9,2*12,8

70,5 60,3*87,7

0,250 0,22*0,32

6,67 5,52*8,63

Dolomit smugowany, ciemnoszary, masywny, silnie zwięzły 1,1 (0,0*2,0)

2,74 2,70*2,76

135,6 110,0*160,4

8,0 6,5*10,1

53,5 48,0*61,4

0,243 0,23*0,30

4,47 3,36*5,63

Dolomit ilasty, czarny, częściowo spękany, zwięzły 0,3 (0,2*0,6)

2,69 2,65*2,74

93,6 84,3*102,3

5,7 5,2*6,4

36,7 31,1*42,3

0,225 0,19*0,28

2,95 2,71*3,24

Łupek ilasto-dolomityczny czarny, zwięzły 0,18 (0,12*0,3)

2,60 2,56*2,62

83,6 70,4*95,1

5,7 5,2*6,3

27,5 24,3*33,1

0,221 0,16*0,28

2,44 2,22*3,60

Piaskowiec kwarcowy, szary, o spoiwie węglanowym, silnie zwięzły 1,2(0,4*1,8)

2,57 2,50*2,62

96,6 83,3*110,1

5,2 4,4*6,0

34,2 30,4*41,5

0,200 0,14*0,25

3,34 3,05*4,11

Piaskowiec kwarcowy, szary, o spoiwie ilasto-węglanowym, średnio zwięzły 5,8 (4,6*8,2)

2,21 2,04*2,35

32,0 22,4*41,1

1,6 1,1*1,9

12,9 10,2*14,9

0,140 0,12*0,18

1,40 1,06*1,58

Piaskowiec kwarcowy, czerwono-brunatny, o spoiwie ilasto-żelazistym, słabo zwięzły, krachy i rozsypliwy

1,99 1,92*2,07

15,9 14,4*16,4

0,8 0,6*0,9

6,7 6,4*7,1

0,124 0,11*0,15

0,72 0,61*0,83

Anhydryt jasnoszary, drobnokrystaliczny, laminowany substancją ilastą, zwięzły 5,0

Strop

Złoże

Spąg

274

Wytrzymałość na ściskanie

Dolomit wapnisty, szarobeżowy, skrytokrystaliczny, z wtrąceniami anhydrytu, lokalnie zgipsowany, masywny, silnie zwięzły 12,3 (10,3*13,8)

RC

i utrzymanie w przestrzeni poeksploatacyjnej części wyrobisk, które mogą pełnić funkcje ruchowe. Do zalet tego sposobu zaliczyć należy możliwość wykonania dodatkowych wyrobisk korytarzowych i komorowych w przestrzeni poeksploatacyjnej, a także możliwość bezpiecznego prowadzenia eksploatacji w polach sąsiednich. W wariancie II (rys. 2) zasadnicze roboty przebiegają analogicznie — z pozostawieniem w drugiej fazie płotów, zwłaszcza od strony wyrobisk utrzymywanych w zrobach, np. na lewym skrzydle frontu płoty są pozostawione w każdym filarze, a na prawym tylko od strony utrzymywanych wyrobisk. Komory wtórnej rozcinki oraz pasy prowadzone są w ich dotychczasowej linii. Pasy, zwłaszcza w zależności od ilości skały płonnej z robót rozcinkowych fazy I oraz możliwości lokowania kamienia w sąsiedztwie pola, podsadza się w całości lub częściowo lub pozostawia się niepodsadzone. Wyrobiska wygradzane w zrobach łączy się przecinkami w odległości ustalonej warunkami lokalnymi i potrzebami ruchowymi. Wariant III (rys. 3) jest szczególnie przydatny do wybierania

złoża w strefach ochronnych przy zwiększonej liczba wyrobisk korytarzowych oraz w przypadku występowania pogorszonych warunków stropowych. W takich przypadkach pozostawia się niewybrane filary technologiczne dla poprawy stateczności stropu wyrobisk funkcyjnych. Pozostałą część złoża wybiera się zgodnie z zasadami systemu, z możliwością usytuowania w zrobach dodatkowych wyrobisk, w ilości i o przekrojach wynikających z potrzeb ruchowych. Wyrobiska te chronione są płotami, a filary zastępcze powinny posiadać zbliżone wymiary. Elementy technologii górniczej, jak: urabianie złoża, ładowanie i odstawa urobku, obudowa wyrobisk i in., są analogiczne jak w innych systemach wybierania złoża o małej miąższości stosowanych w kopalni. Sposób wg wariantu III zastosowano przy wybieraniu złoża w strefie ochronnej upadowych E- l-s-4. Podstawowe parametry wyrobisk i filarów w I fazie realizacji robót górniczych wynoszą: — wysokość furty eksploatacyjnej — 2,5+3,5 m, — szerokość wyrobisk eksploatacyjnych — 6,0 m,

»«*f*««»fWV*1**«*

Wybieraniu filarów technologicznych w fazie II

Logowanie skały płonnej w wyrobiskach II fazy,

po wybraniu filarów technologicznych

P33 wygrodzony w zrobach

A-A

Rys. 1. System komorowo-filarowy dwufazowy z podsadzką suchą, dla uzyskania równowagi geomechanicznej. Wariant I Fig. l Room and pillar, two-phase mining system with dry backfill, to obtain geomechanical balance. Yariant I

275

— długość filarów technologicznych — 36,0 m, — szerokość filarów technologicznych — 12,0 m. Wyrobiska rozcinające pole eksploatacyjne w strefie ochronnej upadowych E-l-*4 są sukcesywnie i systematycznie wypełniane skałą płonną z zachowaniem w środku pola drożności głównych upadowych. W drugiej fazie robót eksploatacyjnych filary technologiczne są stopniowo rozcinane z pozostawieniem filarów resztkowych w postaci płotów wzdłuż przestrzeni wypełnianych skałą płonną lub w sprzyjających warunkach wybierane w całości. Przestrzeń poeksploatacyjną w filarach podsadza się systematycznie skałą płonną. Równomierne osiadanie stropu w drugiej fazie robót występuje w całym polu eksploatacyjnym, łącznie z upadowymi E-l^-4 i znajdującymi się między nimi filarami. Podczas eksploatacji złoża w strefie ochronnej upadowych E-l-^4 obowiązują następujące zasady i rygory [4]:

ograniczenie czasu trwania wyrobisk przeznaczonych pod lokowanie skały płonnej od momentu ich wykonania do podsadzania w pierwszej fazie robót do maksymalnie trzech rzędów filarów wybiegu przodków komór w stosunku do linii podsadzania; niezwłoczne podsadzanie komór pośrednich i pasów na ich wysokość w drugiej fazie wybieranie złoża, prowadzenie pomiarów i obserwacji stanów górotworu w aspekcie zagrożenia zawałowego w strefie prowadzonej rozcinki i podsadzania wyrobisk pierwszej fazy oraz drugiej fazy wybierania złoża, a w szczególności: — pomiarów konwergencji wyrobisk, — pomiarów osiadania stropu w utrzymywanych wyrobiskach wzdłuż filara upadowych E- l-s-4, — kontroli ewentualnego rozwoju rozwarstwień stropu za pomocą sygnalizatorów rozwarstwień; kontrolą rozwarstwień

Rozcinka złoża

Rys. 2. System komorowo-filarowy dwufazowy z podsadzką suchą, dla uzyskania równowagi geomechanicznej. Wariant II Fig. 2 Room and pillar, two-phase mining system with dry backfill, to obtain geomechanical balance. Yariant II

276

obejmuje się wszystkie skrzyżowania wyrobisk niezwłocznie po ich wykonaniu, — kontroli zachowania się obudowy kotwowej, — kontroli wizualnej wyrobisk i stanu górotworu w aspekcie zagrożenia zawałowego. — wykonywanie w zależności od stwierdzonego stanu stropu i rozpoznania zagrożenia zawałowego: — badań endoskopowych stropu, — kontrolowanie parametrów wykonywanej obudowy kotwowej, — dokumentowanie i analizowanie zachowania się stropu. Przebieg dotychczasowej eksploatacji Roboty rozcinkowe w strefie ochronnej upadowych E-1 +4 rozpoczęto w I kwartale 2001 r. Od strony upadowej E-4 do komory przycaliznowej K-41 (na kierunku ES — rys. 4), pole rozcinane jest komorami i pasami, z wydzieleniem filarów technologicznych o wymiarach 36,0 x 12,0 m (I faza robót). Według stanu robót na dzień 15.11.2003 r., front robót rozcinkowych znajdował się na wysokości projektowanej Komory Maszyn Ciężkich (KMC), zlokalizowanej na północny-zachód od upadowej E-l. Ta część pola została rozcięta na powierzchni około 185 tyś. m , przy czym ok. 52,5 tyś. m w całości wybrano (ok. 28 % ww. powierzchni) i pod-

sadzono kamieniem z eksploatacji rozdzielczej. Na powierzchni ok. 130 tyś. m , (ok. 65 % ww. powierzchni) ulokowano kamień w wyrobiskach I fazy eksploatacyjnej. Od chwili rozpoczęcia robót eksploatacyjnych do końca grudnia 2003 r. w zrobach strefy ochronnej upadowych E-l-*4 ulokowano 160 tyś. t skały płonnej [4]. W polu tym do celów ruchowych utrzymuje się upadową E-5 oraz komorę K-39, z upodatnieniem krawędzi calizny za pomocą wnęk 0 długości do 12,0 m. Komora ta oraz pas p-9, wykorzystane będą w przyszłości do udostępnienia złoża w polach znajdujących się po stronie południowo-wschodniej. Po lewej stronie upadowych E-l-M- (w kierunku na WN) roboty rozcinkowe wykonano od chodnika W-250/2 do pasa p-6, z częściowym nacięciem calizny komorami w kierunku pasa p-7, przy czym do pasa p-4 rozcinkę prowadzono na szerokości od komory K-5 do komory K-17, a na pozostałej części pola na szerokości od komory K-1 do K-17. Ponadto w tej części pola, na powierzchni ograniczonej chodnikiem T-10 i T-355/1 oraz komorami K-l 1 upadową E-1 wykonywane są wyrobiska dla komory maszyn ciężkich. Od rozpoczęcia robót górniczych w strefie ochronnej upadowych E-1-M- prowadzone są systematyczne badania i obserwacje zachowania się górotworu: — obserwacje wizualno-akustyczne górotworu, — aktywności sejsmicznej,

Rozcinka złoża

Pas wygrodzony w zrobach

Wyrobiska ko«onikacyj no

wentylacyjne

// Filary / technologiczne Złoże

Rys. 3. System komorowo-filarowy dwufazowy z podsadzką suchą, dla uzyskania równowagi geomechanicznej. Wariant III Fig. 3. Room and pillar, two-phase mining system with dry backfill, to obtain geomechanical balance. Yariant III

277

Kierunek rozcinki

':3ui}iyP.in .,--'-••':---—-""U

&S

Roboty rozcinkowe i podsadzanie wyrobisk skałąplpnnąwfaziel

-r™ c~tf) ft i

^^fSS^y.ftL

==?" -ń f ""-'•.-

" 3'Kf^ J

;-'

,M

:

I

Główny kierunek eksploatacji

Roboty likwidacyjne w fazie II

X ^

V Zroby

>-

Rys. 4. Wycinek mapy wyrobisk górniczych rejonu upadowych E-1*4. Aktualny stan robót Fig. 4. Sector of the minę workings map — region of E-1*4 inclines. Current advance of mining operations

278

— pomiary wzbudzonej aktywności sejsmoakustycznej, — pomiary konwergencji, — pomiary osiadania stropu (niwelacji w wyrobiskach utrzymywanych wzdłuż filara upadowych), — kontrolę zachowania się obudowy kotwowej. W trakcie realizacji robót górniczych w filarze oporowym upadowych E-1*4 prowadzi się raz na dobę obserwacje, które obejmują: — obserwacje spękań stropu, — obserwację spękań ociosów filarów i wyrobisk, — obserwację spękań i wypiętrzeń spągu, — obserwacje procesu rozwarstwień stropu na podstawie zachowania się sygnalizatorów rozwarstwień stropu, — dźwięczność górotworu. Od chwili rozpoczęcia robót rozcinających złoże w strefie ochronnej upadowych E-l*4 nie wystąpiła utrata stateczności skał stropowych. Nie stwierdzono również objawów tego zagrożenia, które byłoby sygnalizowane m.in. rozwarstwieniomierzami lub spękaniami stropu. W kilku przypadkach na stosunkowo niewielkiej długości pasów stwierdzono lekkie wypiętrzenia spągu, które likwidowano poprzez jego przybierkę. Warunki stropowe i stan obudowy kotwowej w obu fazach eksploatacyjnych były bardzo dobre, co nie wymagało wykonywania dodatkowych badań endoskopowych stropu i kontroli obudowy. Do obudowy stropu wyrobisk w rejonie prowadzonych robót stosuje się kotwy typu KR o średnicy głowicy rozprężnej fy 25 i długości l ,6 m oraz kotwy ekspansywne typu KSN o długości l ,6 m z głowicą typu KE-3W, o średnicy głowicy 38 mm. Siatka kotwienia wynosi 1,5x1,5 m. Stan wykonywanych wyrobisk w polu eksploatacyjnym nie budzi zastrzeżeń, a upadowe E-1-M- pełnią swoje funkcje ruchowe w sposób nieskrępowany. W wyrobiskach tych do chwili obecnej nie zachodziła potrzeba wykonania przebudowy stropu. Pomiary konwergencji i obserwacje wykonywane podczas drążenia wyrobisk w obu fazach eksploatacyjnych wskazują na dobrą stateczność wyrobisk. Średnia dobowa konwergencja w rejonie robót rozcinających była stosunkowo niewielka i wynosiła od 0,18 do 63 mm/mies. Pomiary osiadania stropu wykonywane były w komorze badawczej, którą jest upadowa E-4. W wyrobisku tym, w punktach pomiaru osiadania stropu, wykonywano również pomiary konwergencji i obserwacje wizualne. Uzyskane wyniki badań wskazują, że osiadanie stropu i konwergencja w upadowej E-4 są niewielkie, a zachodzące zmiany są aktualnie niewidoczne gołym okiem. Świadczy to o stabilnej i zadowalającej pracy stropu w rejonie prowadzonych robót. Od rozpoczęcia robót górniczych w strefie ochronnej upadowych E-1*4 do chwili obecnej w tym rejonie nie wystąpiły nawet śladowe zjawiska sejsmiczne, a także nie stwierdzono zjawisk świadczących o występowaniu zagrożenia zawałowego. Podsumowanie Roboty górnicze w strefie ochronnej upadowych E-1*4 prowadzone są z zastosowaniem nowego sposobu wybierania złoża rud miedzi o małej miąższości, wykorzystującego podsadzkę suchą dla uzyskania wtórnej równowagi geomechanicznej. Umożliwia on czyste wybieranie złoża, z zastosowaniem rozdzielczego urabiania rudy oraz zagospodarowanie znaczących ilości skały płonnej. Badania zachowania się górotworu podczas próbnej eksploatacji złoża rud miedzi w strefie ochronnej E-l*4 wykazały, że obniżenie

stropu i konwergencja wyrobisk były stosunkowo niewielkie. Ponadto od czasu rozpoczęcia robót górniczych, w I kwartale 2001 r., w rejonie tym: — nie wystąpiły zawały stropu i zjawiska sygnalizujące wzrost zagrożenia zawałowego, — nie wystąpiły zjawiska sejsmiczne oraz inne symptomy zagrożenia tąpaniami, — nie uległy pogorszeniu warunki górnicze prowadzenia robót. Przyjęte przekroje wyrobisk drążonych w pierwszej fazie eksploatacji spełniają swe funkcje technologiczne, a sposób ich wypełniania skałą płonną nie budzi zastrzeżeń. Pozostawianie w zrobach zastępczych filarów podporowych, formowanych ze skały płonnej, powoduje zmniejszone i równomierne osiadanie stropu na dużych powierzchniach wybieranego pola, czego potwierdzeniem są wyniki pomiarów i obserwacji zachowania się górotworu. Jednocześnie filary te umożliwiają wydzielanie w podsadzce (podsadzka sucha) wyrobisk, wykorzystywanych do celów ruchowych (np. pas p-9, wykorzystywany obecnie do celów wentylacyjnych i komunikacyjnych). Dotychczasowe, pozytywne doświadczenia z zastosowaniem przedmiotowego sposobu wcześniejszego wybierania złoża w strefie ochronnej upadowych E-1*4 kopalni POLKOWICE-SIEROSZOWICE wskazują na możliwość jego rozpowszechnienia w innych rejonach kopalni, zwłaszcza w rejonach występowania złoża o małej miąższości. Sposób ten może być również stosowany w złożu o średniej miąższości pod warunkiem, że w sąsiedztwie będzie możliwość pozyskania odpowiedniej ilości skały płonnej do robót podsadzkowych. Literatura 1. Butra J. i in.: Wytyczne prowadzenia eksploatacji z ugięciem stropu w kopalniach rud miedzi. CBPM CUPRUM, Wrocław 1994 (niepublik.). 2. Butra J. i in.: Nowa metoda określania naprężeń w górotworze. CBPM CUPRUM. Wrocław 2000 (niepublik.). 3. Dębkowsld R. i in.: Ocena możliwości wybierania złoża w kopalniach rud miedzi w LGOM, zwłaszcza o małej miąższości, z utrzymywaniem wyrobisk komunikacyjno-wentylacyjnych wygrodzonych w zrobach. CBPM CUPRUM, Wrocław 2003 (niepublik.). 4. Dfbkowski R. i in.: Analiza zachowania się górotworu w czasie prowadzenia eksploatacji systemem komorowo-filarowym z podsadzką suchą dla uzyskania wtórnej równowagi geomechanicznej na granicy pól E i F w OG SIEROSZOWICE I. CBPM CUPRUM. Wrocław 2003 (niepublik.). 5. Klęczek Z.: Geomechanika górnicza. Sl. Wydaw. Tech., Katowice 1994.

6. Lis J. i in.: Katalog własności geomech. Skał złożowych i otaczających w obszarach kopalń LGOM. CBPM CUPRUM, Wrocław 1996 (niepublik.). 7. Mroz.ek K. i in.: Projekt wyeksploatowania złoża w perspektywicznym filarze oporowym upadowych E-l*4, w obszarze górniczym SIEROSZOWICE 1. CBPM CUPRUM, Wrocław 2001 (niepublik.). 8. Pytel W.: Sposób udostępnienia i eksploatacji złoża o małej i średniej miąższości, w aspekcie racjonalnej gospodarki skałą płonną dla warunków O/ZG POLKOWICE-SIEROSZOWICE. CBPM Cuprum, Wrocław 2001 (niepublik.). 9. Sądecki Z. i in.: Program zagospodarowania złoża rud miedzi w LGOM. Program produkcji oddziałów wydobywczych LGOM. CBPM CUPRUM, Wrocław 2000 (niepublik.). 10. Zorychta A. in.: Opracowanie zasad doboru parametrów systemu z ugięciem stropu dla warunków geologicznych kopalni LGOM. CBPM CUPRUM, Wrocław 2000 (niepublik.).

279

Rudy Metale R 49 2004 nr 6 UKD669:351'777:669.225'777:553.412(481):553.43(481)

RUDOLF KRZYŻAK

THE Ag-Cu SULPHO-TELLURIDES AND TELLURIDES FROM HOVIN, TELEMARK, NORWAY Two minerals (phases) ofdiverse origin are described here. Thefirst one, Ag^ 5QCu0 567e0 ggSQ %, with the ideal formula, 5CuQ $TeS, occurs in chalcopyrite of metabasites along with hessite, being a metamorphic mineral Its optical properties mimie those of hessite. It seems to be a known mineral. The second one, Ag^^CUf^^Te^, or simply (Ag,Cu)^Te4, or, Ag^Cu^^Te^, occurs in chalcocite of the bornite-chalcocite intergrowths of quartz-muscovite-calcite veins of apo-metamorphic, hydrothermal character. Its optical properties are close to those oftetradymite. It is coeval or replacing chalcocite, being an integral part ofthis late mineralisation. Owing to smali grains of the minerals, the description is ofpreliminary character. Larger grains are needed to establish the latter as a new mineral.

TIOTELLURKI l TELLURKI SREBRA ORAZ MIEDZI ZE ZŁOŻA HOVIN (TELEMARK, NORWEGIA) e Opisano dwie fazy mineralne (minerafy) różnego pochodzenia. Pierwsza, o wzorze: 3 50^0 56 O 98^0 96 (idealnie: Ag^ $Cu0 ^TeS), występuje wraz z hessytem w chalkopirycie metabazytów i jest pochodzenia metamorficznego. Optycznie przypomina hessyt i wydaje się być znanym mineralem. Druga to: Ag3 97Ci<0437e2 (albo po prostu (Ag, Cu)^Te^ czy Ag^Cu0 5Te2), występująca w chalkozynie przerostów bornitowo-chalkozynowych hydrotermalnego, postmetamorficznego pochodzenia (żyfy kwarcowo-muskowitowo-kalcytowe). Optycznie jest podobna do tetradymitu. Zastępuje chalkozyn lub też jest z nim równoczasowa w tej późnej mineralizacji. Z uwagi na małe ziarna opisywanych f aż opis ma charakter wstępny. Jeśli ta druga faza ma zaistnieć jako nowy mineral — konieczne są większe ziarna.

Introduction The polymetallic deposit of Hovin, Telemark, Southern Norway, is located upon the lakę Tinn, i.e. 102 km to W-WWS from Oslo. The deposit, dominated by copper ores, is of metamorphosed character, but with its own metasomatites and late ąuartz-containing veins. About 70 ore minerals, many being hitherto unknown ones, were described merę by the author [1]. For the purpose ofthis study, one can di vide the rocks of the vicinity of the deposit into two groups. The first one is a metamorphosed complex built up of quartz-muscovite schists, quartzite, magnetite rocks [2], phyllite and quartz-muscovite-calcite veins. The petrology of the complex is much morę complicated, but here it will be called "the quartzite complex". The veins are later than the complex. The second one is a complex of metaigneous rocks, and is mainly built up of metamorphosed mafie rocks and their derivatives. This complex can be called a suitę, evolution of which can be abstracted as follows: gabbro-like rock —> albitite —> łistwanite-like rock, i.e. tremolite-calcite metasomatite. Ali that is cut by later ąuartz veins here and there. The highest metamorphic grade is that of epidote-amphibolite phacies, but some granitisation effects, e.g. gneisses can also be observed there. Definite rocks are housing corresponding assemblages, and the number of hybrid samples is practically nil. Thence, one can distinguish metamorphosed, synmetamorphic, i.e. in metasomatites, and epigenetic, i.e. an apo-metamorphic ore in the deposit, though the mineralisation was a morę or less continuous process. In this work the term "association" denotes an "inventory stock" of ore minerals of a definite rock or group of them. "Assemblage" and "paragenesis" are lower units ofthis hierarchy. Moreover, only the "European", i.e. German or Russian definition of structure and texture will be used here. Of five associations, only two will be briefly dealt with. One of associations, confined to the meta-gabbroic rocks, matches the types of III and VI for metamorphosed deposits of [3], and is chiefly composed of Fe-Ti oxides, chalcopyrite, bornite and galena. Spha-

lerite, hawleyite and molybdenite being subordinate ones. Pyrite, carrollite and hessite are metamorphic products, whereas barite and pyrrhotite are very late ones. Cu-Ag metasomatosis is almost absent there, but native Al, Re-Pb sulphide, unrecognised Ag- and Cu-(sulpho)-selenides and the sulpho-telluride in question, Ag3 5CuQ sTeS, denoted here XH (the lab-mark), are worth mention. The bornitechalcopyrite ore containing the mineral is of granoblastic/replacement structure and of massive texture. The second association is of post-metamorphic character, confined to the "quartzite complex", and is dominated by bornite-chalcocite type ore. This ore mainly occurs in quartz-muscovite (hydromica)-calcite veins, being of inclusion/pseudoeutectic structure and disseminated or cementation texture. To the characteristic traits of this association belongs the telluride in question, Ag4Cu0 5Te2, denoted here YH (the lab-mark). Molybdenite, covellite and many other ones are of lesser importance. Materials Hessite occurs in 9 of 30 polished sections of the association confined to the metagabbroic rocks, but only one grain of XH-phase was encountered in only one sample. The maximum width of the grain (lath) is of 12 microm. Minutę grains of YH-phase were encountered in 2 of 6 polished sections of the second association, the largest being 2.5 X 5 microm. To analyse the minerals (phases) ore microscopy, etching and diverse methods of electron microprobe analysis (EPMA) were used. To XH, a standardless energy-dispersive (EDS) analysis and wavelength-dispersive (WDS) one were applied. The standardless analysis can corroborate correctness of recognition of many minerals, but not those with smali composition differences nor those with heavy elements, e.g. Bi. The XH was analysed during the Fe-Cu-S-Ag-Pb-Bi-Se session at 20 kV and 10 nA. Chalcopyrite (for Cu, Fe and S), PbS, Bi2S3, Se and Ag served as standards for this WDS analysis. Te was not analysed quantitatively, but taken from the spectra. The YH was analysed by WDS-method

M.Sc., cand. scient. Rudolf Krzyżak— Dept. of Uniąue Engines. Faculty of Mechanical Eng. TheTechnical University of Cracow. forraerly: Dept. of Mineralogy. Geological Institute. University of Copenhagen. Copenhagen.

280

only, at 20 kV and 10 nA Chalcopynte, HgS, Te and Ag served as standards JEOL 733 Superprobe of Unwersity of Copenhagen with onlme- and dnft-correction programmes of the umversity were used to the WDS analyses The YH-phase surely decomposes during analysis EDS were performed at Aarhus Umversity Hessite itself replaces bornite, seldom chalcopyrite of the ' meta-gabbroic association , being sometimes accompamed by carrolhte The XH-phase occurs in a composite gram with hessite, i e as a bleb in chalcopyrite The latter appears to grow thereon Besides, covelhte, galena, Re-Pb phase, Cd-sphalente, hawleyite, and rutile are in the assemblage with the XH-phase Chalcopynte and bornite of the association are partly Fe-nch, and there is a huge isomorphic capacity of the minerals, e g Cd-and cuproan galenas Unhkemany other samples from this association, the sample with the XH-phase contams quartz The XH-phase is rather not to tell from hessite, but it tarnishes much morę easily than hessite does Morę grains are needed to draw a conclusion from the etching tests The standardless analysis confirmed the presence of hessite in the association, but those of the XH-gram conformed as somewhat Ag5CuTeS_2 (pnmanly assumed as such), or, rather, (Ag^UjFe^TeS A single quantitative WDS analysis (Tabl 1), but without Te, did practically corroborate the second formuła, i e subtracting the chalcopyrite increment, and assuming Z = 6 atoms per formuła umt (p f u ), one can obtain the formuła, Ag3 5o*--uo %Teo 98^0 96 The YH-phase occurs as minutę blebs in chalcocite of the bornite-chalcocite mtergrowths of quartz-muscovite-calcite veins The bornite-chalcocite ore is, at least, partly in paragenesis (otherwise in assemblage) with quartz, calcite and muscovite ot the vems Chalcocite of the assembTable l Microprobe analysis of the XH-phase, wt. % Analizy chemiczne fazy (minerału) XH, % wag. Mikrosonda elektronowa Grain No. of analyses Method

Fe Cu S Ag Pb Bi Se Te Total

XH

3 EDS. Rangę

XH 1 WDS

5-9" 5 EDS, Rangę

l-42/

4 WDS. Rangę

0.64 0.00*0.98 n.a. 0.66-0.89 6.87 1.52*5.57 2.87*3.78 8.21-3-11.06 5.95 6.79*8.37 4.92*5.78 5.47*5.83 64.70*65.86 64.92 65.46*68.01 67.66*68.51 n.a. 0.08 n.a. n.a. — n. a. n.a. 0.01 0.43*1.12 n.a. 0.09 0.00*0.22 14.98*18.48 n.a.3' 21.35*25.19 21.15*23.37 1 00 (assumed) 78.56 100 (assumed) 97.73*100.64 .

" — standardless. l nA. but tested for credibility by WDS [l 1], ^ — 20 kV, 4 nA [9],3/ — Te = 21.44 by difference. n.a. = not analysed, — = 0.00 — analiza bez standardów (automatyczna), l nA — wiarygodność analizy została przetestowana przy użyciu WDS [11], — 2 0 k V . 4 n A [9]. — Te = 21.44 — obliczono jako różnicę pomiędzy suma (totał) i 100 %, n.a. = nie analizowano, — 0.00 %

Table 2 Microprobe analysis of the YH-phase, wt. % Analizy chemiczne fazy YH, % wag. Mikrosonda elektronowa Grain No. of analyses Fe Cu S Ag Hg Te Total

YH1 1

YH2 1

YH3 1

0.01 7.68 0.62 60.90 0.01 36.36 105.58

0.03 7.05 0.67 62.30 0.01 36.60 106.65

0.01 8.07 1.10 59.09 0.01 35.24 103.52

lagę is mainly of hypogene origin, e.g. twinned, but a supergene one has also been encountered there. Bornite is of common type there. These phases are rather lacking Ag, e.g. an analysis of a grain close to djurleite and one of bornite gave 0.26 and 0.25 wt. % Ag (both WDS). respectively. The YH-phase appears coeval or later than the host chalcocite. It is of reflectivity of about 50 % and creamy with a pinkish hue. It displays distinct ochre-orange/almost black colours of anisotropy. The polishinghardnessislower than that of chalcocite. These properties are morę or less close to those of tetradymite. 3 WDS analyses were performed (Tabl. 2). The surrounding chalcocite yielded some parasitic radiation, and the high totals of the analyses were interpreted as decomposition. This notwithstanding, the Ag:Cu:Te ratios are constant. Using the analysis with the lowest totaJ, and subtracting the chalcocite increment, one can obtain the formuła, Ag3 97Cu0 43X62, i.e. assuming Te = 2 atoms p.f.u. It leads to a generalised formuła, (Ag, Cu)£9Te4. Origin Origin of the XH-phase is seen as a result of segregation of phases during metamorphism. Likewise, the origin of hessite, carrollite and the (sulpho-)selenides appears the same one. Chalcopyrite, bornite, galena, sphalerite, hawłeyite, along with Fe-Ti oxides and amphiboles of the association survived metamorphism "as compounds", and re-appeared with the changed composition [1]. The pre-metamorphic ore must have been saturated with Te and Se. Thus, the tellurides segregated during metamorphism. Likewise, Ag for tellurides originated from the pre-metamorphic assemblage, i.e. due to the high isomorphic capacity of the minerals of the assemblage. The hydrothermal solutions which deposited YH-phase along with bornite-chalcocite intergrowths must also have contained Te. How far granitisation, i.e. in a broad sense, contributed to the formation of this assemblage, i.e. of the veins, is not known. Conclusions There are many sulpho-tellurides of Ag, e.g. (Ag^]8CuQ49Fe054)IS21Te, j 8S of [4], (Ag, Cu, Bi)S6Te2S and Ag 3 CuBiTe 2 S 2 of [5], Ag3TeS of[6], and the like. The [7] gave a first description of Ag4TeS along with three (or, perhaps, four) other sulpho-tellurides of Ag. The [8] apparently described the same minerał as a new one. A first detailed description of (Ag, Cu)4TeS was given in [9*10]. It was also found by [l l ]. See also [12]. Analyses of the XH-phase are compared with those of [9] and those of [l 1] in Table 1. An excess ofmetals, i.e. Met : (Te + S) = 2.10, and the highest copper content of the phase from Hovin are worth noting. The qualitati ve mineragraphic features of the XH are in harmony with those of [9], and, almost the same as those of hessite. The minerał of [7] is deemed isotropic, whereas that of all other descriptions — anisotropic. Thence, it seems conceivable that the symmetry is, perhaps, lowered by Cu atoms in the structure of it. The [11] regard (Ag, Cu^TeS as somewhat coeval with hessite, but followed by matildite, matildite-galena solid solution (ss), galena, gustavite and benjaminite. It also assumes a decomposition of tetradymite upon action of Ag2S, where hessite, Ag4TeS and matildite are formed. All these minerals are deemed to have originated in the chalcopyrite host at 220*235 °C (ibidem). The [9] regards (Ag, Cu)5-4TeS in chalcopyrite as later than hessite, and being a product of chalcopyrite and hessite interaction. But, the author of that claims regeneration of ore [10]. In Hovin, the XH-phase was surely first to segregate, i.e. before hessite. Such a vi ew is supported by microscopic picture. Moreover, it appears morę natural that an metal-excess phase with copper is formed first in metamorphosed chalcopyrite host, i.e. formed before hessite. Otherwise an additional metamorphic event shouldbe assumed in Hovin. Thus, the XH-phase from Hovin appears to be a known minerał, but with the highest, up to datę, copper content. Morę grains are needed to establish its average formuła. There are many Ag-, or, Cu-Ag tellurides, but the YH-phase is not deemed to correspond to whichever one. Its formuła is somewhat close to Ag5Te2 of [13], but not the same. An Ag-Te

281

phase with an excess of Ag and the Ag : Te ratio of 2.27 has been described by [5] as hessite. It is not certain whether or not a cuproan Ag-telluride of Hovin with an excess ofmetals and practically the same ratio (2.21), i.e. the YH-phase can be called a hessite-like phase. In spite ofthe liability ofthe hessite formuła, the ratio, 2.21, appears too high as compared with that of natural hessite (freąuently lower than 2.00), and the phase contains copper. Thus, it may be assumed as a new one, but further, larger grains are needed to establish it as a minerał. In the absence of matildite in Hovin, the temperaturę of origin of the XH-phase should be assumed the same or a bit higher than that of [11], i.e. due to Cu. As regards the YH-phase, it cannot be of very-low-temperature origin sińce it occurs in assemblage with muscovite. Refraining from the discussion on the exact methods of analysis of tellurides, one may only state that the WDS analysis of the XH-phase (Tabl. 1) can be accepted sińce Te is not too heavy element, and Ag has been analysed. Moreover, the high totals ofthe analysis of the YH-phase is not a result of an overlap of Ag- and Te lines. Such problems were created by Pd, but it was ruled out from the set of standards.

phism: Criteria for Determining their Time Relationship. Minerał. Deposita 1970. v. 5, No. 2. p. 120*144. 4. Eremin N. L, Okrugin V. M.. Pozdnyakova N. V., Sergeeva N. E.: Novoe v mineralogii Strezhanskogo kolchedanno-polimetalicheskogo mestorozhdeniya na Rudnom Altae. Vesm. Mosk. Univ. Ser. Geol. 1973, No. 3. p. 58*75.

References

11. Bonev I. K., Neykov Kh. N.: Minerali na srebroto. bismuta i telura ot polimetalnoto nakhodishche Ardino. Geokhim. minerał, i petrol. 1990. v. 26, p. 3*19.

1. Krzyżak R.: Ore mineralogy ofthe Hovin-Deposit. Telemark. Norway. Copenhagen 1995, Univ. of Copenhagen. p. 578, Unpubl. (English with a Danishsynopsis). 2. Heinńch E. Win.: Microscopic Petrography. New York 1956. McGraw-Hill. p. 296. 3. Mooklierjee A.: Dykes. Sulphide Deposits and Regional Metamor-

5. Harańczyk C.: Krakowska paleozoiczna prowincja tellurkowa. Prz. Geol. 1978. v. 26 (302). No. 6. p. 337*343. 6. Moloshag V. P., Murzin, V. V., Nesterenko V. S.: Nekotorye osobennosti mineralogii i geokhimii zolota i serebra v kolchedannom mestorozhdenii. In: Geokhimiya i mineralogiya pervichnykh i ytorichnykh oreolov: Sbornik nauchnykh trudov (Grigor'ev. N.A. ed.). Sverdlovsk 1986, UNTs AN SSR. p. 108*113. 7. Aksenov V. S.. Gavrilina K. S.. Litvinovich A. N., Bespaev Kh. A.. Pronin A. P., Kosyak E. A., Slyusarev A. P.: Nakhodka novykh mineraloy serebra i tellura v rudakh Zyryanoyskogo mestorozhdeniya na Altae. Izv. Akad. Nauk Kazakh. SSR. Ser. Geol. 1969, No. 3. p. 74*78. 8. Karup-MollerS.: Arcubisite and minerał B — two new minerals from cryolite deposit at Ivigtut. South Greenland. Lithos 1976, v. 9, No. 4. p. 253*257. 9. Gadzheva T. l.: Minerał (Ag. Cu)4TeS iż mestorozhdeniya Shadiytsa, Ts. Rodopy. C. R. Acad. bulg. Sci. 1985. v. 38. No. 2. p. 211*213. 10. Gadzheva T. L: Telluridy iż mestorozhdeniya Shadiytsa, Tsentral'nye Rodopy. C. R. Acad. bulg. Sci. 1983. v. 36. No. 2. p. 245*247.

\2.BonevI. K.: Mineralogiya i geokhimiya na polimetalnoto nakhodishche Ardino. Geokhim. minerał, i petrol. 1991. v. 27. p. 25*62. 13. Harańczyk C.. Galkiewicz T.. Szóstek L. Kurek S.. RogożS.: Porfirowa i skarnowa mineralizacja Cu-Mo z Zawiercia. Cz. II. Mineralizacja. Rudy Metale, v. 25. No. 12. p. 558*565.

Rudy Metale R 49 2004 nr 6 UKD 669-19:669-17.5/9.2:620.18:548

JERZY RYS KURT WIENCEK

STATYSTYCZNY OPIS ROZMIESZCZENIA ZIARN W POLIKRYSZTAŁACH Rozmieszczenie ziarn w polikrysztale może być opisane za pomocą przestrzennego rozmieszczenia środków ziarn oraz relacjami między położeniem środków i rozmiarami ziarn. Stereologiczna analiza za pomocą funkcji korelacji par (PCF)

dla

środków przekrojów ziarn polikrystalicznego tytanu wskazuje, że ziarna tytanu są rozmieszczone przypadkowo w przestrzeni (tzn. środki ziarn tworzą poissonowskie pole punktowe), natomiast rozmiary sąsiednich ziarn są statystycznie zależne.

STATISTICAL DESCRIPTION OF GRAINS ARRANGEMENT IN POLYCRYSTALS The grains arrangement in a poly ery stal can be described by the spatial distribution of grain centre s as well as by the relations between centre positions and grain sizes. A stereological analysis by means ofthe pair correlation function

(PCF)

for grain cross-section centres of polycrystalline titanium indicates that titanium grains are randomly distributed in the space (i.e. the grain centresform Poissonian point field), whereas the sizes of neighbouring grains are statistically dependent.

Prof. zw. dr hab. inż. Jerz\ Rvś. dr hab. inż. Kurt Wiencek. prof. niw. — Akademia Górniczo-Hutnicza. Kraków.

282

Dla dwuwymiarowego rozkładu zero-jedynkowego (p = 0) wzór (5) przyjmuje postać

Wprowadzenie Własności mikrostruktury materiałów, w których analizowana faza występuje w postaci oddzielnych ziarn, zależą od charakteru rozmieszczenia ziarn w przestrzeni. Rozmieszczenie ziarn w przestrzeni określa rozmieszczenie przekrojów ziarn w mikrostrukturze płaskiej (na zgładzie), która jest dostępna dla mikroskopowej obserwacji oraz dla metalograficznych pomiarów. Do zadań metalografii ilościowej należy ocena ilościowych cech przestrzennego rozmieszczenia ziarn poprzez stereologiczne wnioskowanie w oparciu o cechy rozmieszczenia przekrojów ziarn w mikrostrukturze płaskiej [1,2]. Niech punkt x e R będzie geometrycznym środkiem (środek ciężkości) ziarna w mikrostrukturze płaskiej. Przyjmuje się, że położenie punktu x względem ustalonego układu współrzędnych określa miejsce ziarna na płaszczyźnie. Natomiast zbiór punktów — środków ziarn, = {x !; x? ...} c R2, określa miejsca ziarn na płaszczyźnie. Zbiór O jest tzw. polem punktowym na płaszczyźnie [3]. Ponieważ układ ziarn wyznacza pole punktowe <ł>, to statystyczne charakterystyki pola można uważać za charakterystyki rozmieszczenia ziarn na płaszczyźnie. Celem niniejszej pracy jest ilościowy opis rozmieszczenia ziarn w mikrostrukturze płaskiej polikryształu za pomocą statystycznych charakterystyk pól punktowych wyznaczonych przez środki ziarn, jako podstawy dla stereologicznego wnioskowania o rozmieszczeniu ziarn w przestrzeni.

2

(6)

lub (7)

gdzie p, j (r) jest prawdopodobieństwem tego, że w kołach T(x, p) u T(y, p) będzie po jednym punkcie. Po wprowadzeniu prawdopodobieństwa warunkowego (r)=P(Y=\\X=l)

Pl

(8)

otrzymuje się (9)

Po uwzględnieniu (9) w (7) (10)

Funkcja

P

(11)

jest tzw funkcją korelacji par (pair correlation function — PCF [3]) Wzór (11) wyraża funkcję PCF za pomocą prawdopodobieństw p Pole punktowe na płaszczyźnie i p, (r) Funkcję PCF można również wyrazić za pomocą charakterystyk pola Niech PA(r) będzie gęstością punktów pola w pierPodstawowym parametrem jednorodnego pola punktowego <J> ścieniu T(x, r + p)\T(x, r - p) dla x e <3> i p =* O (gdzie symbol „\" na płaszczyźnie R jest gęstość punktów PA, czyli średnia liczba oznacza różnicę zbiorów) Prawdopodobieństwop\(i) można wyrapunktów przypadająca na obszar o jednostkowym polu/4 = 1. Niech zić następująco 2 T c R będzie obszarem o polu A. Średnia liczba punktów pola <S> w obszarze Tjest równa W2PA(r) (12) P(A) = APA

(1)

Po uwzględnieniu (4) i (12) w (11)

Funkcja PCF Niech T(x, p) będzie kołem o środku w punkcie x e R oraz o promieniu p. Dla losowego punktu x e R , liczba „i" punktów pola O w obszarze T(x, p) jest dyskretną zmienną losową X, której rozkład opisuje funkcja prawdopodobieństwa/?,-, (i = 0, 1,2,...). Dla p —> O rozkład zmiennej X jest zbieżny do rozkładu zero-jedynkowego. W konsekwencji, dla p = O oraz danej liczby p e [0; 1] dla i = 0 dla i = l

(13)

Funkcja (l 1) PCF, g(r) opisuje „oddziaływanie" między punktami pola <J> W jednorodnym poissonowskim polu punktowym <J>,

(2)

Wartość oczekiwana liczby punktów w kole, E(X), wynosi E(X)=p Po uwzględnieniu (1) dla A = Ttp

(3) 2

P = tp2^

(4)

Niech x, y e R będzie parą punktów w odległości r T(x, p) u T(y, p) jest parą kół o promieniu p i środkach x, y w odległości r Dla losowych położeń T(x, p) u T(y, p) na płaszczyźnie R z> <J>, liczby punktów i, j (i, j = O, l, ) pola w kołach T(x, p), T(y, p) są wartościami dwuwymiarowej zmiennej losowej (X, Y, r) zależnej od r, z funkcją prawdopodobieństwa p (r) Dla p = O zmienna (X, Y, t) ma rozkład zero-jedynkowy o jednakowych rozkładach brzegowych Kowariancja Kowariancja k (r) zmiennej losowej (X, Y; r) ma postać

Rys. l. Poissonowskie pole punktowe 4>

(5)

Fig. 1. Poissonian point field
283

względne położenia punktów są statystycznie niezależne, co oznacza brak oddziaływania między punktami. W konsekwencji PA(r) = PA oraz g(r) = l. Natomiast jeżeli punkty pola <J> oddziaływają ze sobą, to PA(r) * PA i g(r) ź 1. Wyróżnia się dwa przypadki: (i) gdy PA(r) > PA, to g(r) > l i punkty „przyciągają" się, oraz (ii) gdy PA(r) < PA, to g(r) < l i punkty „odpychają" się.

v, '.X*

Przykłady pól punktowych Rysunek l przedstawia poissonowskie pole punktowe w kwadracie T, otrzymane na drodze komputerowej symulacji. Ze względu na brak „oddziaływania" między punktami, dla pola poissonowskiego funkcja g(r) = 1. Rysunki 2 i 3 przedstawiają przykłady empirycznych pól punktowych , wyznaczonych przez punkty-środki cząstek dyspersyjnej fazy Fe3C w stalach oraz odpowiadające im wykresy funkcji g(r). Rysunek 2a przedstawia pole punktowe O wyznaczone przez punkty-środki cząstek na zgładzie skoagulowanej równomiernej dyspersyjnej fazy Fe3C w stali Fe-0,6%C, a rysunek 2b przedstawia wykres funkcji g(r) [4]. Z rysunku 2b wynika, że dla r < 0,004 mm wartości funkcji g(r) są mniejsze od l co wskazuje na „odpychanie" się punktów (cząstek), natomiast dla r > 0,004 mm, g(r) = l, co oznacza, że położenia punktów (cząstek), które są oddalone od siebie o więcej

» f t 'v • 2.00 -

dyspersyjna faza Fe3C (stal Fe-0.15%C, 700°C/320h)

1.75 -

1.50 -

0.75 0.50

o.oo

0.01

0.02

0.03

0.04

Odległość f, mm Rys. 3. Nierównomierna dyspersyjna faza Fe3C w stali Fe-0,15%C [5] a — pole punktowe wyznaczone przez środki cząstek, b — funkcja g(r)

2.oo: 1.75:

Fig. 3. Non uniform Fe3C-dispersion in a carbon steel with 0.15% C a — the point field of particle section centers. b — the g(r) -function

dyspersyjna faza Fe3C (stal Fe-0.6%C, 700°C/100h)

niż 0,004 mm, są statystycznie niezależne. Rysunek 3a przedstawia pole punktowe <J> wyznaczone przez punkty-środki cząstek na zgładzie o nierównomiernej dyspersyjnej fazie Fe3C w stali Fe-0,15%C [5]. (Nierównomierność polega na tym, że punkty pola tworzą skupiska, czyli tzw. klastery). Natomiast rysunek 3£> przedstawia wykres funkcji g(r) dla pola z rysunku 3a [5]. Z rysunku 3b wynika, że dla r < 0,02 mm funkcja g(r) > l co wskazuje na „przyciąganie" się punktów (cząstek), natomiast dla r > 0,02 mm, g(r) ~ l, co oznacza, że położenia punktów (cząstek), które są oddalone od siebie o więcej niż 0,02 mm, są statystycznie niezależne.

1.50:

s"551-25^ .g,

1.00

i§

0.75: 0.50:

Estymacja funkcji PCF

0.25^ 0.000.000

2

0.002 0.004 0.006 Odległość r, mm

0.008

Rys. 2. Równomierna dyspersyjna faza Fe3C w stali Fe-0,6%C [4] a — pole punktowe wyznaczone przez środki cząstek, b — funkcja g(r) Fig. 2. Uniform Fe3C-dispersion in a carbon steel with 0.6% C a — the point field of particle section centers. b — the g(/-)-function

284

Niech T c R będzie określonym obszarem o polu A (na ogół T jest kwadratem lub prostokątem). Zbiór O n T1 jest polem punktowym w T. Estymację funkcji g(r) przeprowadza się dla pola $ n Tza pomocą tzw. estymatora jądrowego (kernel estimator [3]) w postaci

l

YY

(14)

Sumowanie w (14) przebiega po wszystkich punktach x, y e <E> n T dla y =£ x; r jest odległością między punktami x, y, T7 jest p r z e s u n i ę t y m obszarem T o wektor wodzący p u n k t u

z e 0 n TT; natomiast funkcja kh(-) jest tzw. jądrem estymatora z parametrem wygładzającym h [6]. Na ogół stosuje się jądro Epanesznikowa [3, 6] w postaci

**«) =

^-1--^

dla 11 K/z

O

(15)

poza tym

z warunkiem (16)

\kh(t~)dt = -h

W praktyce metalograficznej parametr h można obliczyć za pomocą wzoru (17)

h = cPA™

gdzie c jest stałą (0,1 < c < 0,2 [7]). Wykres jądra kh(f), (15), jest przedstawiony na rysunku 4. Rysunek 5 przedstawia wykres funkcji g(r) dla poissonowskiego pola punktowego (PA = \\0), wyznaczonej

1.50

funkcja kh(t) dla h wg. (16) 1.25 :

1.00

0.75 0.50 0.25 0.00 -1.00

-0.50

0.00

0.50

1.00

Rys. 4. Wykres funkcji kh(t) Fig. 4. Plot of the &ft(0-kernel function 1.75

1.50 -

punktowe pole Poissona PA= 110

Rys. 6. a — Mikrostruktura zrekrystalizowanego Ti w kwadracie pomiarowym T, b — pole punktowe wyznaczone przez środki ziarn Ti

1.25 -

"eT

Fig. 6. Recrystallized titanium a — microstructure in the T-test field, b — the point field of grain section centers

1.00 ^-©OO^CTCTO

JA

za pomocą estymatora (14) na podstawie 100 symulacji. Rysunek 5 daje wyobrażenie o jakości estymacji za pomocą estymatora (14).

0.75-

0.50 0.25 0.00

Badania doświadczalne

model ooooo symulacja (100x) 0.04

0.08 0.12 Odległość r, mm

0.16

Rys. 5. Empiryczna funkcja g(r) dla poissonowskiego pola punktowego Fig. 5. Empirica! (simulated) g(r)-function of a Poissonian point field

0.20

Przedmiotem badań doświadczalnych był ilościowy opis rozmieszczenia ziarn w próbce zrekrystalizowanego tytanu za pomocą funkcji PCF dla pola punktowego <£ wyznaczonego przez punkty-środki ziarn na metalograficznym zgładzić. Rysunek 6a przedstawia typową mikrostrukturę na wytrawionym zgładzie próbki zrekrystalizowanego tytanu wraz z zaznaczonym kwadratem pomiarowym T. Środek ziarna, x, jest zdefiniowany jako środek koła (aproksymującego ziarno), którego pole jest równe polu ziarna. Przyjmuje się, że ziarno należy do T, jeżeli jego środek

285

1.75

pole punktowe ziarn Ti granice błędu

o.oo

0.00

0.04

0.08

0.12

Odległość r, mm

0.16 0.20

1.75 punktowe pole Poissona

arytmetyczne z pięciu funkcji PCF dla poszczególnych T): (d) dla środków ziarn Ti oraz (b) dla poissonowskiego pola punktowego (otrzymanego w symulowanym doświadczeniu komputerowym dla takich samych warunków jak dla ziarn Ti). Z rysunku 7 wynika, że funkcja g(r) dla ziarn Ti różni się istotnie od g(r) dla pola poissonowskiego. Oznacza to, że punkty-środki ziarn Ti nie są rozmieszczone przypadkowo na powierzchni zgładu. Dla odległości r < 0,02 mm, wartości funkcji g(r) są mniejsze od l, co wskazuje na „odpychanie" się punktów (ziarn). Natomiast dla r > 0,04, g(r) = l, co wskazuje na brak oddziaływania między położeniem ziarn. Oznacza to, że jeżeli odległość między ziarnami jest duża, to ich względne położenia są statystycznie niezależne od siebie. Ponieważ dla 0,02 < r < 0,04 wartości funkcji g(r) są nieco większe od l, to ziarna dla tej odległości nieznaczne „przyciągają" się. Wykres funkcji g(f) na rysunku la jest podobny do wykresu funkcji g(r) dla dyspersyjnej fazy Fe3C w stali, rysunek 2b [4]. Różnica polega na tym, że w przypadku Fe3C funkcja g(r) jest niewiększa od l. Oznacza to, że poza przedziałem (0,02; 0,04) interpretację funkcji g(r) dla ziarn tytanu można oprzeć na interpretacji funkcji g(r) dla dyspersyjnej fazy Fe3C w stali [8]. W konsekwencji można przyjąć, że ziarna tytanu są rozmieszczone przypadkowo w przestrzeni materiału a rozmiary sąsiednich ziarn nie są od siebie niezależne, czyli są skorelowane. Natomiast większe od l wartości funkcji g(r) dla Ti w przedziale (0,02; 0,04) można przypisać warunkowi ścisłego wypełnienia przestrzeni, który spełniają ziarna Ti. Omówienie wyników

symulacja (5x) granice błędu 0.25

0.00

0.04

0.08 0.12 Odległość r, mm

0.16

0.20

Rys. 7. Empiryczne funkcje g(r) a — dla pola punktowego środków ziarn Ti. b — dla pola poissonowskiego . Gęstość punktów pola <J> w obszarze pomiarowym wynosi PA = 1760 mm~2. Względem układu współrzędnych (wyznaczonego przez dwa boki kwadratu T ze wspólnym lewym dolnym narożem, jako początkiem układu) zostały zmierzone współrzędne punktów pola O. Następnie, za pomocą estymatora (14) zostały obliczone funkcje g(r) dla pola <J> w poszczególnych kwadratach T. Rysunek 7 przedstawia wykresy średnich funkcji g(r) (obliczone jako średnie

286

Reprezentowanie układu ziarn na zgładzie przez pole punktowe wyznaczone przez środki ziarn sprowadza zagadnienie rozmieszczenia ziarn do zagadnienia rozmieszczenia punktów na płaszczyźnie, które można efektywnie badać metodami statystycznymi za pomocą dwuwymiarowej zmiennej losowej (X, Y; r) o rozkładzie zero-jedynkowym, zależnej od parametru r. W konsekwencji badanie rozmieszczenia punktów sprowadza się do badania statystycznej korelacji między zmiennymi składowymi X, Y za pomocą funkcji g(r), która jest dostępna dla pomiarów metalograficznych. Znajomość funkcji g(r) dla empirycznego pola punktowego umożliwia stereologiczne wnioskowanie o podstawowych cechach przestrzennego rozmieszczenia ziarn. Podobieństwo empirycznych funkcji g(r): dla ziarn Ti oraz cząstek Fe3C w stali pozwoliło na stereologiczne wnioskowanie (przez analogię) o własnościach przestrzennego rozmieszczenia ziarn Ti. Otrzymany wynik należy traktować jako pierwsze przybliżenie. Dokładniejszych danych mogą dostarczyć badania modelowe, na przykład za pomocą modelu Poissona-Yoronoi [3]. Literatura 1. Ryś J.: Stereologia materiałów. Fotobit, Kraków 1995. 2. Sattykow S. A.: Stereometrische Metallographie. Deutscher Yerlag fur Grundstoffindustrie, Lipsk 1974. 3. Stoyan D., Kendall W.. Mecke J.: Stochastic Geometry and its Applications. J. Wiley, Chichester 1995. 4. Wiencek K.: Spatial distribution of FesC-particles in steel during coarsening. Steel Research, 1996, t. 67. s. 419-422. 5. Wiencek K.. Satora K.: Particle arrangement of a carbide dispersion in steel. Proc. International Conference on Stereology, Spatial Statistics and Stochastic Geometry, Praga 1999, s. 267-272. 6. GajekL... Katuszka M.: Wnioskowanie statystyczne (wyd. IV). WNT, Warszawa 2000. 7. Ohser J., Miicklich F.: Statistical Analysis of Microstructures in Materials Science. J. Wiley, Chichester 2000. 8. Stoyan D., Wiencek K.: Spatial correlations in metal structures. Materials Characterization. 1991,1.26, s. 167-176. Praca została wykonana w ramach badań statutowych Wydziału Metalurgia Inżynierii MateriałowejAGH, finansowanych przez KBN (projekt nr 11.11.110.405).

Rudy Metale R 49 2004 nr 6 UKD 621.774.001:669-462:669-124:669.15'245'26

KRZYSZTOF ŻABA ANTONI PASIERB

WPŁYW PARAMETRÓW PROWADZENIA PROCESU NA STAN ł WŁASNOŚCI WARSTWY WIERZCHNIEJ RUR ZE STALI CHROMOWO-NIKLOWEJ CIĄGNIONYCH NA KORKU SWOBODNYM CZĘŚĆ l Określono wpfyw zmiennej geometrii narzędzi ciągarskich (a, p, OC-P), sposobu przygotowania powierzchni narzędzi oraz prędkości ciągnienia na stan i własności ciągnionych na korku swobodnym rur ze stali nierdzewnej chromowo-niklowej, ze szczególnym uwzględnieniem własności warstwy wierzchniej rur. Zamieszczono wyniki badań chropowatości wzdłużnej powierzchni wewnętrznej i zewnętrznej rur przed i po ciągnieniu.

AŃ EFFECT OF THE PROCESS PARAMETERS ON THE STATE AND PROPERTIES OF A SURFACE LAYER OF STAINLESS STEEL TUBES DRAWN ON A FLOATING PŁUG. PART ONE Ań effect ofvariable tools geometry (a, p, a-$), tools surface preparation method and of a drawing ratę on the state and properties of stainless steel tubes drawn on a floating plug, particularly on the surface layer of a tubę, is discussed. Experimental results ofroughness exarnination ofthe inner and outer surface ofthe tubes and tools before and after drawing are presented. Wstęp Wysokie wymagania stawiane obecnie wyrobom ciągnionym decydują o konieczności prawidłowego podejścia do problemu ich wytwarzania, w szczególności pod kątem jakości otrzymanej powierzchni. Obserwowany aktualnie ogólnoświatowy trend do zwiększenia wytrzymałości, odporności na korozję oraz niezawodności wymienników ciepła stosowanych w przemyśle chemicznym, petrochemicznym oraz energetyce atomowej, wiąże się z powszechnym zastosowaniem metali i stopów w postaci cienkościennych rur. Przykładem zastosowania takich materiałów są rury ze stali nierdzewnych chromowo-niklowych odpornych na korozję w środowiskach większości kwasów organicznych i nieorganicznych, roztworów alkalicznych oraz soli o małym stężeniu. Około 80*90 % uszkodzeń rur zaczyna się na powierzchni. Fakt ten powinien obligować producentów do większej dbałości o jakość warstwy wierzchniej, zarówno przy projektowaniu, jak i wytwarzaniu wyrobów. Podstawowa charakterystyka warstwy wierzchniej [1] zawiera mierzalne i niemierzalne własności geometryczne powierzchni oraz własności fizyko-mechaniczne, przedstawiane poprzez: — profilogram nierówności powierzchni, — fotografie makro- i mikrostruktury powierzchni, — fotografię zgładu powierzchni, — rozkład twardości w funkcji odległości od powierzchni, — rozkład naprężeń własnych w funkcji odległości od powierzchni. Do czynników, które wywierają istotny wpływ na stan warstwy wierzchniej wyrobu oraz narzędzi należy zaliczyć: — warunki tarcia, — parametry kształtowania, takie jak: prędkość odkształcenia, temperaturę odkształcanego metalu, naciski jednostkowe [2]. Tarcie zewnętrzne determinuje zarówno stan warstwy wierzchniej wyrobu, wpływając na zmiany chropowatości powierzchni, struktury, stopienia umocnienia, rozkładu i wartości naprężeń własnych, falistości, jak i zmiany stanu warstwy wierzchniej narzędzi.

Jedną z możliwości zmniejszenia oporów tarcia jest odpowiedni dobór warstwy wierzchniej narzędzi oraz właściwy sposób jej wytworzenia, tak aby narzędzia nie straciły zbyt szybko swojej geometrii i zapewniały uzyskanie wymaganej jakości wyrobów w zakresie dokładności wymiarów, kształtu i stanu powierzchni. Aby zatem uzyskać optymalną jakość ciągnionego wyrobu oraz zwiększyć trwałość narzędzi, przy zachowaniu odpowiedniej pewności technologicznej, należy dążyć do zmniejszenia ujemnego oddziały wania tarcia przez zastosowanie odpowiednich środków smarnych, a także odpowiednio przygotowanych narzędzi pod względem konstrukcji, materiałów oraz powierzchni. Przedstawiony powyżej wpływ wielu czynników determinujących stan i własności warstwy wierzchniej ciągnionych rur pozwolił wytypować do badań doświadczalnych odpowiednie materiały, narzędzia, środki smarne oraz parametry prowadzenia procesu, takie jak prędkość ciągnienia i odkształcenie. Badania wpływu parametrów procesu ciągnienia rur na korku swobodnym na stan i własności warstwy wierzchniej uzyskanych wyrobów zostały podzielone na trzy części. Pierwsza część, przedstawiona w niniejszej publikacji, dotyczy problemów gładkości powierzchni rur wsadowych i po ciągnieniu, a także gładkości powierzchni narzędzi, wyrażona badaniami chropowatości wzdłużnej. Natomiast w drugiej części przedstawione zostaną badania dotyczące mikrotwardości, mikrostruktury oraz topografii powierzchni rur. Materiały i narzędzia zastosowane do badań doświadczalnych oraz metodyka pomiarów Próby ciągnienia rur na korku swobodnym przeprowadzono na ciągarce ławowej o max. sile ciągnienia 70 kN. Do badań doświadczalnych wykorzystano następujące materiały, narzędzia i aparaturę pomiarową: — rury zestali austenitycznej, z gatunku l H18N l OT ciągnione według schematu 19 x l ,2 —» 16 x l ,06, — ciągadła z węglików spiekanych z gatunku G10 i oprawy stalowej, o kątach połówkowych: a = 12°, a = 16° i średnicy D = 16 mm,

Dr inż. Krzysztof Żabo, prof. dr hab. inż. Antoni Pasierb — Akademia Górniczo-Hutnicza. Wydział Metali Nieżelaznych. Kraków.

287

— trzpienie swobodne z węglików spiekanych z gatunku G10. Geometrię korków swobodnych dostosowano do współczynników wydłużenia: — na średnicy A.D = 1,19, — na grubości ścianki Kg = 1,13, — całkowite Xc = 1,34, — przyrząd Form Talysurf do pomiaru chropowatości wzdłużnej powierzchni zewnętrznej i wewnętrznej rur przed i po ciągnieniu oraz owalizacji i chropowatości narzędzi ciągarskich. Zastosowanie materiałów na narzędzia ciągarskie (ciągadła, korki) z węglików wolframu, charakteryzujących się bardzo wysoką twardością, niską ścieralnością oraz możliwością uzyskania wysokiej gładkości powierzchni, drogą polerowania, pozwolą na uzyskanie rur o wymaganej gładkości powierzchni po ciągnieniu, a także spowodują wzrost odporności na zużycie ciągadeł i korków. Jako środek smarny zastosowano koncentrat do ciągnienia rur i profili RATAK PZ 150 HK niemieckiej firmy Fush Oil Corp. W pracach [3, 4] przedstawiono wyniki wpływu zastosowanej

geometrii narzędzi, środków smarnych, prędkości ciągnienia oraz różnych proporcji wydłużenia wynikającego z redukcji średnicy i ścianki rury przy takim samym wydłużeniu całkowitym na pracę sił tarcia, siłę ciągnienia, temperaturę panującą w strefie odkształcenia oraz na powierzchni rury po wyjściu z ciągadła. W celu określenia wpływu parametrów procesu ciągnienia na stan i jakość powierzchni rur przeprowadzono pomiary chropowatości wzdłużnej za pomocą przyrządu Form Talysurf firmy Taylor Hobson. W trakcie pomiarów chropowatości mierzono dwa parametry, określone w normie [1], tj. Ra — średnie arytmetyczne odchylenie profilu od linii średniej oraz RZ — wysokość chropowatości według dziesięciu punktów profilu, których wartości podawane są w (im. Uzyskane średnie wartości liczbowe parametrów Ra i Rz na powierzchni zewnętrznej i wewnętrznej rur otrzymano na podstawie dzie-

Tablica l Średnia wartość chropowatości wzdłużnej powierzchni rur wsadowych Average value of the roughness of the inner and outer surface of tubes before drawing Wyszczególnienie Powierzchnia zewnętrzna Powierzchnia wewnętrzna

K. (im

*, \im

0,7 1,25

6,3 7,3 Tablica 2

Rys. l. Wartość Ra na powierzchni wewnętrznej i zewnętrznej rury dla różnych vc, a = 12°, P = 9° Fig. 1. Yalue of the roughness Ra on the inner and outer surface of tubę for different vc, a = 12°, P = 9°

Średnia wartość chropowatości wzdłużnej powierzchni rur po ciągnieniu Average value of the roughness of the inner and outer surface of tubes after drawing Kąt ciąg- Kąt korka nienia a P 0

O

Powierzchnia zewnętrzna

Powierzchnia wewnętrzna

R uma

um

t

*. um

** um

R

9

1 2 4

0,43 0,59 0,83

4,32 5,22 7,26

0,34 0,24 0,09

3,83 1,86 1,08

10

1 2 4

0,67 0,97 0,76

5,79 8,26 6,25

0,11 0,23 0,16

1,08 2,47 1,86

12

1 2 3 4 6 10

0,49 0,47 0,63 0,73 0,758

4,79 5,38 6,14 6,47 6,45

0,13 0,18 0,23 0,26 0,3

1,39 2,06 2,76 2,9 3,336

13

1 2 4

0,45 0,46 0,47

4,69 4,63 4,57

0,11 0,26 0,35

1,58 2,67 2,71

14

1 2 4

0,43 0,61 0,53

4,77 5,73 5,27

0,23 0,24 0,25

2,1 2,13 2,74

11,30

16

288

Prędkość ciągnienia v m/min

Rys. 2. Wartość Rz na powierzchni wewnętrznej i zewnętrznej rury dla różnych vc, a = 12°, P = 9° Fig. 2. Yalue of the roughness /?., on the inner and outer surface of tubę for different vc, a = 12°, P = 9° M

a=12"

p-10°

.»,« 0,4 0,Z

Rys. 3. Wartość Ra na powierzchni wewnętrznej i zewnętrznej rury dla różnych vc, a = 12°, p = 10° Fig. 3. Yalue of the roughness Ra on the inner and outer surface of tubę for different vc, a = 12°, P = 10°

sięciu powtórzeń pomiarów każdej z badanych rur. Spośród kilku możliwych do wyboru długości pomiarowych w badaniach zastosowano odcinek elementarny le = 0,8 mm oraz odcinek pomiarowy Lc = 4 mm, bez uwzględnienia innych błędów powierzchni, tj. falistości i odchyłki kształtu. Stan powierzchni rur przed ciągnieniem oraz jakość przygotowanej powierzchni narzędzi jest bardzo istotny z punktu widzenia warunków tarcia i smarowania, a także gładkości otrzymanej powierzchni, szczególnie w procesie ciągnienia na korku swobodnym. a=U° (5-10°

Z tego powodu przeprowadzono pomiary chropowatości rur wsadowych na powierzchni zewnętrznej i wewnętrznej. Średnie wielkości uzyskanych wyników pomiarów przedstawiono w tablicy l. W trakcie procesu ciągnienia różnicowano kąty stożka ciągadła w zakresie 12-5-16°, zmieniano różnicę kątów stożka ciągadła i korka w zakresie 2-5-4,5° oraz zmieniano prędkość ciągnienia w zakresie 1*10 m/min. Średnie wyniki pomiarów chropowatości wzdłużnej (Ra, RZ) powierzchni wewnętrznej i zewnętrznej rur po ciągnieniu w zależności od zmiany geometrii narzędzi oraz prędkości ciągnienia przedstawiono w tablicy 2 oraz na rysunkach 1*10. Na histogramach poniżej (rys. 11*14) przedstawiono porówct=16° 0=13"

Rys. 4. Wartość Rz na powierzchni wewnętrznej i zewnętrznej rury dla różnych vc, ot = 12°, (3 = 10° Fig. 4. Yalue of the roughness RZ on the inner and outer surface of tubę for different vc, a = 12°, P = 10°

V"6 znfrnia

Rys. 7. Wartość Ra na powierzchni wewnętrznej i zewnętrznej rury dla różnych vc, a = 16°, P = 13° Fig. 7. Yalue of roughness Ra on the inner and outer surface of tubę for different vc, a = 16°, (3 = 13°

vlO m/min

Rys. 5. Wartość Ra na powierzchni wewnętrznej i zewnętrznej rury dla różnych vc, a = 16°, p = 11°30' Fig. 5. Yalue of roughness Ra on the inner and outer surface of tubę for different vc, cc = 16°, P = 11°30'

Rys. 8. Wartość Rz na powierzchni wewnętrznej i zewnętrznej rury dla różnych vc, a = 16°, p = 13° Fig. 8. Yalue of roughness Rz on the inner and outer surface of tubę for different vc, a = 16°, p = 13°

v™6 m/min

v~! O m/min

Rys. 6. Wartość RZ na powierzchni wewnętrznej i zewnętrznej rury dla różnych vc, a = 16°, P = 11°30'

Rys. 9. Wartość Ra na powierzchni wewnętrznej i zewnętrznej rury dla różnych vc, a = 16°, p = 14°

Fig. 6. Yalue of roughness Rz on the inner and outer surface of tubę for different vc, a = 16°, (3 = 11°30'

Fig. 9. Yalue of roughness Ra on the inner and outer surface of tubę for different vc, a = 16°, p = 14°

289

• Fow. wewnętrzna 0 Pow. zewnętrzna

Rys. 10. Wartość R. na powierzchni wewnętrznej i zewnętrznej rury dla różnych vc, a = 16°, p = 14° Fig. 10. Yalue of roughness R, on the inner and outer surface of tubę for differenf vc, a = 16°, p = 14°

=16 p=14

Rys. 13. Porównawczy wykres Ra na powierzchni zewnętrznej rury dla różnych v; a i p Fig. 13. Comparative diagram of roughness Ra on the outci surface of tubę for different v; a and p

R/, urn

Rys. 11. Porównawczy wykres Ra na powierzchni wewnętrznej rury dla różnych v; a i p Fig. 11. Comparative diagram of roughness Ra on the inner surface of tubę for different v; oc and p

Rys. 14. Porównawczy wykres R, na powierzchni zewnętrznej rury dla różnych v; a i p Fig. 14. Comparative diagram of roughness Rz on the outer surface of tubę for different v; a and P

a=16 p=14

Rys. 12. Porównawczy wykres R7 na powierzchni wewnętrznej rury dla różnych v; a i P Fig. 12. Comparative diagram of roughness Rz on the inner surface of tubę for different v; a and p nawcze wyniki badań chropowatości wzdłużnej powierzchni wewnętrznej i zewnętrznej rur po ciągnieniu. Stan powierzchni narzędzi po ciągnieniu Badania doświadczalne procesu ciągnienia rur na korku swobod-

290

Rys. 15. Przykładowy pomiar owalizacji i nierówności powierzchni ciągadła po ciągnieniu Fig. 15. Measurement of circular and irregularity of die surface after drawing

Tablica 3 Wartość Ra na powierzchni korków po ciągnieniu Value of roughness on surface of floating plugs after drawing Kąt korka P o

Chropowatość wzdłużna Ra, um

9

10

11°30'

13

14

0,0813

0,077

0,05302

0,0843

0,0532

nym ze stali austenitycznej 1H18N10T potwierdziły istotny wpływ parametrów prowadzenia procesu na stan powierzchni wewnętrznej i zewnętrznej otrzymanych wyrobów. Zatem bardzo ważnym elementem wpływającym na przebieg procesu jest dobór odpowiednich materiałów na narzędzia (ciągadeł i korków) stosowanych w trakcie ciągnienia. Ocena stanu powierzchni narzędzi po ciągnieniu świadczy o właściwym doborze materiałów na narzędzia oraz środków smarnych. Zarówno ciągadła, jak i korki, mają w większości przypadków powierzchnię błyszczącą, bez porysowali, zadrapań i nalepionego materiału. Za pomocą przyrządów firmy Talyor Hobson zbadano owalizację i chropowatość ciągadeł oraz korków po ciągnieniu. Na powierzchni ciągadła o kącie a = 16° nie zanotowano żadnych śladów zadrapań czy porysowań. Natomiast na powierzchni ciągadła o kącie a = 12° powstał liniowy defekt uwidoczniony w postaci charakterystycznego piku na rysunku 15. Poza tym po wierzchni a jest gładka, a ciągadło zachowało swój pierwotny kształt. W tablicy 3 zamieszczono wyniki pomiarów chropowatości wzdłużnej powierzchni korków po ciągnieniu, Podsumowanie i wnioski Badania chropowatości wzdłużnej rur po ciągnieniu potwierdziły znaczny wpływ parametrów prowadzenia procesu oraz przygotowania powierzchni narzędzi na stan powierzchni wewnętrznej i zewnętrznej rur. Z przeprowadzonych badań wynikają następujące spostrzeżenia: — po procesie ciągnienia nastąpił zdecydowany wzrost gładkości

nej —

—

—

—

powierzchni (szczególnie wewnętrznej) rur w stosunku do gładkości powierzchni rur wsadowych. Dla rur wsadowych chropowatość powierzchni wewnętrznej wynosiła Ra = 1,25 |J.m, natomiast powierzchni zewnętrznej Ra = 0,7 |im. Po ciągnieniu zaś chropowatość powierzchni rur mieściła się w granicach: — Ra = 0,43-^0,93 |im dla powierzchni zewnętrznej rur, — Ra = 0,09-K),35 (im dla powierzchni wewnętrznej rur. Nastąpiło więc obniżenie chropowatości powierzchni wewnętrzrur po ciągnieniu o jeden rząd wielkości: przy zastosowaniu kąta ciągadła a = 16° i korka P = 11°30', 13° i 14°, wraz ze wzrostem prędkości ciągnienia, następuje wzrost chropowatości powierzchni wewnętrznej rur, świadczący o poprawie warunków smarowania i zwiększeniu grubości filmu smarnego; dla kąta ciągadła a = 12° i korka P = 9° wraz ze wzrostem prędkości ciągnienia maleje chropowatość powierzchni wewnętrznej rur, co świadczy o występowaniu zjawiska tarcia granicznego, powodującego ścinanie wierzchołków na wewnętrznej powierzchni rury prowadząc w konsekwencji do wzrostu jej gładkości; ciągnienie rur na korku swobodnym zdecydowanie poprawia chropowatość powierzchni wewnętrznej rur w stosunku do ciągnienia rur na pusto, w którym obwodowe naprężenia ściskające sprzyjają wzrostowi chropowatości na wewnętrznej powierzchni. Kontakt wewnętrznej powierzchni rury z korkiem swobodnym prowadzi do radykalnej poprawy chropowatości; można wysunąć tezę, potwierdzoną oscylogramami, że wzrost prędkości oraz kąta ci ągadła powiększa efekt hydrodynamicznego ciągnienia, co skutkuje obniżeniem współczynnika tarcia głównie na wewnętrznej powierzchni rury [3, 4]. Literatura

1. Polska Norma PN-87/M-04250. Warstwa wierzchnia. Terminologia. 2. Gierzyńska M.: Tarcie, zużycie i smarowanie w obróbce plastycznej metali. WN-T, Warszawa. 1983. 3. Pasierb A., Żaba K.: Praca sil tarcia zewnętrznego — główne kryterium optymalizacji procesu ciągnienia rur na korku swobodnym. Rudy Metale 2002, nr lO-ll.s.492, 4. Żaba K: Praca sil tarcia jako kryterium optymalizacji procesu ciągnienia rur na korku swobodnym. Pr. doktorska, AGH, Kraków, 2002 [niepublik.].

ZAPRASZAMY DO REKLAMOWANIA SWOICH WYROBÓW NA NASZYCH ŁAMACH Redakcja RUDY I METALE NIEŻELAZNE przyjmuje odpłatnie wszelkie ogłoszenia i informacje na temat górniczo-hutniczego przemysłu metali nieżelaznych oraz innych podmiotów gospodarki zainteresowanych produkcją i handlem wyrobami z metali nieżelaznych, a także o organizowaniu narad, sympozjów i zjazdów. Podajemy nasz adres: Redakcja czasopisma Rudy i Metale Nieżelazne, 40-019 Katowice, ul. Krasińskiego 13, skr. poczt. 221, tel./fax (0-prefix-32) 256-17-77

291

AMJMIMHJM f V

ALUMINIUM PROCESSING Redaktor odpowiedzialny: dr hab. inż. WOJCIECH LIBURA, prof. nzw. Rudy Metale R 49 2004 nr 6 UKD 621.315.1:669.715:669/462

TADEUSZ KNYCH ANDRZEJ MAMALA BEATA SMYRAK

PRZEWODOWE STOPY NA BAZIE ALUMINIUM Przedstawiono stopy na bazie aluminium przeznaczone na przewody elektroenergetyczne. Materiały te zestawiono w dwóch grupach: stopy klasyczne z grup AlMgSi, AlCuMg, AlMg, AlFe oraz nowoczesne odporne cieplnie stopy z grupy AIZr.

ALUMINIUM ALLOYS FOR ELECTRICAL POWER SYSTEMS The history of overhead electrical power engineering started in 1882 in Germany, where the first DC linę was built. Traditionally, considering material properties, the basie material for conductors was, andstillis, copper. The first conductors were madę ofthis metal. At the beginning of the 20 century copper became a strategie material and therefore, aluminium started to be used in electrical power systems. Aluminium, although known sińce 1825, was not attractive for 191 century electrical power engineering because ofits high price. With the development of modern methodsfor its winning it has become competitive with other commonly usedmetallic elements. However, despite its morę advantageous conductivity-to-density ratio compared to that of copper (which is important index in overhead linę conductors), aluminium conductors for overhead lines had to be steel-reinforced due to their Iow mechanical properties. In the first solutions in thisfield, the whole mechanical load was carried by a steel córę, whereas aluminium layerwas conducting electricity. This resulted in high effort of the córę material andgreat sags of such conductors. Therefore, morę economic approach aimedto reduce heightofthe supporting constructions was implemented, leading to the development of steel-aluminium conductors, which are now well known and commonly used. This solution is based on application ofcold-drawn aluminium which, besides conducting electric current, takes overapart of mechanical load, whereas high strength steel wires making up a córę take over the remaining portion of a tension. However, bimetallic conductors create a number of exploitation problems resulting from different physical properties of the constituent materials, high mass of a conductor, presence of ferromagnetic material, corrosion risk, and others. These problems have become an inspiration for the development of homogeneous conductors. Such conductors are sometimes madę of aluminium, copper and steel, but because ofmany shortages such as insufficient mechanical strength (aluminium), high mass and price (copper), and high losses (steel), their mass application appeared to be impossible. The only economically and technically justified solution are aluminium alloys based homogeneous conductors, so called alloyed conductors. The first electricity linę of that kind was built in France in 1928. The world-wide interest in this group of conductors dates back to the middle of the 2(f century, when the dynamie industrial development resulted in considerable demandfor energy, and technologies for fabrication and processing of the aluminium alloys for conductors were sufficiently mastered. The current trends in the field of overhead electric power systems in reference to the materials for the conductors include: improvement of aluminium alloys designedfor conductors, development ofcomposite cores aimed to replace steel in bimetallic conductors, and general improvement of the mechanical, electric and operating properties of the conductors. Wprowadzenie Historia elektroenergetyki napowietrznej sięga 1882 r., kiedy to w Niemczech zbudowano pierwszą linię prądu stałego. Tradycyjnie,

ze względu na własności materiałowe podstawowym materiałem przewodowym była od początku i jest nadal miedź. Z tego też metalu wykonywano pierwsze przewody. Jednakże na początku XX wieku miedź stała się materiałem strategicznym i w elektroenergetyce na-

Dr hab inż. Tadeusz Knych, dr inż. Andrzej Mamala, mgr inż. Beata Smyrak — Akademia Górniczo-Hutnicza, Kraków.

292

powietrznej zaczęto wykorzystywać aluminium. Metal ten, chociaż znany od 1825 r., ze względu na wysoką cenę nie był dla XIX-wiecznej elektroenergetyki atrakcyjny. Dopiero opracowanie współczesnych metod jego pozyskiwania sprawiło, że stał się on konkurencją dla innych stosowanych powszechnie w technice pierwiastków metalicznych. Samo aluminium, pomimo korzystniejszego niż w przypadku miedzi stosunku przewodności do gęstości (co ma znaczenie w przewodach linii napowietrznych), z uwagi na niski poziom własności mechanicznych wymagało, przy wykorzystaniu na przewody napowietrzne, zastosowania rdzenia nośnego. W pierwszych rozwiązaniach togo typu całe obciążenie mechaniczne przenosił rdzeń stalowy, zaś warstwa aluminiowa spełniała jedynie zadania elektryczne. Przekładało się to jednak na wysokie wytężenie rdzenia oraz duże zwisy takich przewodów. Podejście ekonomiczne zmierzające do obniżenia wysokości konstrukcji wsporczych doprowadziło do opracowania znanych i powszechnie stosowanych do dnia dzisiejszego przewodów stalowo-aluminiowych, gdzie wykorzystuje się ciągnione na zimno aluminium, które oprócz przewodzenia prądu przenosi również część obciążeń mechanicznych oraz wysokowytrzymałe druty stalowe stanowiące rdzeń przenoszący pozostałą część naciągu. Przewody bimetalowe generują jednak szereg problemów eksploatacyjnych wynikających z różnicy własności fizycznych materiałów składowych, wysokiej masy przewodu, obecności materiału ferromagnetycznego, ryzyka korozji i in. Powyższe problemy stały się inspiracją dla opracowania przewodów jednorodnych. Przewody takie wykonuje się okazjonalnie z aluminium, miedzi, stali, jednakże z uwagi na szereg mankamentów, takich jak niewystarczająca wytrzymałość mechaniczna (aluminium), wysoki ciężar i cena (miedź), duże straty (stal) ich zastosowanie na masową skalę jest niemożliwe. Jedynym sensownym ekonomicznie i technicznie rozwiązaniem są przewody jednorodne bazujące na stopach aluminium, tzw. przewody stopowe. Pierwsza linia tego typu powstała we Francji w 1928 r. Światowe zainteresowanie tą grupą przewodów datuje się jednak na połowę XX w., kiedy dynamiczny rozwój przemysłu zaowocował obiektywnym zwiększeniem zapotrzebowania na energię z jednej strony, a dopracowaniem technologii wytwarzania i przetwarzania przewodowych stopów aluminium z drugiej strony. Obecne trendy w elektroenergetyce napowietrznej, w obrębie materiałów przewodowych, obejmują m.in. doskonalenie stopów aluminium na cele przewodowe, opracowywanie rdzeni kompozytowych w miejsce stali w przewodach bimetalowych oraz ogólną poprawę własności mechanicznych, elektrycznych i eksploatacyjnych przewodów. Klasyczne przewodowe stopy aluminium Wprowadzenie do czystego aluminium innych pierwiastków skutkuje nieodzownie pogorszeniem własności elektrycznych takiego materiału, lecz równocześnie oferuje możliwość poprawy własności mechanicznych. Na rysunku l przedstawiono wpływ podstawowych dodatków na własności elektryczne aluminium [1], Niektóre z tych pierwiastków towarzyszą aluminium jako naturalne zanieczyszczenia metalu, inne wprowadza się celowo, by uzyskać założony efekt strukturalny. Przedstawione zależności mają oczywiście jedynie charakter poglądowy, bowiem w praktyce mamy na ogół do czynienia z wieloma dodatkami równocześnie, tak że zachodzić mogą między nimi interakcje, więc ich wpływ na pogorszenie własności elektrycznych może być odmienny. W tablicy l zestawiono składy chemiczne popularnych materiałów przewodowych na bazie aluminium. Zastosowanie stopów aluminium na cele przewodowe podzielić można na dwie grupy: wysokowytrzymałe stopy o bardzo dobrej przewodności na przewody wysokiego napięcia oraz przewodowe stopy o niższych wymaganiach na mniej odpowiedzialne zastosowania, np. przewody średniego czy niskiego napięcia, gdzie nie wymaga się tak wysokich własności mechanicznych. Co oczywiste, od stopów przewodowych obok odpowiedniej wytrzymałości na rozciąganie, przewodności elektrycznej i plastyczności wymaga się ponadto odporności na peł-

02

0,4

0,6

0,8 %

Zawartość dodatku

Rys. 1. Zależność przewodności aluminium w funkcji ilości i rodzaju dodatków [1] Fig.l. Dependence of aluminum's conductivity in a function of the amount and kinds of components [1] Tablica l Zawartość dodatków stopowych w popularnych przewodowych stopach aluminium [2,3,41 The amount of steel addings in popular eonductor's aluminium alloys [2,3,4] Gatunek stopu 1350(EC) 1370

5005 6101 6201 8017 X8030 CM71 CK74 CK76 Triple-E 1350A 6101B 6101A 1120 6201A A-GS/L/55 (6101) A-GS/L/66 (6101) A-GS/L/76 (6201) A4/L A4-G/L Ductalex Almhoflex

Zawartość dodatków

Kraj

Si USA USA USA USA

Mg

Fe

Cu

0,40 0,05 — 0,02 0,25 0,02 0,50*1,10 0,70 0,20 0,35*0,80 0,50 0,10 USA 0,30*0,70 0,60*0,90 0,50 0,10 USA 0,50*0,90 0,01*0,5 0,55*0,8 0,1*0,2 USA 0,02 0,3*0,8 0,15*0,3 0,1 USA 0,4 0,15 0,1 0,1 0,1 USA 0,86 0,02 0,1 USA 0,15 0,75 0,05 0,1 0,1 0,6 USA 0,02 0,02 Niemcy 0,25 0,05 0,40 0,02 Niemcy 0,30*0,60 0,35*0,60 0,10*0,30 0,05 W.Bry tania 0,30*0,70 0,40*0,90 0,40 0,05 0,10 0,20 0,40 Australia 0,05*0,035 Australia 0,50*0,70 0,60*0,90 0,50 0,04

0,10 0,10 0,30

Francja

0,38*0,56 0,41*0,55

0,32

0,035

Francja

0,44*0,62 0,48*0,60

0,32

0,035

Francja

0,45*0,65 0,55*0,8

0,32

0,035

Francja Francja Szwecja Włochy

0,1*0,2 0,09 0,04 0,2*0,5

0,02 0,1*0,22 0,05 0,05

0,5*0,85 0,5*0,85 0,15 0,3*1

0,02 0,02

0,2

0,05

293

zanie, zmęczenie, korozję i działanie temperatur towarzyszących eksploatacji przewodu oraz odpowiednich własności fizycznych. Najpopularniejszą grupą przewodowych stopów aluminium są utwardzalne wydzieleniowo stopy z grupy AlMgSi [5]. To właśnie z takiego materiału powstała pierwsza na świecie, wspomniana wyżej, linia napowietrzna z przewodami stopowymi [6]. Stopy z tej grupy są obecnie stosowane powszechnie we wszystkich krajach wysoko rozwiniętych, w tym również w Polsce. W zależności od ilości dodatków magnezu i krzemu materiały z tej grupy zyskały różne nazwy tradycyjne w różnych krajach, np. almemec, aldrey, anticorodal, E-AlMgSi, 6201, 6101, A159 i in. Sukces tej grupy stopów wynika z ich dużej uniwersalności, bowiem nawet z materiału o ściśle określonym składzie chemicznym poprzez dobór właściwej technologii przetwarzania uzyskać można dużą zmienność parametrów końcowych i w zależności od potrzeb wykorzystać na cele wysokiego, średniego czy niskiego napięcia. Drugą grupą stopów przewodowych są stopy AlCuMg. Najpopularniejsze z nich znane są pod nazwami ductalex, CM71,1120 [7]. W zależności od zawartości dodatków stopy te mogą podlegać obróbce cieplno-mechanicznej, bądź też być ciągnione wprost na średnicę gotową — tak więc można z nich wykonywać najtrudniejsze technologicznie przewody wysokich napięć, jak i mniej odpowiedzialne przewody niższych napięć. Cieszą się one wielką popularnością w Australii i krajach skandynawskich. W Stanach Zjednoczonych opracowano w latach pięćdziesiątych XX wieku przewodowe stopy z grupy AlMg. Najpopularniejszy z nich to stop 5005 [8]. Z założenia jest to uniwersalny, tani w produkcji materiał przewodowy. Materiał ten przetwarzany jest analoTablica 2 Normowane własności drutów ze stopów AlMgSi [10] Standardized properties of alloyed wires AlMgSi [10]

Km MPa

Typ drutu

315-325 295 340 295 250

A B S EHC A159

250 %

P nQ.m

3 3,5 5 3 3

32,84 32,53 32,23 30,50 29,30

A

gicznie jak klasyczne aluminium. Przewody ze stopu 5005 pracują bezawaryjnie od ponad 50 lat, co dowodzi jego zalet, mimo to stopy przewodowe tej grupy nie cieszą się większym zainteresowaniem w Europie z uwagi na niższy poziom własności wytrzymałościowych niż w stopach AlMgSi, czy AlCuMg. Podobne materiały wprowadzono na szerszą skalę np. na Węgrzech w latach siedemdziesiątych. Kolejna grupa przewodowych stopów aluminium to stopy z grupy AlFe, często wzbogacone również innymi dodatkami np. Mg, Si czy Cu [9]. Najbardziej znane stopy tego typu to amerykański Triple-E czy CK74, włoski almhoflex. Stopy te cechują się wyższymi niż czyste aluminium własnościami mechanicznymi, lecz równocześnie istotnie gorszą przewodnością elektryczną. Stosowane są w liniach, gdzie przeważa dbałość o trwałość mechaniczną układu niż o straty energii, czyli w mniej obciążonych liniach średnich i niskich napięć. Pomimo rozległych badań nad tymi stopami w latach siedemdziesiątych, nie znalazły one szerokiego zastosowania w elektroenergetyce napowietrznej, natomiast są z powodzeniem stosowane np. we Francji w liniach telefonicznych. Nowe tendencje w dziedzinie przewodowych stopów aluminium Jak wspomniano wcześniej najpopularniejszą grupę przewodowych stopów aluminium stanowią stopy AlMgSi. Na tych właśnie materiałach koncentruje się wysiłek badawczy wiodących ośrodków naukowych na świecie. W ostatnim czasie wypracowano nowe alternatywne ścieżki technologiczne przetwarzania ww. materiałów, umożliwiające uzyskanie szczególnie atrakcyjnego zespołu własności końcowych. Klasyczne wymagania dotyczące drutów ze stopów AlMgSi utożsamić można z dwoma typami drutów A i B wg specyfikacji IEC. Rozwój technologii doprowadził do ustalenia nowych standardów w tej dziedzinie, np. drutu typu EHC, czy typu 5 (typ S wg specyfikacji PSE obowiązuje w Polsce; zespół własności jest jednak podobny do osiągnięć innych czołowych producentów przewodów, np. Lamitref czy Nexans). Własności wspomnianych wyżej drutów zamieszczono w tablicy 2. Ponadto prowadzi się badania nad modyfikowaniem struktury stopów AlMgSi pierwiastkami, takimi jak Sr, Ce, i in. w celu poprawy własności elektrycznych, mechanicznych, czy technologicznych [11]. Szczególnie ważnym zagadnieniem jest odporność cieplna materiałów przewodowych. Problem ten jest obecnie jednym z bardziej aktualnych zagadnień badawczych wobec rosnących gęstości przesyłanych prądów, generujących istotnie wyższe temperatury przeTablica 3

Przewodowe stopy AlZr z różnymi dodatkami opatentowane w Japonii, gwarantujące wysoką odporność cieplną Conductor's alloys AlZr with yarious components designed in Japan, guaranteeing high thermal resistance

Patent

Zr

Si

Fe

JP7207392 JP7054110 JP6 158246 JP6 1243459 JP61238944 JP61283945 JP6 1023752 JP60 145364 JP60131956 JP60052564 JP60029456 JP60024357 JP59 107067 JP59083752 JP582 17666 JP58087236 JP57200539 JP57043971 JP57035670

0,2-0,5 0,25-0,45 0,15-0,4 0,005-0,5 0,01-0,2 0,15-0,8 0,15-0,6 0,3-0,8 0,2-0,5 0,1-1 0,1-0,8 0,1-0,8 0,15-0,8 0,1-0,5 0,01-0,2 0,15-0,8 0,004^-0,05 0,01-0,8 0,1-0,16

0,03-0,2 0,03-0,3 0,05-0,2 <=0,07 0,04-0,25 0,04-0,3 0,04-0,3 0,04-0,3

0,08-0,3 0,08-0,3 0,1-0,5 0,05-0,2 0.05-0,3 0,05-0,6 0,05-0,4 0,05-0,4 0,05-0,4

0,05-0,8 0,04-0,5 0,04-0,5 0,05-0.5 0,03-0,3 0,04-0,3 <0,07 0,03-H),3 0,04-K),1

0,07-0,8 0,05-0,8 0,05-0.8 0,05-0.5 0,07-0.8 0,05-0,6 0,05-0,2 0,05-0,8 0,08-0,2

294

Cu

Sr

Ti

Ni

Mg

Sb

0,005-0,1 0,005-0,05 0,01-0,05

0,005-0,5 0,002-0,5

Li

0,005-0.05 0,01-0,8

0,04-0,3 0.01-0,8 0,005*0,5

Be

0,005-0,01 0,005-0.5

0,005-0,5 0,002-0,5

0,001-0,1

Tablica 4 Własności odpornych cieplnie przewodowych stopów AlZr na przykładzie drutu § 4,5 mm [15] Properties of thermally resistant conductor's alloys AlZr on the example of a wire 4.5 mm Materiał

Al

58 TAI 60 TAI AUTA1 XTA1 KTA1 ZTA1

R*

MPa

4 "200 %

P n£2m

°c

160 160 160 160 160 225 160

2 2 2 2 2 2 2

28,26 29,73 28,74 30,25 29,73 31,35 28,74

90 150 150 200 230 150 210

max

wodów. Pierwsze badania w tej dziedzinie prowadzono na stopach AlFe. posiadających z natury wysoką odporność cieplną. Stop Super T z dodatkiem Co do stopu AlFe [12] cechował się szczególnie zadowalającą odpornością cieplną, jednak mało elastyczna technologia jego wytwarzania oraz zespół uzyskanych własności mechanicznych i elektrycznych sprawiły, że nie cieszy się on powszechnym zainteresowaniem. Podobne badania prowadzono dla stopu AlNi, jednak bez większych sukcesów. Zainteresowanie problemem zwróciło uwagę badaczy na stopy z grupy AlZr. Te właśnie stopy wraz z różnymi dodatkami zostały gruntownie przebadane w Japonii (tabl. 3) i posłużyły do opracowania nowej generacji przewodów napowietrznych wysokiego napięcia, tzw. Przewodów HTLS. Są to na ogół konstrukcję bimetalowe, w których miejsce aluminium zajęły właśnie odporne cieplnie stopy AlZr [12-5-14]. Obecność rdzenia nośnego sprawia, że nie wymaga się od tych materiałów wygórowanych własności mechanicznych, ajedynie możliwie wysokiej przewodności i zadowalającej stabilności własności podczas długofalowej ekspozycji na działanie podwyższonych temperatur. Inne podejście to dodatki Zr do klasycznych istniejących już stopów przewodowych w celu nadania im odpowiedniej odporności na działanie temperatury. Taki materiał posiada istotnie wyższe własności mechaniczne umożliwiające wytworzenie przewodu jednorodnego. Własności mechaniczne i elektryczne oraz dopuszczalne temperatury pracy długotrwałej najpopularniejszych stopów AlZr przedstawiono w tablicy 4. Jak wynika z danych przedstawionych w tablicy wytrzymałość omawianych materiałów jest zbliżona do czystego aluminium

Podsumowanie Stosowane w elektroenergetyce napowietrznej przewodowe stopy aluminium cechują się bardzo dużą różnorodnością składów chemicznych, co wynika z różnorodności ich szczegółowych zastosowań oraz warunków, w jakich są eksploatowane. Zróżnicowanie to wynika ponadto z tradycji wytwórczych poszczególnych krajów oraz panującej w nich odmiennej normalizacji i oryginalności systemów energetycznych. Chociaż materiały te są obecne na rynku od ponad 70 lat, to obserwuje się ich ciągły rozwój. Ta swoista ewolucja materiałów przewodowych posiada charakter cykliczny wynikający z okresowej przypadającej raz na ok. 20-*30 lat potrzeby modernizacji systemu energetycznego. Literatura 1. LangerwergerJ.: Die elektrischen Eigenschaften von Aluminium und Aluminiumlegierungen. Revue Suisse de rAluminium 1974 nr 3, s. 85*99. 2. Alloy Designation Aluminum Association. 3 Kutner F.: Leiwerkstoffe aus aluminium. Aluminium 1980, nr 2, s. 165-168, Aluminium 1980, nr 3, s. 230*233, Aluminium 1980, nr 4, s. 294*297, Aluminium 1980, nr 5, s. 351*353. 4. DevelayR.: Progres metalurgiques recents dans le domaine des alliages d'alurninium corroyes. Materiaux et Techniques. 1980, nr 4*5, s. 121*125. 5. Quey F. J.: Generalisation de 1'emploi de 1'almelec par Electricite de France. Revue de l'Aluminium 1972, nr 12, s. 966*980. 6. Bonmarin J., AdenisD.: Etude des phenomenes de precipitaion dans un aliage aluminium-magnesium-silicium pour appliation electriąues (ALMELEC). Memories Scientifiąues Rev. Metallurg. 1969, nr 12, s. 895*906. 7. Barber K. W., Ka/laghan K. J.: Improved overhead linę conductors using Aluminium alloy 1120. IEEE PWRD 1995, nr 1. s. 403*409. 8. Adatns H. W.: Design of Overhead Lines with 5005Aluminum Alloy Conductors. AIEE 1959, nr 12, s. 1290*1297. 9. Westerlund R. W.: Effect of Composition and Fabrication Practice on Resistance to Annealing and Creep of Aluminum Conductor Alloys. Metallurgical Trans. 1974, nr 3, s. 667*671. 10. Knych T., Mamala A., Nowak S.: Analiza wymagań stawianych drutom i przewodom z aluminium i ze stopów AlMgSi. Rudy Metale 2003, nr 8, s. 375*392. \\.MulazimogluM.H., GruzelskiJ.E.. ChssetB.,DelomelJ. C.:Effects of strontium on the properties of 6201 electrical conductor alloy. Aluminium 1996, nr 2, s. 172*176. 12. IrcibarR., Pampillo C., Chia H.: Metallurgical Aspects of Aluminum Alloys for Electrical Appliations. 13. Douglass D.: Maximize Use of Existing Route. Transmission & Distribution World, 2002, nr 1. 14. Heat-Resistant Aluminium Alloy. Furukawa Technical Newsletter 1999, nr 3.

15. Sasaki S.. Takebe T.. Miyazaki K., Yakota M.. Sato K.. Yoshida S.. Matsubara I.: ZTACIR-New Extra-Heat Resistant Galvanized Invar-Reinforced Aluminum Alloy Conductor. Sumitomo Electric Tech. Rev. 1985, nr 24, s. 117*123.

Szanowni Czytelnicy Zapraszamy do zaprenumerowania naszego czasopisma, w którym znajdziecie Państwo informację o aktualnych nowościach z dziedziny przemysłu metali nieżelaznych. Warunki prenumeraty na 2004 r. znajdują się na II stronie okładki. Redakcja

295

POWDER METALLURGY Redaktor o d p o w i e d z i a l n y : prof. zw. dr inż. S T A N I S Ł A W S T O L A R Z n / f A / ^ T C T O T T t i-\-n r c vi

Rudy Metale R 49 2004 nr 6

nKnKM669.14.018.29:621.762.5:669.15*74:622.785 t A m K oo.fiTi 7ftUKD

MACIEJ SUŁOWSKI

BADANIA DYLATOMETRYCZNE PROCESU SPIEKANIA KONSTRUKCYJNYCH STALI MANGANOWYCH Spiekaniu w dylatometrze w atmosferze czystego wodoru o punkcie rosy poniżej -60 °C poddane zostały kształtki zawierające, oprócz Żelaza, 3 % i 4 % mas. manganu oraz 0,8% mas. węgla dodanego w postaci grafitu. Ksztaltki do badań wykonano stosując proszki żelaza NC 100.24 oraz ABC 100.30 jako podstawowe skladniki mieszanek proszków, do których wprowadzono mangan w postaci żelazostopu. Stosowano niezależnie trzy rodzaje proszków żelazomanganu, przy czym dwa pochodziły Z zakładów ELKEM Manganese Sauda z Norwegii, trzeci zaś został wytworzony w Zakładach Metalurgicznych TRZEBINIA. Celem niniejszych badań było określenie wpływu rodzaju proszków żelaza i żelazomanganu oraz temperatury spiekania izotermicznego na zmiany wymiarowe towarzyszące spiekaniu stali manganowych. Rejestracja tych zmian odbywała się przy użyciu metody dylatometrycznej. Do interpretacji wyników wykorzystano wzorce, za które wybrano zmiany wymiarowe związane ze spiekaniem kształtek wykonanych z czystego proszku żelaza NC 100.24.

DILATOMETRIC STUDY OF THE PROCESS OF SINTERING CONSTRUCTIONAL MANGANESE STEELS The prof ileś containing, besides iron, 3 mass % and4mass % Mn and 0.8 mass % carbon added in a form ofgraphite were subjected to sintering in a dilatometer in the atmosphere ofpure hydrogen of a dew point below -60 °C. They were fabricated from the NC 100.24 and ABC 100.30 iron powders as the main components ofpowder mixtures, into which manganese was introducedin a form offerroalloys. Three types of ferromanganese powders were used— two ofthem were suppliedfrom the ELKEM Manganese Sauda plant in Norway, and the third was fabricated at the TRZEBINIA Metallurgical Works. This study was aimed to determine an effect of a type ofiron powders andferromanganese powders, and of a temperaturę of isotherinal sintering, on the changes ofmaterial dimensions during manganese steel sintering. These changes were measured by means of dilatometric techniąue. Analysis of the results obtained was madę taking dimensional changes observed during sintering profdesfrom the NC 100.24 pure iron powder as the reference data. Wstęp Podstawowym pierwiastkiem stopowym w spiekanych stalach stopowych jest nikiel. Jednak z uwagi na jego silne działanie rakotwórcze [1], a także z przyczyn ekonomicznych, podejmowane są próby zastąpienia tego pierwiastka w spiekanych stalach np. mańganem [2]. Zasadnicze trudnos'ci, które należy pokonać podczas wytwarzania spiekanych stali manganowych, to wysokie powinowactwo manganu do tlenu oraz wysoka prężność par tego pierwiastka w temperaturze spiekania [3-4]. Możliwością ograniczenia problemów związanych z wytwarzaniem tych stali jest wprowadzanie

manganu nie w postaci wolnego pierwiastka, lecz jako żelazostopu, co w znacznej mierze przyczynia się do obniżenia kosztów produkcji [5-8]. Dodatkowym problemem podczas wytwarzania spiekanych stali manganowych jest również zła zgęszczalność mieszanki zawierającej żelazomangan. Z uwagi na powyższe problemy, produkcja stali manganowych wymaga starannego doboru odpowiednich warunków wytwarzania, Realizację tego zadania umożliwia zastosowanie specjalnych atmosfer spiekania w warunkach przemysłowych lub zwiększenie temperatury spiekania przy wykorzystaniu atmosfer na ogół stosowanych w przemyśle [9-10].

Dr inż. Maciej Sutowski — Akademia Górniczo-Hutnicza, Wydział Metalurgii i Inżynierii Materiałowej, Kraków.

296

Proszki wyjściowe zastosowane do badań Do wytworzenia spiekanych stali manganowych wykorzystano następujące rodzaje proszków wyjściowych: — handlowe proszki żelaza: — wytwarzany metodą redukcji proszek żelaza Hóganas typu NC 100.24, — wytwarzany metodą rozpylania proszek żelaza Hóganas typu ABC 100.30, — proszki żelazomanganu: — niskowęglowe proszki żelazomanganu zmielone i dostarczone przez Hutę BAILDON, a wyprodukowane w zakładach ELKEM Manganese Sauda w Norwegii, oznaczone, z uwagi na niewielkie różnice w zawartościach pierwiastków stopowych, jako ELKEM l i ELKEM II, — wysokowęglowy proszek żelazomanganu wytworzony w Zakładach Metalurgicznych TRZEBINIA z żelazomanganu otrzymanego z Huty Pokój, oznaczony HP III, — handlowy proszek grafitu C-UF, dostarczony przez firmę Hóganas typu „ultra fine". W tablicy l przedstawiony został skład chemiczny proszków wykorzystanych do badań. Warunki przygotowania próbek do badań dylatometrycznych W celu określenia zmian zachodzących w kształtkach podczas spiekania sporządzone zostały następujące mieszanki proszków wyjściowych: — żelaza NC 100.24 i żelazomanganu ELKEM I, — żelaza NC 100.24 i żelazomanganu ELKEM II, o zawartości 3 % masowych manganu oraz — żelaza NC 100.24 i żelazomanganu ELKEM I i grafitu C-UF, — żelaza NC 100.24 i żelazomanganu HP III i grafitu C-UF, o zawartości 3 % masowych i 4 % masowych manganu i stałej zawartości węgla wynoszącej 0,8 % masowych. Z wykonanych mieszanek proszków metodą prasowania jednostronnego w sztywnej matrycy przy użyciu prasy hydraulicznej ZD 10/90 sprasowano kształtki o wymiarach 4 x 4 x 15 mm. Ciśnienie prasowania wynosiło 600 MPa. Podczas prasowania nie stosowano żadnych środków poślizgowych. Wykonane wypraski poddano następnie procesowi spiekania w dylatometrze poziomym typu Netzsch 402E. Zastosowanie dylatometru pozwoliło na kontrolę procesu spiekania oraz umożliwiło określenie całkowitych zmian wymiarowych towarzyszących spiekaniu. Badania prowadzone były przy zastosowaniu następujących parametrów wytarzania: szybkość nagrzewania 10 °C/min, trzy temperatury izotermicznego spiekania wynoszące 1120, 1240 i 1300 °C, kontrolowane z dokładnością do ± l °C oraz szybkość chłodzenia wynosząca 20 °C/min. Atmosferę spiekania stanowił wodór o punkcie

rosy -60 °C. Szybkość przepływu gazu przez dylatometr wynosiła 50 cny /min. Kontrola procesu spiekania oraz rejestracja zmian zachodzących w spiekanej kształtce odbywała się z wykorzystaniem programu komputerowego sprzężonego z dylatometrem. Badania przeprowadzone zostały dwuetapowo. W części pierwszej poddano spiekaniu kształtki o zawartości 3 % mas. manganu wykonane z mieszanki proszków żelaza NC 100.24 oraz żelazomanganu ELKEM I i ELKEM II. Uzyskane wyniki W pierwszej części badań dylatometrycznych określone zostało zachowanie się kształtek wykonanych z mieszanki proszków wyjściowych żelaza NC 100.24 oraz żelazomanganu ELKEM I i II o zawartości 3 % masowych manganu, a uzyskane rezultaty porównano z wynikami zarejestrowanymi podczas spiekania kształtek wykonanych z żelaza NC 100.24. W zakresie nagrzewania do temperatury izotermicznego spiekania, kształtki wykonane z mieszanki proszków wyjściowych żelaza NC 100.24 i żelazomanganu ELKEM I oraz ELKEM II wykazują podobną rozszerzalność cieplną, uwidoczniającą się szczególnie w przypadku nagrzewania do temperatury spiekania izotermicznego wynoszącej 1120 oraz 1240 °C. W przedziale temperatur od 780 do 820 °C, na krzywych dylatometrycznych zarejestrowanych podczas spiekania proszku czystego żelaza NC 100.24, obserwuje się krótkotrwały skurcz materiału związany z przemianą alotropową Fea —> Fe„, sięgający, w przypadku nagrzewania kształtki do temperatury spiekania izotermicznego wynoszącej 1120 °C, 0,3 %, co przedstawione zostało na rysunku 1. Zakres zmian wymiarowych związanych z przemianą alotropową Fea —> Fey maleje ze wzrostem temperatury spiekania dla czystego proszku żelaza NC 100.24. Ze wzrostem temperatury izotermicznego spiekania maleją względne zmiany długości kształtek spowodowane tą przemianą. Zjawisko to wiązać można z nakładaniem się skurczu wywołanego procesem spiekania oraz skurczu wywołanego przemianą alotropową Fea -> Fer Przebieg względnych zmian długości spieków o składzie Fe-3%Mn przedstawiono na rysunkach l-s-3.

NC1002..6temllNC,002<.E)k„, j

NC ^00 24 '

Tablica Skład chemiczny proszków wyjściowych zastosowanych do badań [lfrs-12] Chemical composition of iron and ferromanganese powders [10-K12] Rodzaj proszku

Zawartość pierwiastka, % masowy Mn

NC 100.24 — ABC 100.30 HPII1 79,04 ELKEM I 89,31 ELKEM II 76,96

C <0,01 0,002 6,35 1.18 1,30

Si

N2

°2 a

— 0,67 0,41 —

0,21 0,05" 0,081 2,28" 0,1 95b

—

0,016 0,13 0,023

C'/as, t, min

Fe

99,78 99,95 reszta reszta reszta

a — strata wodorowa - - dane producenta, b — zawartość tlenu na początku badań

Rys. l. Krzywe dylatometryczne procesu spiekania kształtek wykonanych z mieszanki proszków wyjściowych żelaza NC 100.24 oraz żelazomanganu ELKEM I i ELKEM II; temperatura spiekania 1120 °C, atmosfera spiekania — 100 % obj. wodoru, punkt rosy atmosfery spiekania -60 °C Fig. l. Dilatometric curves for bars madę of iron NC 100.24, ELKEM I and ELKEM II ferromanganese powders mixture; sintering temperaturę 1120 °C, sintering atmosphere — 100 % H2, sintering atmosphere dew point -60 °C

297

Tablica 2 Względna zmiana długości i zakres temperatury przemiany w badanych spiekach Relatiye lenght changes and temperatur transformation rangę of investigated sintered bars Temperatura spiekania izotermicznego, °C Badany materiał

1120 t,°C

1240 A, %

t, °C

1300 A, %

t, °C

A, %

NC 100.24 822-951 0,3 833*952 0,28 782*951 0,21 NC 100.24 + ELKEMI 852*941 0,16 852*932 0,10 863*942 0,16 NC1 00.24 + ELKEM II 872*951 0,12 862*942 0,19 843*943 0,21 gdzie: t — temperatura przemiany, A — względna zmiana długości

przedstawiono w tablicy 2. Podczas nagrzewania proszku czystego żelaza powyżej temRys. 2. Krzywe dylatometryczne procesu spiekania kształtek peratury przemiany alotropowej Fea —> Fe , występują zmiany wywykonanych z mieszanki proszków wyjściowych żelaza miarowe spieku, związane głównie z rozszerzalnością cieplną. NC 100.24 oraz żelazomanganu ELKEM I i ELKEM II; W przypadku mieszanek zawierających mangan, po przekroczeniu temperatura spiekania 1240 °C, atmosfera spiekania— 100 % obj. temperatury przemiany, czynnikiem dominującym i decydującym wodoru, punkt rosy atmosfery spiekania -60 °C o zmianie wymiarów jest również rozszerzalność cieplna. Jednak Fig. 2. Dilatometric curves forbars madę of iron NC 100.24, w temperaturach zbliżonych do temperatury spiekania izotermiczneELKEM I and ELKEM II ferromanganese powders mixture; go następuje obniżenie szybkości przyrostu długości. Na zmiany sintering temperaturę 1240 °C, sintering atmosphere— 100 % H2, wymiarów zaczynają bowiem wpływać procesy związane z zagęszsintering atmosphere dew point -60 °C czaniem spieku. W temperaturze spiekania izotermicznego kształtki wykonane z proszku żelaza NC 100.24 wykazują niewielki skurcz, który 1400 ". w temperaturze 1300 °C nie przekracza 0,12%. Zmiany wymiarowe zarejestrowane dla kształtek wykonanych z mieszanki proszków wyjściowych żelaza NC 100.24 i żelazomanganu ELKEM I, a także żelaza NC 100.24 i żelazomanganu ELKEM II, związane są z korzystnym wpływem manganu na proces zagęszczania. W tablicy 3 przedstawiono względne zmiany wymiarów badanych spieków, zachodzących w zakresie spiekania izotermicznego. Różne zmiany wymiarowe kształtek podczas nagrzewania do temperatury izotermicznego spiekania prowadzonego w temperaturze 1120 i 1300 °C w zakresie przemiany a/y oraz podczas ich chłodzenia od temperatury spiekania spowodowane są odmiennym składem chemicznym proszku żelazomanganu, tj. zawartością manganu, węgla i tlenu. Z analizy krzywych dylatometrycznych dla zakresu spiekania izotermicznego wynika, że w badanych spiekach faza ciekła nie pojawia się lub też jest obecna w niewielkiej ilości, co nie powoduje gwałtownych zmian długości badanych kształtek. Krzywe obrazujące zmiany wymiarów są położone równolegle względem siebie Czas, T, min w zakresie spiekania izotermicznego (rys. 1*3). Obserwowane Rys. 3. Krzywe dylatometryczne procesu spiekania kształtek zmiany w zachowaniu się materiału podczas spiekania związane są wykonanych z mieszanki proszków wyjściowych żelaza prawdopodobnie z różnym składem chemicznym, a w szczególności z różną zawartością tlenu i ilością związanego węgla. Wraz NC 100.24 oraz żelazomanganu ELKEM I i ELKEM II; temperatura spiekania 1300 "C, atmosfera spiekania— 100 % obj. ze wzrostem temperatury spiekania izotermicznego następuje zmiawodoru, punkt rosy atmosfery spiekania -60 °C na we wzajemnym położeniu krzywych dylatometrycznych. Mangan tworzy z tlenem następujące tlenki: Mn9O3, MnO3, Fig. 3. Dilatometric curves for bars madę of iron NC 100.24, Mn2O7, Mn3O4 oraz MnO. Tlenki Mn3O4 i MnO istnieją powyżej ELKEM I and ELKEM II ferromanganese powders mixture; 800 °C i są redukowalne w temperaturach wyższych niż standardowe sintering temperaturę 1300 °C, sintering atmosphere— 100 % H2, temperatury spiekania [13]. Dlatego w mieszance wykonanej z proszków sintering atmosphere dew point -60 °C wyjściowych żelaza NC 100.24 oraz żelazomanganu ELKEM I, zawierającej kilkakrotnie więcej tlenu niż mieszanka proszków żelaza Podobnie zachowują się kształtki wykonane z mieszanki proNC 100.24 i żelazomanganu ELKEM II oraz charakteryzującej się szków wyjściowych żelaza NC 100.24 i żelazomanganu ELKEM I wyższą zawartością manganu, występuje zwiększona skłonność do oraz ELKEM II. Dla tych spieków zarejestrowano jednak mniejszy wzajemnego łączenia się tych dwóch pierwiastków. Maleje zatem skurcz mieszczący się w przedziale od 0,1 do 0.21 %. Przemiana ilość wolnego manganu biorącego udział w procesach związanych z zagęszczaniem materiału. Wynikiem tego są mniejsze zmiany fazowa zachodzi w tych materiałach w zakresie temperatur wynowymiarowe w zakresie nagrzewania do temperatury spiekania izoszącym od 840 do 870 °C. Względne zmiany długości oraz zakresy temperatur przemian a —> y zachodzących w badanych spiekach termicznego wynoszącej 1120 i 1240 °C. W temperaturze 1300 °C f 'zaś, T, min

298

możliwa jest redukcja powstałych tlenków manganu, co w konsekwencji prowadzi do lepszego zagęszczenia materiału (rys. 1*3). Druga cześć badań dotyczyła określenia zmian zachodzących podczas izotermicznego spiekania wyprasek wykonanych z mieszanki proszków wyjściowych żelaza NC 100.24, żelazomanganu ELKEM I i HP III oraz grafitu C-UF, co przedstawione zostało na rysunkach 4 oraz 5. Rodzaj proszku żelazomanganu ma oczywiście wpływ na proces spiekania, jak i na zakres przemiany o/y. Mangan jest pierwiastkiem austenitotwórczym, a jego obecność w spiekanej kształtce powoduje przesunięcie linii określającej maksymalną zawartość węgla w austenicie w lewo oraz obniżenie temperatury przemiany alotropowej a/y i przesunięcie tej przemiany do zakresu mniejszych zawartości węgla (do ok. 0,65 % mas.). Mangan silnie zwiększa hartowność oraz obniża temperaturę M^ i Mp zwiększając ilość austenitu szczątkowego. Wysoką hartowność stali manganowych wykorzystywać można do obróbki typu „sinter-hardening", pozwalającej na hartowanie tych stali bezpośrednio od temperatury Tablica 3 Całkowita względna zmiana długości podczas spiekania izotermicznego badanych materiałów Total relative lenght changes during isothermal sintering of inyestigated sintered bars Temperatura spiekania izotermicznego, °C Badany materiał

1120

1240

A//)r, % NC 100.24 NC 100.24 + ELKEM I NC 100.24 + ELKEM II

,„-' %

A/

0,08 0,59 0,57

0,01 0,22 0,22

1300

up„

%

0,12 0,64 0,79

gdzie: A/ — całkowita względna zmiana długości

100

L_

150

Czas. t, min

j _ j

Rys. 4. Krzywe dylatometryczne procesu spiekania kształtek wykonanych z proszków żelaza NC 100.24 i grafitu C-UF z dodatkiem 3 % masowych oraz 4 % masowych manganu pochodzącego z nisko- i wysokowęglowego proszku żelazomanganu; temperatura spiekania 1120 °C, atmosfera spiekania — 100 % obj. wodoru, punkt rosy atmosfery spiekania -60 °C Fig. 4. Dilatometric curves for bars madę of iron NC 100.24 and graphite C-UF powders mixture with addition of 3 and 4 wt.-% of manganese added in the form of Iow- or high-carbon ferromanganese; sintering temperaturę 1120 °C, sintering atmosphere — 100 % H2, sintering atmosphere dew point -60 °C

Rys. 5. Krzywe dylatometryczne procesu spiekania kształtek wykonanych z proszków żelaza NC 100.24 i grafitu C-UF z dodatkiem 3 % masowych oraz 4 % masowych manganu pochodzącego z nisko- i wysokowęglowego proszku żelazomanganu; temperatura spiekania 1300 °C, atmosfera spiekania— 100 % obj. wodoru,punkt rosy atmosfery spiekania -60 °C Fig. 5. Dilatometric curves for bars madę of iron NC 100.24 and graphite C-UF powders mixture with addition of 3 and 4 wt.-% of manganese added in the form of Iow- or high-carbon ferromanganese; sintering temperaturę 1300 °C, sintering atmosphere — 100 % H2, sintering atmosphere dew point -60 °C

spiekania. Z przeprowadzonych badań wynika, iż spiekana kształtka najpierw wykazuje liniową rozszerzalność cieplną zgodnie z liniowym współczynnikiem rozszerzalności dla żelaza a. W przedziale temperatur od 800 do 850 °C zauważa się przejściowy skurcz nagrzewanego materiału wywołany przemianą fazową a —» y. Z uwagi na obecność manganu jako pierwiastka stopowego, temperatura przemiany leży poniżej temperatury przemiany czystego żelaza. Po zakończeniu przemiany, spiekany materiał rozszerza się cieplnie w wyniku ciągle zachodzącego procesu stopowania. W zależności od rodzaju zastosowanego proszku żelazomanganu, podczas badań dylatometrycznych obserwuje się różne zachowanie spiekanego materiału. Do temperatury przemiany fazowej a —» y, spieki zawierające zarówno nisko-, jak i wysokowęglowy żelazomangan zachowują się podobnie. W zakresie wyższych temperatur, spieki zawierające wysokowęglowy żelazomangan wykazują większą całkowitą rozszerzalność cieplną. Dla próbek spiekanych izotermicznie w temperaturze 1120 i 1240 °C maksima krzywych dylatometrycznych leżą blisko linii temperatury spiekania izotermicznego, podczas którego dominują procesy przyczyniające się do pęcznienia spieku. Natomiast we wszystkich próbkach spiekanych w temperaturze 1300 °C pojawia się skurcz, który rozpoczyna się w temperaturze ok. 1240°C. Podsumowanie i analiza wyników badań Przeprowadzone eksperymenty skoncentrowane były na wyznaczeniu wpływu parametrów wytwarzania, a w szczególności rodzaju proszków żelaza i żelazomanganu wykorzystywanych do sporządzenia mieszanki oraz temperatury izotermicznego spiekania na kinetykę procesu spiekania stali manganowych. Na ich podstawie udało się ustalić następujące zależności. 1. Końcowe zmiany wymiarów spiekanych kształtek zależne SĄ od składu chemicznego żelazomanganu i temperatury spiekania izotermicznego. Zaobserwowane różnice w zachowaniu się materiału podczas

299

spiekania wiążą się z różnym składem chemicznym żelazostopu i różną ilością wolnego węgla dodanego do mieszanki proszków w postaci grafitu. Im więcej węgla i mniej tlenu w żelazomanganie oraz mniej wolnego węgla w mieszance, tym większe pęcznienie obserwuje się podczas nagrzewania. Potwierdza to wpływ wysokowęglowego żelazomanganu na zmiany wymiarowe kształtek podczas nagrzewania. Mangan rozpuszcza się w żelaznej osnowie podczas spiekania, co czyni go stabilizatorem austenitu, obniżaj ąc temperaturę przemiany fazowej a —> Y- Z uwagi na występujące podczas spiekania pęcznienie kształtek zawierających 4 % masowe manganu pochodzącego z wysokowęglowego żelazomanganu, spieki te nie są atrakcyjne z punktu widzenia technologii produkcji spiekanych części maszyn. Jak wynika z przeprowadzonych badań, całkowite zmiany wymiarów w spiekanym materiale zależą głównie od składu chemicznego żelazostopu oraz od temperatury izotermicznego spiekania. Oba te parametry mają wpływ na zmiany wymiarowe podczas wygrzewania, będącego najważniejszym etapem spiekania. Przeprowadzone badania umożliwiły ustalenie składu chemicznego mieszanki proszków wyjściowych oraz warunki procesu wytwarzania spiekanych stali manganowych pozwalające uzyskać spieki 0 dużej stabilności wymiarów. Mieszanka proszków wyjściowych powinna zawierać, oprócz żelaza, 3 % masowe manganu pochodzącego z niskowęglowego proszku żelazomanganu oraz 0,8 % masowych węgla wprowadzonego w postaci grafitu, a spiekanie izotermiczne powinno zachodzić w temperaturze nie mniejszej niż 1240 °C. 2. Zastosowanie odpowiedniego proszku żelaza ma "wpływ na własności spieczonych ksztaltek. W trakcie badań zastosowano dwa rodzaje proszku żelaza — proszek wytwarzany metodą redukcji oraz proszek rozpylany. Odmienna zawartość węgla i tlenu w proszku, a także różna morfologia wywołująca różną powierzchnię styku poszczególnych cząstek, decydowały o stopniu zagęszczania mieszanki proszków wyjściowych, a także o gęstości spieków. Mieszankę zawierającą rozpylany proszek żelaza ABC 100.30 o czterokrotnie mniejszej zawartości tlenu 1 dziesięciokrotnie mniejszej zawartości węgla, niż w proszku żelaza redukowanego, cechowała duża zgęszczalność, pozwalająca otrzymywać wypraski o gęstości od 7,3 do 7,4 Mg/m już podczas jednokrotnego prasowania. Niemniej jednak najwyższe gęstości po spiekaniu uzyskiwały spieki wykonane na bazie redukowanego, gąbczastego proszku żelaza NC 100.24. Fakt ten tłumaczyć można bardziej rozwiniętą powierzchnią cząstek wytwarzanego metodą redukcji proszku żelaza NC 100.24 Zastosowanie wmieszance zawierającej proszek żelaza redukowanego niskowęglowego proszku żelazomanganu ELKEM jako nośnika manganu, pozwoliło uzyskać zadowalającą, większą niż w przypadku pozostałych badanych stali, stabilność wymiarową spiekanych stali manganowych. Wykorzystanie rozpylanego proszku żelaza do produkcji spiekanych stali manganowych w przemysłowej temperaturze spiekania wynoszącej 1120 °C przyczynia się do pojawienia się w strukturze wydzieleń troostytu i bainityczno-martenzytycznych pierścieni wokół cząstek ferrytu, co potwierdza wyniki badań zamieszczone w pracy [14]. Przyczyną tego zjawiska jest istniejący gradient zawartości manganu. Koncentracja manganu maleje w miarę zbliżania się do środka cząstki żelaza. Węgiel pozostaje w obszarach bogatych w mangan, skutkiem czego wnętrze dużych cząstek jest ferrytyczne. Szybszą dyfuzję manganu i mniejszą niejednorodność struktury uzyskać można podczas spiekania w wyższych temperaturach, stosując jako bazowy proszek żelaza redukowanego. Podsumowanie i wnioski Celem przeprowadzonych badań była analiza kinetyki procesu spiekania konstrukcyjnych stali żelazo-mangan-węgiel otrzymanych w różnych warunkach procesu wytwarzania. Ponadto istotnym było również ustalenie najodpowiedniejszych parametrów wytwarzania

300

w warunkach przemysłowych tanich spieków ze stali manganowych. Dobór warunków i ustalenie właściwych parametrów procesu wytwarzania spiekanych stali manganowych ma swoje ekonomiczne i technologiczne uzasadnienie. Badania laboratoryjne prowadzone przy zachowaniu parametrów wytwarzania stosowanych podczas produkcji spiekanych konstrukcyjnych stali manganowych w warunkach przemysłowych, umożliwiły określenie parametrów wytwarzania, przy których możliwe stało się uzyskanie wysokich własności mechanicznych spiekanych stali manganowych w produkcji masowej. Przeprowadzone w ramach niniejszej pracy badania pozwoliły sformułować szereg wniosków: 1. Do wytwarzania konstrukcyjnych spieków żelazo-mangan-węgiel należy stosować redukowane proszki żelaza oraz niskowęglowe proszki żelazomanganu. 2. Zawartość manganu w konstrukcyjnych spiekanych stalach manganowych nie może przekraczać 3 % masowych. 3. W celu zapewnienia pożądanej struktury i odpowiednich własności wytrzymałościowych spiekanych stali manganowych należy prowadzić spiekanie wysokotemperaturowe w temperaturze 1250 °C i stosować atmosfery o punkcie rosy nie mniej szym niż -50 °C. Literatura 1. EU Carcinogen Directives 90/394/EEC and 91/322/EEC. 2. SulowsklM.: Wpływ parametrów wytwarzania na własności i strukturę spiekanych stali manganowych. Kraków 1997 [pr. magisterska]. 3. Sutowski M., Cios A.: Zastosowanie stali manganowych do produkcji spiekanych części maszyn. Mat. Konf. „Nowe Materiały — Nowe Technologie w Przemyśle Okrętowym i Maszynowym", Szczecin — Świnoujście 1998, s. 235-240. 4. Sutowski M., Cios A.: Effect of processing yariables on mechanical properties of sintered manganese steels Fe-3%Mn-0,8%C. Mat. Konf. XVth Physical Metallurgy and Materials Science Conference „Advanced Materials and Technologies", Krynica 1998, s. 1179+1182, Inżynieria Materiałowa, 1998, t. 19, nr 4 (105), s. 1179*1182. 5. Plecionka T., Michell S. C., Ciaś A., Sulowski M., Wroński A. S.: Dimensional changes during sintering of manganese-carbon steel compacts. Mat. Konf. XVth Physical Metallurgy and Materials Science Conference „Advanced Materials and Technologies". Krynica 1998, s. 1171*1174, Inżynieria Materiałowa 1998, t. 19, nr 4 (105), s. 1171*1174. 6. Klein A. N., OberackerR., ThummlerF.: High strength Si-Mn-alloyed sintered steels — Sinterability and homogenization. Powder Metallurgy International 1985,t. 17,nrl,s. 13*16. High strength Si-Mn-alloyed sintered steels — microstructure and mechanical properties. Powder Metallurgy International 1985, t. 17, nr 2, s. 71*74. 7. ŚalakA.: Sintered manganese steels. Part I: Effect of structure of initial iron powder upon mechanical properties. Powder Metallurgy International 1980,1.12, nr l, s. 8*31. 8. ŚalakA.: Sintered manganese steels. Part II: Manganese evaporation during sintering. Powder Metallurgy International 1980, t. 12, nr 2, s. 72*75. 9. Guide to the Desing of Sintered Parts, ASSINTER, Turin, Italy, 1996. 10. Wroński A. S., Ciaś A., Barciy P., StoytchevM. i in.: Tough, fatigue and wear resistance sintered gear wheels. Finał Report on EU Copernicus Contract no ERB CIPA-CT94-0108, European Commission, 1998. 11. Hóganas iron and steel powders for sintered components. Materiały reklamowe firmy Hóganas. 12. Specyfikacja dostarczona przez firmę Hóganas — producenta proszku grafitu C-UF. 13. Śalak A.: Manganese vapour-protection of premixes manganese steels against oxidation during sintering. Powder Metallurgy International 1986,1.18, nr 4, s. 266*270. 14. Ciaś A., StoytchevM., WronskiA. S.: Processing, microstructure and properties of PM 0,6%C manganese steels. Materiały konferencyjne 2001 International Conference on Powder Metallurgy and Particulate Materials, Metal Powder Industries Federation, Editors: W. B. Eisen, S. Kassam, New Orleans, May 13*17. 2001, t. 10, s. 131*140. Praca finansowana była przez KBN w ramach umowy nr 11.11.110.491.

NOBLE METALS Redaktor o d p o w i e d z i a l n y : doc. dr hab. inż. ZBIGNIEW

RDZAWSKI

Rudy Metale R 49 2004 nr 6 UKD553.491:622.349(100):669.231.7:622.343(100)

JOANNA SOBOTA

WYDOBYCIE l ZASTOSOWANIE PLATYNY W 2002 ROKU Opisano wydobycie platyny w ośrodkach wydobywczych w świecie oraz jej wykorzystanie w różnych dziedzinach przemysłu w 2002 roku.

WORLD PRODUCTION AND APPLICATION OF PLATINUM IN 2002 The data on the platinum world-wide production volume in 2002 and its application in various industrial sectors have been presented. Wstęp Obserwując rynek platyny przez kilka ostatnich lat można zauważyć coraz większe zainteresowanie tym metalem na świecie, pomimo ciągłego wzrostu jego ceny. Obecnie z grupy platynowców jest ona najdroższa, a mimo to ma największy popyt i podaż. Najwięcej platyny, bo aż 75 % pochodzi z Południowej Afryki, z ośrodków wydobywczych Anglo Platinum, Impala, Lonmin, Northam, Aąuarius Platinum i SoutherEra. Kolejne 15 % wydobycia pochodzi nadal, mimo spadku w ostatnich latach, z Rosji, z takich ośrodków, jak Norlisk, Nickel, Kondyari Koryah. Platyna wydobywana jest również w Ameryce Północnej dając ok. 6 % wydobycia w skali światowej. Pozostałe 4% pochodzi z innych, mniejszych źródeł wydobywczych. Jest to jednak nadal zbyt mało, ponieważ w samym roku 2002 popyt na platynę wzrósł o 5 % i potrzeba jej było 204 t. Zainteresowanie to odzwierciedla się między innymi w przemyśle jubilerskim i samochodowym w produkcji katalizatorów, w przemyśle azotowym, szklarskim, elektrotechnicznym, elektrycznym oraz petrochemii. Produkcja platyny w 2002 roku w najważniejszych ośrodkach wydobywczych w świecie W 2002 roku wydobycie platyny w Południowej Afryce osiągnęło wartość 138,41. Wpływ na to miała między innymi rozbudowa istniejących kopalń i wprowadzenie oraz ulepszenie „programu racjonalnego działania". W Anglo Platinum produkcja rafinowanej platyny osiągnęła poziom 70 t, czyli była mniejsza o 3 t, niż wcześniej zakładano. Przyczyniło się do tego mniejsze wydobycie w pierwszej połowie roku spowodowane intruzją w południowym szybie Potgietersrust.

Z drugiej zaś strony było powodem do przyspieszenia wprowadzenia programu robót odkrywkowych, uruchomienia dodatkowej produkcji w nowym szybie, co w końcu roku dało wzrost zapasów rud. W Union Section utrzymano produkcję na zaplanowanym poziomie, a praca skupiała się głównie na wzbogaceniu infrastruktury i wzroście dostępnych zapasów rud. W Impala Platinum planowano uruchomienie nowego szybu, który dostarczę ma 0,5 min t rud platyny rocznie aż do 2008 r. Miałby on zastąpić zmniejszające się złoża w innych rejonach. Tablica l Cena i wydobycie platynowców na przełomie 2002-5-2003 Price and production volume of the platinum metals on the turn of 2002*2003 Platyna

Pallad

Rod

Wydobycie ze złóż w 2002 r., t

186

149

19

2,5

13

Wydobycie ze złóż w 2003 r., t

190

197

20

?

7

Średnia cena rynkowa na kwiecień 2002, $/try uncje

540

337

838

293

66

Średnia cena rynkowa na kwiecień 2003, $/tryuncje

906

308

775

230

65

Wyszczególnienie

Iryd

Ruten

Mgr inż. Joanna Sobota — Politechnika Śląska, Katedra Nauki o Materiałach, Katowice.

301

W Crocodile River, w których Impala posiada 83 % udziałów produkcja koncentratu platyny wyniosła trochę powyżej 10,5 t. Wydobycie utrudniają tu niedostępne tereny. W 2002 roku Impala powiększyło swoje udziały o Zimbabueo, zatrzymało też 50 % ZCE Platinum i ma 36 % bezpośrednio w Zimplats. Z poprzednich lat posiada 30 % udziałów w Matuiro Platinum i kontroluje operacje w Ngezi i Selous Metallurgical. Lonmin zakończył rok na wydobyciu rafinowanej platyny w liczbie 23,5 t. Planuje jednak zwiększenie produkcji, tak by do 2008 r. produkcja wyniosła 31 t/r. W związku z tym w marcu 2002 r. przekazano do eksploatacji nowy piec do wytopu, jednakże jego eksplozja w grudniu spowodowała wstrzymanie produkcji. Zmusiło to zarząd do ponownego uruchomienia starego pieca Marensky i trzech pieców Pyromet. Jednak nie pomogło to na tyle, by produkcja utrzymała się na zaplanowanym poziomie. W Northam wydobycie było na poziomie 2,2 min t rudy, co w rezultacie dało 10 t koncentratu. Rozpoczęto tam też program przyspieszający rozwój i udoskonalenie wydobycia w Marensky Reef oraz oddano po odbudowie piec do wytopów. W Aąuarius Płatinum wydobycie w porównaniu z rokiem poprzednim wzrosło o 18%, na co wpływ miało m.in. rozszerzenie zleceń i kontraktów. Gdyby nie kłopoty z natrafionymi uskokami, kotłem erozyjnym, produkcja mogłaby być większa. Pomimo tych kłopotów planowany jest dalszy rozwój i inwestycje. Zamierza się otworzyć nową podziemną kopalnię, w której produkcja platynowców ma być na poziomie ok. 7 t. W SoutherEra większość kopalni posiada szyby na głębokości 425 m, z których osiąga się 120 t rud/mieś. Oszacowano jednak, że z roku na rok wydajność ta będzie malała z powodu wyczerpywania złóż na tym poziomie. Aby temu zapobiec postanowiono pogłębić szyby do 750 m. Spadek produkcji platyny w Rosji spowodowały zaplanowane przez rząd limity oraz większy nacisk na eksploatacje złota w Chaborawsku i Kamczatce. Zastosowanie i wykorzystanie platyny Obecnie największe zainteresowanie platyną obserwujemy w przemyśle samochodowym do produkcji katalizatorów oraz w przemyśle jubilerskim, natomiast mniejsze zużycie w przemyśle chemicznym, elektronicznym, szklarskim oraz petrochemii. W zależności od kraju, czy regionu występuje różne zainteresowanie oraz wykorzystanie rud platyny. Pomimo wzrostu zużycia platyny do produkcji katalizatorów samochodowych o 17 % w stosunku do roku poprzedniego, to zapotrzebowanie wzrosło tylko o 3,6 %. Niezgodność ta spowodowana była wykorzystaniem zapasów rud przez producentów samochodów. W przemyśle samochodowym popyt opierał się na trzech kluczowych trendach: rosnącej sprzedaży silników diesla, pracy nad zmniejszeniem emisji szkodliwych substancji spalin do otoczenia, częściowej zamianie części katalizatora z palladu na platynę w pojazdacn na benzynę oraz produkcji świateł samochodowych. W przemyśle jubilerskim nastąpił wzrost o 9 % w 2002 r. Największą sprzedaż zanotowano w Chinach, gdzie platyna ze względu „na czystość i barwę" jest cenionym metalem do wyrobu obrączek, wraz z dodatkami diamentów do wyrobu pierścionków, naszyjników i wisiorków. W Europie największe zyski uzyskali jubilerzy na platynowych obrączkach ślubnych. W Północnej Ameryce zaobserwowano niniejsze zainteresowanie biżuterią platynową, do czego przyczyniła się niepewna ekonomicznie perspektywa w USA. W infrastrukturze popyt na platynę zwiększył się średnio o 49,5 t, w stosunku do 2001 r. Wzrost zainteresowania platyną kształtował proces katalizy. W sektorze elektronicznym nastąpił lekki spadek w produkcji twardych dysków czy termopar z wykorzystaniem platyny. Redukcja inwestycji w przemyśle szklarskim oraz zamknięcie kilku zakładów w Europie i Północnej Ameryce spowodowało spadek w użyciu platyny w tym sektorze. Również wśród inwestorów były wahania w nabywaniu monet, sztab platynowych ze względu

302

Rys. 1. Struktura zastosowania platyny w świecie a — Japonia, b — Ameryka Północna, c — Europa, d — inne rejony świata l — katalizatory samochodowe, 2 — przemysł chemiczny, 3 — przemysł elektryczny, 4 — przemysł szklarski, 5 — małe inwestycje, 6 —jubilerstwo, 7 — petrochemia, 8 — inne

Fig. l. Structure of the platinum application world-wide a — Japan, b — North America, c — Europę, d — other regions / — automotiye catalysts, 2 — chemical industry, 3 — electrical industry, 4 — glass producing industry, 5 — smali investments, 6 —jewellery producing industry, 7 — oil industry , 8 — others

na znaczny wzrost jej ceny. Platynę jako materiał wykorzystuje się obecnie również w stomatologii, do produkcji świec zapłonowych, czujników pomiarowych, łopatek turbin. Podsumowanie Duże zainteresowanie platyna wśród producentów i inwestorów, a co za tym idzie zwiększenie deficytu przyczyniło się do wzrostu jej ceny giełdowej. W marcu 2004 r. w Azji cena platyny była najwyższa od 24 lat i nadal rośnie. Metale drożeją też ze względu na umacniający się w ostatnich miesiącach kurs dolara oraz z powodu wyprzedaży srebra i złota. Jakie będzie zainteresowanie platyną w przyszłości i jaka będzie jej cena pokaże czas. Już dziś pomimo ogólnego zainteresowania platynowymi katalizatorami rozwiązującymi problem zanieczyszczenia środowiska słychać głosy ekologów. Wzrost liczby samochodów wyposażonych w części platynowe powoduje występowanie platyny w powietrzu nad jezdnią i w pyłach ulicznych. Uważają oni, że emisja platyny może znacznie wzrosnąć powodując skutki uboczne w organizmie ludzkim. Wśród osób pracujących przy produkcji katalizatorów platynowych stwierdzono alergenne działanie soli platyny, działanie teratogenne powodujące uszkodzenie płodu oraz wydzielanie się platyny w moczu i uszkodzenie nerek. Literatura l. Opracowano na podstawie raportu JOHNSON MATTHEY — PLATINUM 2003.

BULLETIN OF THE INSTITUTE OF NON-FERROUS METALS Redaktor odpowiedzialny: dr MIECZYSŁAW WOCH Rudy Metale R 49 2004 nr 6 UKD 061.6(082):669.2/.8(100)

PRACE BADAWCZO-ROZWOJOWE IMN W DZIEDZINIE OCHRONY ŚRODOWISKA ZAKOŃCZONE W 2003 ROKU BRATEK Ł.: ANALIZA CYKLU ŻYCIA PRODUKTU LCA JAKO NARZĘDZIE SYSTEMÓW ZARZĄDZANIA ŚRODOWISKOWEGO GLIWICE 6047/2003 36 S. SYGN. 15913/N/01, póz. 75201 — AW W ramach pracy, przeprowadzono przegląd literaturowy metod stosowanych w celu wykonania analizy cyklu życia produktu. Zestawiono i przedstawiono przykładowe analizy LCA wybranych produktów. Przeprowadzono wstępną analizę cyklu życia typowego akumulatora kwasowo-ołowiowego 44 Ah 12 V stosowanego w samochodach osobowych. Przedstawiono aktualny stan rynku akumulatorów rozruchowych w Polsce. FUAŁKOWSKA A.: ROZPOZNANIE MOŻLIWOŚCI USUWANIA SIARCZANÓW Z WÓD I ŚCIEKÓW PRZEMYSŁOWYCH METODAMI BIOTECHNOLOGICZNYMI GLIWICE 6048/03 43 S. SYGN. 15912/N/01, póz. 75191 — AW W pracy przedstawiono podstawy teoretyczne biologicznego procesu usuwania siarczanów z wód i ścieków przemysłowych oraz przegląd technik mikrobiologicznych i podstawy fizjologii bakterii siarkowych. Omówiono przykłady zastosowań technologii biologicznej redukcji siarczanów do oczyszczania ścieków, ze szczególnym uwzględnieniem ścieków kopalnianych. Przedstawiono przykłady istniejących na świecie instalacji tego rodzaju. Ponadto na podstawie rozeznania literaturowego zaproponowano schemat stanowiska badawczego w układzie dwustopniowym z wykorzystaniem czynnika mikrobiologicznego. KAMIŃSKI K.: OPTYMALIZACJA EMISJI PYŁOWO-GAZOWEJ PO ZABUDOWIE ODPYLNIW P-24 GLIWICE 6021/03 42 S. SYGN. 15917/N/01, póz. 75205 — AW W ramach pracy określono charakterystykę pyłowo-gazową gazów procesowych przed i za nową instalacją oczyszczania gazów z pieców anodowych w HM GŁOGÓW II oraz charakterystykę produktów odpylania. Wykonano próby intensyfikacji procesu odsiarczania gazów procesowych poprzez zastąpienie produktu IOS wapnem hydratyzowanym oraz zawrót pyłów spod filtrów. Przeprowadzono próby filtracji gazów w temperaturach 7 (M l O °C. Wyznaczono wielkość emisji zanieczyszczeń gazowych (SO2, CO, NO, Cl, F), pyłu i jego składników (Cu, Pb, As, Zn, Cd, Ca) oraz węglowodorów (ŁZO, WW A) i rtęci. Stwierdzono, że wybudowana nowa instalacja spełnia swoje zadanie w zakresie zdecydowanego ograniczenia emisji do atmosfery CO oraz pyłu i jego składników,

a także w zakresie ujęcia i skierowania do układu oczyszczania gazów wentylacyjnych z rejonu pieców obrotowych. KAMIŃSKI K.: ANALIZA PROCESÓW TECHNOLOGICZNYCH PROWADZONYCH W IMN ODDZIAŁ LEGNICA W ŚWIETLE NOWYCH PRZEPISÓW OCHRONY ŚRODOWISKA GLIWICE 6049/03 49 S. SYGN. 1591 l/N/Ol, póz. 75190 — AW W ramach pracy, przeanalizowano aktualne przepisy ochrony środowiska pod kątem działalności prowadzonej w IMN Oddział Legnica. Przeprowadzono inwentaryzację źródeł emisji zanieczyszczeń, zapoznano się z gospodarką odpadami oraz gospodarką wodno-ściekową. Stwierdzono, że dwie instalacje eksploatowane w IMN Oddział Legnica wymagają pozwolenia zintegrowanego, a mianowicie instalacja produkcji ołowiu i jego stopów oraz instalacja soli cynku. Opracowano projekt dokumentacji niezbędnej do złożenia wniosku na uzyskanie pozwolenia zintegrowanego. KOWALSKI A.: OKREŚLENIE PARAMETRÓW EMISJI PYŁOWO-GAZOWEJ Z PROCESU KONWERTOROWANIA STOPU CuPbFe GLIWICE 6087/03 36 S. SYGN. 15907/N/01, póz. 75178 — AW Określono wartości strumieni objętości gazów, stężenia pyłu, dwutlenku i trójtlenku siarki w gazach z konwertorów w Hucie Miedzi GŁOGÓW II dla poszczególnych faz procesu świeżenia stopu CuPbFe. Wykonano próby dla aktualnie występującej oraz sztucznie podwyższonej zawartości siarki w stopie. Wyliczono kwasowy punkt rosy gazów. Wykonano analizy chemiczne i oznaczenia własności fizycznych pyłów konwertorowych. Przedstawiono dla doboru układu dopylania gazów. KOWALSKI A.: OPTYMALIZACJA PRACY SKRUBERA OCZYSZCZAJĄCEGO GAZY ODCIĄGANE Z DYGESTORIUM GLIWICE 6046/03 12 S. SYGN. 15914/N/01, póz. 75202 — AW Wykonano badania skuteczności układu do oczyszczania gazów z dygestorium w zakresie usuwania oparów kwasów: solnego i siarkowego, a także tlenków azotu (powstających przy rozkładzie kwasu azotowego). Stwierdzono zadowalającą skuteczność usuwania oparów kwasu solnego. W przypadku kwasu siarkowego, ze względu na niezadowalającą skuteczność, zalecono zastosowanie odemglacza na wylocie ze skrubera. Uznano za nie zadowalającą i nie dającą się polepszyć skuteczność usuwani a tlenków azotu. Przeprowadzono badanie pracy pompy wodnej i wentylatora w układzie oczyszczania gazów.

303

KOWALSKI A.: OPRACOWANIE METODYKI POBORU PRÓBEK DO OZNACZANIA ZAWARTOŚCI ZWIĄZKÓW ORGANICZNYCH W GAZACH GLIWICE 6045/03 22 S. SYGN. 15915/N/01, póz. 75203 — AW Na podstawie literatury i doświadczeń własnych opracowano zestaw aparatury do poboru próbek do oznaczania zawartości związków organicznych w gazach. Układ do poboru składa się z sondy, filtra, płuczek, rurek z sorbentami, gazomierza i pompy. Dokonano doboru sorbentu, zalecając stosowanie żywicy XAD-2. Przetestowano układ przy poborze próbek z gazów technologicznych z procesów: wytopu ołowiu i ogniowej rafinacji miedzi. Podano zawartości sumy związków organicznych oraz wielopierścieniowych węglowodorów aromatycznych w badanych gazach. Stwierdzono prawidłowość zaproponowanego zestawu aparatury i doboru sorbentu, podano zasady postępowania przy poborze próbek. KUROWSKI R.: OKREŚLENIE MOŻLIWOŚCI REDUKCJI ZANIECZYSZCZEŃ ORGANICZNYCH W ROZTWORACH Z MOKREGO ODPYLANIA GAZÓW SZYBOWYCH GLIWICE 6050/03 32 S. SYGN. 15910/N/01, póz. 75189 — AW Przeprowadzono badania laboratoryjne procesu utleniania roztworem MOGG, w warunkach normalnego ciśnienia i temperatury, oraz przy zastosowaniu metody hydrotermalnej. Jako utleniacze stosowano: powietrze, tlen i nadtlenek wodoru w układach indywidualnych i kombinowanych. Określono podstawowe zależności i warunki prowadzenia procesu w celu usunięcia z roztworu MOGG maksymalnej ilości zanieczyszczeń organicznych. Efektywność procesu odnoszono do masowej redukcji wskaźnika chemicznego zapotrzebowania tlenu GHZT. Określono optymalne warunki prowadzenia procesu, bazując na roztworach z mokrego odpylania gazów gardzielowych z Huty Miedzi LEGNICA. MROZOWSKI J.: OKREŚLENIE MOŻLIWOŚCI WYTWARZANIA GIPSU Z GAZÓW PRZEMYSŁOWYCH BOGATYCH W SO, ETAP II. OPTYMALIZACJA PARAMETRÓW TECHNOLOGICZNYCH METODY ODSIARCZANIA GAZÓW BOGATYCH W SO2 W ABSORBERZE ZBIORNIKOWYM GLIWICE 5932/11/03 59 S. SYGN. 15921/N/01, póz. 75220 —AW W niniejszej pracy przebadano wpływ podstawowych parametrów procesowych, takich jak prędkość obrotowa wirnika, stężenia tlenu w gazie, stężenia zawiesiny gipsu oraz parametrów konstrukcyjnych absorbera na wydajność procesu. Przeprowadzone badania pozwoliły na opracowanie wstępnych wytycznych do konstrukcji reaktora przemysłowego i założeń do projektu instalacji odsiarczania stężonych gazów przemysłowych z produkcją grubokrystalicznego gipsu. Na podstawie przeprowadzonych badań technologicznych określono optymalną prędkość obrotową mieszadła dyspergatora gazu, określono proporcje geometryczne reaktora, stwierdzono, że warunkiem pełnej absorpcji jest całkowite utlenienie absorbowanego siarczynu tlenem rozpuszczonym w cieczy absorpcyjnej. Niedopełnienie tego warunku w reaktorze prowadzi do dezaktywizacji sorbenta i zaniku efektywności absorpcji. Stosowanie wzbogacania gazu w tlen w zakresie 12 do 25 % zwiększa wydajność procesu absorpcji prawie trzykrotnie. Czynnikiem limitującym wydajność procesu jest szybkość utleniania zaabsorbowanych siar-

czynów. W celu uzyskania rozwiązań konstrukcyjnych możliwych do przeniesienia do skali przemysłowej oraz wskaźników procesowych procesu absorpcji SOz i krystalizacji gipsu celowe jest kontynuowanie badań modelowych w skali ćwierć technicznej. MROZOWSKI J.: OKREŚLENIE MECHANIZMU WYTRĄCANIA SIĘ ARSENU W WODACH FLOTACYJNYCH. ETAP II GLIWICE 5986/11/03 35 S. SYGN. 15836/N/01, póz. 73654 —AW W pracy przedstawiono wyniki badań przemysłowych zachowania się związków arsenu w ciągu technologicznym procesu neutralizacji kwasów odpadowych odpadami poflotacyjnymi w ZWR Polkowice. Potwierdzono wyniki badań w skali laboratoryjnej, że proces wytrącania się arsenu z kwasów odpadowych praktycznie zachodzi w węźle alkalizacji mlekiem wapiennym, a następnie w węźle mieszania zalkalizowanego mlekiem wapiennym wstępnie zneutralizowanego kwasu ze strumieniem odpadów poflotacyjnych z wydziału flotacji. Stosowanie tiosiarczanu do wytrącania związków arsenu z odpadowych kwasów jest niecelowe z punktu widzenia przebiegu całości procesu unieszkodliwienia kwasów odpadowych. Przedstawiono ocenę instalacji i sposoby jej modernizacji. TRACZEWSKI W.: ANALIZA PRZYCZYN WZROSTU ŚCIEKÓW KWAŚNYCH HM GŁOGÓW II GLIWICE 6084/03 35 S. SYGN. 15905/N/01. póz. 75176 — AW W pracy tej wykonano analizę warunków utleniania SO2 do SOj w gazach z procesów hutniczych PMN z wykorzystaniem dostępnej literatury. Następnie przeanalizowano na podstawie rejestrowanych danych w Hucie zmienność stopnia utleniania w czasie i jego zależność od stężenia tlenu w gazach. Wykonano także badania własne zależności stopnia utleniania od zawartości w gazach tlenu w różnych warunkach pracy pieca, oparte na pomiarach stężenia SOj przed FKS. Dla lepszego rozpoznania mechanizmu tworzenia się SOj w układzie odbioru gazów z PZ wykonano także pomiary stężenia SO3 w środku kotła utylizacyjnego. Na podstawie dokonanych badań i analiz wskazano na możliwości działań dla ograniczenia ilości powstających ścieków kwaśnych. WASILEWSKI W.: OPRACOWANIE TECHNOLOGII WYTWARZANIA GIPSU SYNTETYCZNEGO Z PASTY AKUMULATOROWEJ

GLIWICE 6051/03 32 S. SYGN. 15909/N/01. póz. 75188 — AW Opracowano technologię regeneracji roztworu aminy powstającego w procesie odsiarczania pasty ze zużytych akumulatorów. Metoda polega na wstępnym zakwaszaniu roztworu kwasem siarkowym do pH ok. 4 i wydzieleniu gazowego dwutlenku węgla. Zakwaszony roztwór alkalizuje się następnie mlekiem wapiennym do pH ok. 11 w temperaturze ok. 60 °C. Proces alkalizacji prowadzony jest w krystalizatorze typu MSMPR, spełniającym warunki dobrego wymieszania, o czasie zatrzymania l ,2*1,5 godz. Wytrącony osad poddaje się klasyfikacji w hydrocyklonie. Frakcja gruba po odwodnieniu stanowi produkt końcowy, a frakcja drobna po zagęszczeniu i odwodnieniu zawracana jest do węzła zakwaszania. Klarowne roztwory zregenerowanej aminy zawracane są do węzła odsiarczania pasty.

NOWOŚCI TECHNOLOGICZNE STAN ZASOBÓW NATURALNYCH NA ŚWIECIE WELLMER F. W.: DIE ROHSTOFFSITUATION DER WELT. ERZMETALL 2003, t. 56. nr 12, s. 705^717, póz. 75452 — AG System zaopatrywania i gospodarki zasobami naturalnymi obejmuje następujące elementy: złoże/geologia — górnictwo — transport — rynek — konsument. Surowce naturalne posiadają typowe dla siebie powiązania geologiczne. Złoża na świecie nie są rozpowszechnione w sposób jednorodny. Dlatego też od najwcześniejszych czasów surowce naturalne muszą być transportowane do

304

konsumentów, bardzo często na duże odległości. Dzięki dużemu postępowi w transporcie, szczególnie w zakresie masowego transportu surowców naturalnych, opłacalny i możliwy jest dziś transport na duże odległości nawet surowców naturalnych o niskiej wartości. Rozmieszczenie złóż jest zwykle niejednorodne ze względu na strukturę geologiczną kontynentów, a przede wszystkim, ze względu na to, że duże ilości surowców są skoncentrowane w niewielkiej ilości dużych złóż, tzw. „olbrzymów" lub „megaolbrzymów". Na przykład 70 % ropy naftowej i gazu ziemnego koncentruje się w strategicznej

elipsie między Zatoką Arabską i Rosją. Ważnym zagadnieniem jest sprawa przyszłej dostępności. Taki parametr, jak np. stosunek rozwoju rezerw/spożycie dla każdego surowca w czasie wskazuje, że problemy z dostępnością fizyczną (niedoborami) nie są spodziewane w najbliższym czasie. Fizyczna dostępność nie oznacza wcale niskich cen. Aby utrzymać obecną relację pomiędzy rezerwami a spożyciem, a zatem, aby zapewnić przyszłą fizyczną dostępność, niezbędne są prace innowacyjne i eksploracyjne prowadzone przez instytuty badawcze i przemysł w wielu krajach, tzw. — konsumentach, w tym na przykład w Niemczech. Zapewnienie bezpieczeństwa dostępności fizycznej surowców w bliskiej przyszłości nie będzie możliwe bez takich przyszłych zasobów, jak konkrecje manganowe zawierające miedź, nikiel i kobalt lub hydratów gazowych, np. zamrożonego metanu. WYTAPIANIE JESZCZE CIĄGLE DOMINUJE W PRZEMYŚLE MIEDZIOWYM HEFFERNAN V.: SMELTING STILL DOMINATES THE COPPER 1NDUSTRY. ENG. MIN. J. 2003. t. 204. nr 9. s. 22-24, póz. 75453 — AG

katod miedziowych. Proces bioługowania stawia przez naukowcami wiele wyzwań. Wiele złóż miedzi zawiera metale szlachetne, które muszą być przetwarzane oddzielnie. W wielu przypadkach kontrolowanie prędkości ekstrakcji przy zastosowaniu mikroorganizmów jest skomplikowane. Proces bioługowania jest wolniejszy niż techniki konwencjonalne, co podwyższa koszty operacyjne. Jednak mimo tego bioługowanie jest alternatywą dla trudno wzbogacalnych rud, szczególnie dla małych i nieprzystępnych złóż lub takich, gdzie istnieje już infrastruktura SX-EW. OBRÓBKA KONCENTRATÓW MIEDZI ZAWIERAJĄCYCH CHALKOPIRYT I SIARCZKI METALI NIEŻELAZNYCH W PROCESIE BRISA CARRANZA F.. IGLESIAS N., MAZUELOS A., PALENCIA I., ROMERO R.: TREATMENT OF COPPER CONCENTRATES CONTAINING CHALCOPIRYTE AND NON-FERROUS SULPHIDES BY THE BRISA PROCESS. HYDROMETALLURGY 2004, t. 71. nr 3-4, s. 413-420, póz. 75410 — AG

Obecnie rudy miedzi zawierające zarówno chalkopiryt, jak i chalkozyn i kowelit lub chalkopiryt i sfaleryt (z Zn < 3 %) są przeCoraz więcej hut miedzi pierwotnej staje się „ofiarami" sukcesu twarzane na drodze pirometalurgicznej. metody SX-EW. Jeszcze bardziej dotyczy to hut miedzi wtórnej. Ten Przedstawiony artykuł należy do serii, w której opisano badania stan szczególnie obserwowany jest w USA. Jeszcze w 1995 r., zastosowania hydrometalurgicznego procesu BRISA do przeróbki w USA było 11 hut miedzi pierwotnej i wtórnej. Obecnie jest ich szeregu siarczkowych koncentratów miedziowych. Omówiono zatylko cztery. stosowanie ww. procesu do koncentratów miedziowych, zawierająProces hydrometalurgiczny stał się konkurencyjny dzięki temu, że cych mieszaninę chalkopirytu i wtórnych siarczków miedzi (chalkojest prostszy i tańszy niż wytapianie, a także dlatego, że dwutlenek zyn i kowelit) lub chalkopirytu i sfalerytu. Proces BRISA (Biolixisiarki i arsen, których emisje były plagą hut, są łatwiejsze do neutravacion Rapida Indirecta con Separacion de Acciones) obejmuje lizacji. Zużycie energii w procesie SX-EW wynosi od 15*36 mJ/kg szybkie bezpośrednie bioługowanie z dwoma etapami separacji: w zależności od minerału źródłowego, w porównaniu z 65 mJ/kg dla CuFeS2 + 4 Fe+3 -> 2 S° + Cu+3 + 5 Fe2+ hut. Dodatkową korzyścią jest możliwość wykorzystania metody Cu2S + 2 Fe3+ -4 CuS + Cu2+ + 2 Fe2+ 2+ SX-EW do usunięcia miedzi z osadników odpadów. CuŚ + 2 Fe* S + Cu2+ + 2 Fe 3+ + Obecnie, według AME Minerał Economics, w świecie metodą SXZnS + 2 Fe -» S ° + Zn + 2 Fe 2+ 2+ -EW produkuje się 2,6 min t miedzi. Jednak wzrost wykorzystania 2 Fe2+ + 1/2 O2 + °H+ -ł 2 Fe3+ + H2O metody SX-EW jest ograniczony. Rudy siarczkowe, stanowiące Procedura pozwala na optymalizację separacji stadiów: biologiczne90 % światowych rezerw miedzi nie są podatne na przeróbkę ww. go — poprzez zastosowanie bioreaktorów z warstwą wypełniacza metodą. oraz chemicznego — poprzez zastosowanie reaktorów ze zbiornikaProwadzone są prace rozwojowe nad opracowaniem innych procemi mieszalnymi, sprzyjającymi ekstrakcji miedzi i cynku poprzez sów hydrometalurgicznych, obejmujących m.in. bioługowanie i łuaktywację termiczną i użycie katalizatorów. gowanie ciśnieniowe, które mogą okazać się tańsze, mniej szkodliwe W ciągu ostatniej dekady reaktory do bioutleniania uległy znacznedla środowiska i alternatywne dla procesów pirometalurgicznych. mu rozwojowi. Poprawiła się ich sprawność działania i konstrukcja. Bioługowanie, ekstrakcja metali z zastosowaniem mikroorganiUzyskano zmniejszenie wymiarów bioreaktora, a to pozwoliło na zmów, jest procesem najbliższym komercjalizacji na wielką skalę. lepszą kontrolę temperatury, bardzo istotną ze względu na uzyskanie Niektórzy główni producenci miedzi, w tym BHP Billiton, Codelco maksymalnej sprawności. i Nippon Mining and Metals, pragną rozwinąć tę technologię jako Szczegółowe badania przeprowadzono dla stadium chemicznego alternatywną dla wytapiania miedzi z rud siarczkowych. w procesie BRISA. W tym celu przeprowadzono szereg eksperyObecnie w USA Phelps Dodge przeprowadza konwersję konwenmentów ługowania dla sześciu różnych koncentratów. Podjęto próby cjonalnej huty Morenci w Arizonie na proces ługowania w kopalni udoskonalenia prędkości ługowania chalkopirytu i zaproponowano za pomocą naturalnych bakterii do utleniania minerałów siarczkoróżne katalizatory. Szczegółowe badania przeprowadzono dla srebra wych i SX-EW do odzysku miedzi z powstałych tlenków. Przy zastosowanego w procesie jako katalizator. W celu optymalizacji wydajności 75 tyś. t/dzień byłoby to największe przedsięwzięcie procesu zaproponowano dwa etapy ługowania: tego typu na świecie. Koszty operacyjne mogą być niższe o l O-*-15 % — ługowanie pierwotne, obejmujące rozpuszczenie wtórnych przy produkcji ok. 100 tyś. t/r., a koszty kapitałowe mogłyby być siarczków miedzi i sfalerytu, przebiegające względnie szybko niższe o ok. 50 %. Bioługowanie nadaje się do przeróbki szeregu rud w umiarkowanej temperaturze od 70 do 90 °C; miedzi i koncentratów o niższej jakości. To proces, który łatwo daje — ługowanie katalityczne — poprzez dodatek jako katalizatora się dopasować do istniejących urządzeń SX-EW. Bioługowanie jonów srebra w celu przyspieszenia procesu ługowania chalkow znacznym stopniu redukuje emisje dwutlenku siarki i arsenu. Jedpirytu. nak obecnie potencjalne wykorzystanie procesu bioługowania Usuwanie siarki elementarnej ze stałej pozostałości prowadzono w przeróbce rud jest ograniczone do małej ilości złóż. Wynika to dwoma sposobami, tzn. poprzez filtrację próżniową parą przegrzaną z faktu, że mezofile, bakterie tradycyjnie używane do procesu utlew 140 °C lub ekstrakcję siarczkiem węgla. Pierwsza metoda może niania, nie są zdolne do rozkładu chalkopirytu, jednego z głównych być stosowana w skali przemysłowej, a druga jest bardziej dogodna siarczkowych minerałów miedzi. W związku z powyższym nadla prac prowadzonych w skali laboratoryjnej. W procesie BRISA ukowcy zainteresowali się mikroorganizmami termofilnymi działaekstrakcja miedzi wynosi powyżej 96 %, a optymalna temperatura jącymi w przedziale temperatur od 60 do 85 °C. procesu to 70-80 °C. W 2000 r. firmy Codelco (Chile), BHP Billiton i Nippon Mining and Metals oddały do użytku instalację pilotową o wydajności 20 tyś. t/r. EKSTRAKCJA CYNKU I OŁOWIU Z KOMPLEKSOWYCH RUD w kopalni Chuąuicamata, w której stosuje się opatentowany proces SIARCZKOWYCH NA DRODZE BIOŁUGOWANIA I ŁUGOWANIA ługowania BioCOP. Z kolei w złożu niskoprocentowego chalkopiW KWAŚNYM ROZTWORZE SOLANKI rytu Haib w Namibii testowana jest technologia ługowania opracoLIAO M. X., DENG T. L.: ZINC AND LEAD EXTRACTION FROM wana w wyniku współpracy firm Bactech i Mintek. Sądzi się, że proCOMPLEX RAW SULFIDES BY SEOJJENTIAL BIOLEACHING AND ces bioługowania umożliwi w ciągu 25 lat produkcję 100 tyś. t/r. ACIDICBRINELEACH. MIN. ENG. 2004, t. 56, nr l, s. i 7-22, póz. 75456— AG

305

Przy przeróbce kompleksowych siarczkowych rud ołowiowocynkowych szeroko brane są pod uwagę metody hydrometalurgiczne, ponieważ są one proste, ekonomiczne i odpowiednie dla środowiska. Opisano hydrometalurgiczną metodę sprawnego otrzymywania cynku i ołowiu z kompleksowych rud siarczkowych zawierających piryt, sfaleryt i galenę, pochodzących z Sichuan (Chiny). Systematycznie badano wpływ wielkości cząstek rudy, pH, temperatury i gęstości pulpy na przebieg procesu ługowania bakteryjnego. Po 20 dniach bioługowania w temperaturze 30 °C wyekstrahowano 95 % cynku. W związku z obecnością ołowiu w postaci nierozpuszczalnego siarczanu w pozostałości z bioługowania, do jego ekstrakcji zastosowano kwaśny roztwór chlorku sodowego. Ołów przechodzi w rozpuszczalny chlorek albo w anionowy kompleks z jonem chlorkowym H2[PbCU]. W ten sposób można rozpuścić powyżej 98 % ołowiu po 90 minutach ługowania w temperaturze 60 °C. Badania kinetyczne wykazały, że proces bioługowania cynku jest kontrolowany przez prędkość dyfuzji po okresie kolonizacji rudy kompleksowej przez bakterie, a proces ekstrakcji ołowiu jest kontrolowany przez reakcję chemiczną na powierzchni podczas ekstrakcji ołowiu w środowisku kwaśnej solanki. Odpowiednie energie aktywacji w dwu różnych stadiach ługowania wyniosły 32,09 i 44,35 kJ/mol. NOWOCZESNY PIEC PRZEPYCHOWY DO NAGRZEWANIA WLEWKÓW WALCOWANYCH DEIMANN B., TRAUZEDDEL D.: MODERNĘ STOSSOFENANLAGEN FUR WALZBARREN. ALUMINIUM 2003, t. 79, nr 12, s. 1096^-1099, póz. 75455 —AG

Firma Otto Junker (Niemcy) opracowała nowoczesny piec przepychowy do nagrzewania wlewków walcowanych. Firma dostarczyła do walcowni w Inofita (Grecja) piec przepychowy do nagrzewania i homogenizacji wlewków aluminiowych oraz piec komorowy do wyżarzania zwojów taśm. W zależności od rozmiarów wlewka piec może pracować w systemie jedno- lub dwuliniowym. W systemie jednoliniowym w piecu może być umieszczonych 15 wlewków o długości do 8,4 m, a w dwuliniowym 30 wlewków o długości do 4,4 m. Każda linia wlewków wyposażona jest przez dwie prowadnice, więc piec posiada ich cztery. Przepychanie przebiega równolegle do wszystkich czterech prowadnic, tak że wlewki są usuwane oddzielnie dla każdej linii. Instalacja jest zaprojektowana dla cykli 6-minutowych (system jednoliniowy). Maksymalny ciężar wsadu wynosi 4501. Piec podzielony jest na 3 strefy i 6 obszarów kontrolnych. Wyposażony jest w 6 wentylatorów (po 2 dla każdej strefy). Dostarcza on wymaganą moc obiegową i w połączeniu z systemem dysz w podłodze pieca zapewnia gwałtowne i jednorodne nagrzewanie wsadu. Powierzchnie wlewków nagrzewają się jednolicie; unika się przegrzania na rogach i krawędziach. Piec jest również wyposażony w system chłodzenia wsadu po homogenizacji do temperatury walcowania. System kontrolny pieca obejmuje szereg układów do pomiaru temperatury wlewków. W pełni zautomatyzowana instalacja zaopatrzona jest w system wizualizacji oparty na komputerach PC, ze zintegrowanym sterowaniem danych i wzorów, obejmujący monitorowanie wsadu i diagnostykę błędów. Firma Otto Junker zaprojektowała również piec dla chorwackiej firmy Tvornika Likih Metała. Jednoliniowy piec przepychowy działa automatycznie wraz ze zintegrowanymi urządzeniami do załadowywania i usuwania wlewków. Cykle wynoszą 7 minut, a piec może pomieścić 20 wlewków o łącznej wadze 2201. Wlewki mają długość maksimum 5 m. Piec posiada 4 strefy i 8 obszarów kontrolnych oraz 4 wentylatory. W piecu zapewniona jest dokładna kontrola i regulacja nagrzewania ujednorodniającego. Temperatura wlewków mierzona jest w sposób ciągły w każdej strefie pieca. Zminimalizowane są straty cieplne dzięki wielowarstwowej izolacji wewnętrznego i zewnętrznego płaszcza pieca. Technologia procesu oraz wizualizacja zapewniają sprawne i płynne działanie pieca. WYCISKANE RURY ALUMINIOWE WEWNĘTRZNIE ŻEBROWANE BROKEFMANN F. W.: EXTRUDED INTERNALLY FINNED ALUMINIUM TUBĘ. ALUMINIUM 2003, t. 79, nr 12, s. 1089, póz. 75454 — AG

Firma Brokelman Aluminium (Ense, Niemcy) opracowała innowacyjne rozwiązanie dla produkcji rur wewnętrznie żebrowanych.

306

Rury (o nazwie handlowej Tornado Flow) są wykonywane poprzez wyciskanie odpornego na korozję stopu AlMnl charakteryzującego się dobrą lutowalnością. Rury posiadają dotychczas nieosiągalną wysokość żeberka, aż do 90 % wewnętrznego promienia rury. W przeciwieństwie do rur konwencjonalnych nie posiadają one stałego rdzenia, lecz wolny, centralnie umieszczony kanał przepływowy. Umożliwia to tworzenie specyficznych struktur przepływu dla różnych płynów i dużą poprawę osiągów, w porównaniu z gładkimi rurami. Utworzenie kontrolowanego i efektywnego rdzenia przepływu nad szczytami żeberek wzdłuż osi rury prowadzi do niezwykłego udoskonalenia osiągów lub oszczędności energii w procesie wymiany ciepła, a także przyczynia się do zmniejszenia ryzyka zatykania się rur. W badaniach porównawczych przetestowano nowy typ elementu wymiany ciepła dla instalacji przemysłowych. Dzięki eksperymentowi oczekiwania w pełni potwierdziły się. Testy hydrauliczne i termiczne pokazały, że wartości osiągów są, w zależności od badanego medium, 3,5 (powietrze) do 12 (ropa) większe względem porównywalnej rury gładkiej. Nie zaobserwowano objawów korozji wewnątrz i na zewnątrz rur, nawet przy testach trwających wiele miesięcy. W badaniach eksperymentalnych geometria rur i żeberek była silnie zróżnicowana; ale istnieje jeszcze pole do optymalizacji geometrii. Może ona być modyfikowana w zależności od średnicy, liczby, grubości i kształtu żeberek. Uzyskanie pełnej korzyści z idealnego technologicznie procesu wymiany ciepła wewnątrz rury, wymagany jest też efektywny transport ciepła na zewnątrz rury. TECHNIKA LASEROWA W ZASTOSOWANIU DO ALUMINIUM LASER LINĘ TECHNOLOGY FOR ALUMINUM APPLICATIONS. LIGHT MET. AGĘ 2003, t. 61, nr 9-10, s. 64, póz. 75457 — AG

Nowa technika laserowa wykorzystywana w regulatorach poziomu topienia metali w trudnych warunkach w hali odlewniczej jest dostępna dzięki postępom w dziedzinie przetwarzania obrazów i dzięki udoskonaleniom wprowadzonym w detektorze laserowym. Firma LMI Technologies z Detroit (Michigan, USA) rozwinęła technikę laserową zwaną Selcom XLine. Opracowane przez nią ulepszone cyfrowe czujniki laserowe umożliwiają pomiary w różnych punktach wzdłuż linii lasera i dostarczają nieporównywalnie dużą ilość danych. Potrafią one również przeniknąć przez dym i parę, a zatem charakteryzują się niezwykłą dokładnością pomiarów. Cechy te umożliwiają ich stosowanie w przemyśle aluminiowym. Rodzina czujników XLine, stosowana do cyfrowego zobrazowy wania łączy ostatnie postępy w dziedzinie technologii cyfrowej, tj. w pierwszorzędnym cyfrowym przetwarzaniu i rozpoznawanie informacji. Układy zaawansowanego uśredniania danych i przetwarzania obrazów wyposażone w liniowe czujniki zwiększają wiarygodność uzyskanych danych i czujność, a także charakteryzują się większą rozdzielczością w przypadku błyszczących metali i stopów. Układy pozwalają również na wyeliminowane błędów wywołanych przez podwójne odbicia. Czujniki z serii Laser Class II są w pełni bezpieczne w użytkowaniu. Każdy czujnik jest chroniony przed trudnymi warunkami, jakie panują w trakcie odlewania metali, przez wysoko wydajną i chłodzoną powietrzem osłonę. Układy optyczne czujnika są zabezpieczone przez czołowa szybę. Jeśli szyba jest zadrapana albo powgniatana, może być ona z łatwością wymieniona bez potrzeby demontażu całego czujnika. Układ wyposażony jest w nowy, jedyny w swoim rodzaju, zestaw rozpoznający oprogramowanie z algorytmami rozpoznającymi, które odfiltrowują w obrazie rejestrowanym przez czujnik zbędne obiekty za każdym razem, kiedy pojawią się one w zasięgu pomiarów. Program narzędziowy zawiera ustawienia filtra, które mogą być z łatwością dostosowywane do potrzeb użytkownika oraz parametry ustawień i oprogramowanie zapisujące dane, zaprogramowane tak, aby mogły wykorzystywać nowy czujnik. Istnieje możliwość podłączenia PC z zewnątrz w celu zmiany ustawień albo dokonania diagnozy. Istnieje możliwość doboru czujnika zabezpieczającego optymalnie warunki do pełnej kontroli systemu, w którym mają być stosowanie. Dostępność techniki laserowej poszerzyła zakres, dokładność i przepływ danych w regulatorach poziomu topienia metali, które są sto-

sowane w urządzeniach do odlewania w przemyśle aluminiowym. Cyfrowe czujniki Selcom XLine firmy LMI Technologies dostarczają wyników pomiarów nie zniekształconych przez otaczający dym i parę. Wyeliminowane są również błędy związane z podwójnym odbiciem, a algorytmy umożliwiające zaawansowane cyfrowe przetwarzanie obrazu stabilizują pomiary jak nigdy wcześniej. OSTATNIE OSIĄGNIĘCIA W ZASTOSOWANIU INTELIGENTNYCH MATERIAŁÓW STRUKTURALNYCH HARDWICKEC. U.: REGENTDEYELOPMENT IN APPLYING SMART STRUCTURAL MATERIALS. J.MINER.MET. MATER.SOC. 2003, t. 55, nr 12, s. 15-16, póz. 75411 — AG

W latach osiemdziesiątych XX w. pojawiło się zainteresowanie materiałami, które zaczęto określać jako inteligentne. Lata dziewięćdziesiąte XX w. to niezwykle duże zainteresowanie ł i burzliwy rozwój badań naukowych w obszarze materiałów inteligentnych. Aktualnie nie ma powszechnie akceptowanej definicji materiału inteligentnego. W praktycznym zastosowaniu materiały inteligentne mogą występować samodzielnie albo stanowić komponent struktury. Według autorki inteligentne struktury i materiały to te, które są zdolne do reagowania na stymulację zewnętrzną poprzez działanie wewnętrzne (istotną zmianę swych właściwości) dla pożądanego i skutecznego odpowiedzenia na bodźce zewnętrzne w czasie rzeczywistym lub bliskim rzeczywistemu. Systemy inteligentne odpowiadają i adaptują się do zmian w warunkach lub w środowisku poprzez zintegrowanie funkcji znaczenia, działania, logiki i kontroli,

zwykle w powtarzający się sposób. Ta szeroka i interdyscyplinarna dziedzina nauki należy do dziedzin wschodzących. Najważniejsze grupy materiałów inteligentnych to m.in.: stopy metali z pamięcią kształtu (SMA), ceramiczne i polimerowe materiały piezoelektryczne, materiały magnetostrykcyjne, ciecze reologiczne, elektroreologiczne i inagnetoreologiczne oraz polimery i kompozyty polimerowe. Obecnie zastosowania tych materiałów obejmują m.in. transport, inżynierię lądową i wodną, oprzyrządowanie medyczne itd. Bieżące działania w tej dziedzinie przebiegają poprzez projektowanie, produkcję i badanie w pełni zintegrowanych materiałów i systemów strukturalnych. Wojskowość oraz energetyka i elektronika należą do najważniejszych na świecie rynków „technologii inteligentnych". Wartość zastosowania materiałów i systemów inteligentnych w znacznym stopniu przewyższa koszty ich rozwoju i produkcji. Niezmierna jest różnorodność zastosowań materiałów i systemów inteligentnych, w tym: różnego rodzaju czujników i sensorów, przetworników, materiałów do zastosowań w medycynie, a przede wszystkim w chirurgii. Typowe podejście do stworzenia inteligentnych struktur to zestawienie materiałów i struktur znanych składników z elementami aktywnymi, zarówno wbudowanymi, jak i przyłączonymi do materiałów strukturalnych. Ostatnio projektuje się i produkuje miniaturowe urządzenia zawierające materiały inteligentne, a także różnego rodzaju narzędzia. Artykuł jest wprowadzeniem do czterech kolejnych podejmujących tematykę nowych zastosowań dla materiałów inteligentnych.

WIADOMOŚCI GOSPODARCZE KOBALT TESTUJE CENĘ 30 $ US ZA FUNT THOMAS A.: COBALT TO TEST US $ 30/lb. MIN. J. 2004, nr 16 Jan., s. 3. póz. 75471 — BŁ

Gwałtowny skok cen kobaltu został spowodowany zbiegnięciem się w czasie wzrostu popytu z ewentualnością zakłócania aktywizacji produkcji. Firma WMC Resources Ltd (Australia) zawarła na początku grudnia 2003 r. transakcje na sprzedaż surowca z dostawą w jeszcze w grudniu za cenę równą 16 $ USA za funt. Na początku stycznia 2004 r. firma sprzedała w transakcjach z dostawą na miesiąc luty 5 t kobaltu w cenie 29,50 $ USA za funt. W konsekwencji WMC Resources Ltd podwyższyło cenę wstępną dla następnych transakcji do poziomu przekraczającego 30 $ USA za funt. Cena kobaltu rosła równomiernie od początku 2003 r. Najniższy poziom równy 6,00 $ USA za funt osiągnęła w październiku w 2002 r. Niedawny gwałtowny skok cen przypisywany był głównie niepokojom o wpływ ewentualnego strajku w należących do Falconbridge Ltd zakładach Sudbury. Strajk w Falconbridge Ltd może zubożyć miesięcznie światowe zapasy kobaltu o 375 t tego surowca. Roczne światowe zapasy kobaltu wynoszą około 41 tyś. t, Większość światowego kobaltu jest sprzedawana w transakcjach długoterminowych i obecnie niewielka ilość surowca jest dostępna na rynku transakcji natychmiastowych. Jeśli więc sytuacja w Falconbridge Ltd zaostrzy się, jego klienci zostaną zmuszeni do zapewniania sobie dostaw surowca zastępczego. Ogromna presja na ceny kobaltu pojawiła się w następstwie ataków na Stany Zjednoczone z 11 września, kiedy to popyt na nowe samoloty (około 25 % kobaltu zużywa się na produkcję superstopów) drastycznie spadł. Jednakże po upływie ponad 12 miesięcy popyt zaczął wracać do dawnego poziomu. Rosnący popyt na sprzęt elektroniczny wykorzystujący baterie litowo-kobaltowe skłonił producentów baterii do ponownego gromadzenia zapasów i ceny zaczęły wracać do poprzedniego poziomu. Od niedawna znaczącą rolę zaczął odgrywać również wzrost wydatków na obronę i rozwój w sektorze lotnictwa cywilnego. Clive Burstow, analityk ds. handlu kobaltem dla Metal Bulletin Research stwierdził, że popyt ze strony wytwórców silników lotniczych rośnie. Analityk ostrzega, że obecny wysoki poziom cen może

okazać się na dłuższą metę szkodliwy dla rynku kobaltu. Twierdzi on, że sektor elektrotechniczny już ogranicza, gdzie jest to możliwe, ilość kobaltu stosowanego w bateriach i że nabywcy z sektora lotniczego i kosmicznego kupują z dnia na dzień. Clive Burstow uważa, że ceny mogą równie dobrze wzrosnąć w przyszłym roku, chociaż mało prawdopodobne jest, aby osiągnęły najwyższy poziom z 1978 r. wynoszący 45 $ USA za funt. Analityk uważa, że w ciągu tego roku ceny lekko spadną. ALCOA ZWIĘKSZY ZYSKI DZIĘKI WYŻSZYM CENOM ALUMINIUM CHALMERS N.: ALCOA PROF1TS RISE ON ALUMINIUM PRICES. MIN. J. 2004. nr 16, Jan., s. 12. póz. 75472 — BŁ

Opublikowano wyniki finansowe firmy Alcoa Inc. osiągnięte w ostatnim kwartale 2003 r. Największy producent aluminium na świecie odnotował czysty dochód w wysokości 291 min $ USA. Firma skorzystała na wyższych cenach aluminium, niższej realnej stopie podatkowej i na jednorazowym zysku pochodzącym z rozliczenia premii ubezpieczeniowej. W porównaniu z zeszłym rokiem dochód firmy Alcoa Inc. wzrósł o 9 % i wyniósł 5,5 mld $ USA. Na taki stan wpłynął m.in. wzrost średniej ceny aluminium na Londyńskiej Giełdzie Metali o 13 % do poziomu 0,69 $ USA za funt. Wpływy z operacji ciągłych wyniosły 340 min $ USA pomimo znacznie wyższych wydatków na energię, surowce i gwarantowane przywileje pracownicze oraz pomimo niekorzystnego wpływu słabnącego dolara na operacje finansowe przeprowadzane w innych walutach. Jednak analitycy szybko ostudzili entuzjazm wywołany wynikami finansowymi firmy, zwracając uwagę na fakt, że grupa skorzystała na niższej niż się spodziewano stopie podatkowej i na tym, że w swych obliczeniach dochodu z operacji ciągłych ujęła jednorazowy zysk w wysokości 105 min $ USA. Alain Belda, dyrektor firmy Alcoa Ltd potwierdził, że spodziewał się, iż grupa skorzysta na lepszych warunkach rynkowych wynikających z „ciągłego wzrostu globalnego popytu na tlenek glinu i aluminium". Potwierdzono przyspieszenie realizacji planu podwyższania zdolności produkcyjnej o l ,1 min t/r. poprzez projekty rozbudo-

307

wy rafinerii na Jamajce, w Surinamie i w Zachodniej Australii. Poinformowano równocześni. o zawieszeniu prac nad wdrażaniem programów rozbudowy huty Baie-Comeau (Quebec, Kanada) po tym, jak zarząd prowincji poprosił o renegocjację warunków. Firma Alcoa Inc. poinformowała również, że planuje reorganizacje dwóch swoich hut w Massena w stanie Nowy Jork, w wyniku czego nastąpi redukcja 107 stanowisk pracy. Reorganizacjajest następstwem tymczasowego zmniejszenia w zeszłym roku produkcji o 24 %, która łącznie dla obu hut wynosiła 255 tyś. t/r. Przestój był wynikiem rosnących cen za energię i surowce. Alcoa potwierdziła, szczególną podatność huty Massena East na wahania rynkowe. Nelson Dube, dyrektor ds. operacji metalami pierwotnymi, stwierdził, że gdy huta Massena zmuszona była w 2003 roku ograniczyć produkcję, zarówno w zachodnich, jak i wschodnich zakładach w związku z wzrastającymi wydatkami na energię i tlenek glinu, to wtedy nie podjęto decyzji o znacznej redukcji etatów. Niestety teraz w momencie, gdy rozważana jest niższa produkcja — firma jest zmuszona do zreorganizowania poziomu zatrudnienia. Trwają negocjacje z NYPA, mające na celu zapewnienie hutom długoterminowe dostawy energii. Firma Alcoa Inc. poinformowała również o sprzedaży przedsiębiorstwa American Industrial Partners and Management za prawie 45 min $ USA (płatne w gotówce), specjalizującego się w sprzęcie pakującym. Sprzedaż przeprowadzono w ramach wcześniej zapowiedzianej strategii sprzedawania niektórych z dodatkowych zakładów. Dochód netto ze sprzedaży zostanie przeznaczony na spłatę długu. CODELCO ROZPOCZNIE SPRZEDAŻ ZAPASÓW KATOD MIEDZIOWYCH ROBERTS D.: CODELCO TO START SELLING COPPER CATHODE STOCKS. MET. BULL. 2004, nr 8826, s. 12, póz. 75470 — BŁ

Firma Codelco (Chile) potwierdziła, że przygotowuje się do stopniowego wypuszczania na rynek katod miedzianych, pochodzących z należących do firmy zapasów, wynoszących w sumie 200 tyś. t. Dla porównania całkowite zapasy trzech największych giełd handlowych na świecie spadają do poziomu 790 tyś. t. Codelco zapewniła, że rozpocznie sprzedaż „stopniowo i zadba o to, aby nie zaburzać normalnego rozwoju rynku". Firma Codelco, największy światowy producent miedzi, z powodu słabego popytu i niskich cen zdecydowała się w 2002 r. na gromadzenie zapasów katod. Jednak ceny wzrastają, a światowe zapasy maleją i nadchodzi najwyższy czas na pozbywanie się ok. 200 tyś. t miedzi, które są przechowywane w chilijskich magazynach. Firma Codelco oświadczyła, że nie wypuści katod na rynek dopóki zapasy trzech największych giełd — londyńskiej, Comex i szanghajskiej — nie spadną poniżej 800 tyś. t, co się właśnie stało. W chwili, gdy firma Codelco zdecydowała się na gromadzenie zapasów, zasoby wszystkich trzech giełd wynosiły 1,37 min t. Firma Codelco spotkała się w kraju z ostrą krytyką za przetrzymywanie zapasów, a niektórzy politycy twierdzili, że tego rodzaju decyzja oznaczała mniejsze zyski, a co za tym idzie niższe wpływy z podatków w 2003 r., co doprowadziło w kraju do cięć wydatków socjalnych. Niektórzy analitycy przewidują, że podjęta decyzja tak naprawdę obniżyła ceny miedzi, ponieważ rynki nie miały pewności czy firma Codelco dotrzyma obietnicy i czy nie zacznie sprzedaży katod wcześniej niż światowe zapasy spadną poniżej 800 tyś. t. Jednakże Codelco broni podjętych decyzji i twierdzi, że w 2004 r. doprowadzą one do „niesłychanych zysków", ponieważ umożliwią sprzedaż miedzi po dużo wyższych cenach. Kiedy przedsiębiorstwo decydowało się na gromadzenie zapasów, funt miedzi był sprzedawany za nieco ponad 70 centów, a na początku 2004 r. za l ,06 $ USA. Spekulowano nawet, że firma wypuściła już na rynek część swych zapasów w postaci 20 tyś. t katod, które zostały sprzedane w grudniu 2003 r. Jednak firma Codelco zaprzeczyła krążącym pogłoskom na ten temat. Poinformowano, że „materiał był nadwyżką pochodzącą z zeszłorocznej produkcji i był wytworzony dodatkowo". PROGNOZY DLA METALURGII PROSZKÓW WE WSCHODNIEJ I ZACHODNIEJ EUROPIE HOPE AND POTENTIAL FOR PM IN EUROPĘ EAST AND WEST. MET.

308

POWD. REP. 2004, t. 59. nr 2, s. 10*11, póz. 75473 — BŁ

Przemysł PM specjalizujący się produkcji proszków żelaza i wyrobów spiekanych w przeciągu ostatniego półwiecza radził sobie bardzo dobrze, a roczne tempo wzrostu wynosiło w tym okresie od 4 do 8 %. W porównaniu z innymi gałęziami przemysłu był to znakomity wynik. Jednak ciągle podejmuje się próbę odpowiedzi na poniższe pytania: Czego można oczekiwać w przyszłości? Czy nadchodzi okres przesycenia? Czy można spodziewać się, że rynek będzie nadal rozwijał się w tak szybkim tempie? Według Pera Lindskoga, który jest wybitnym specjalistą w branży, ale jak sam zaznaczył urodzonym optymistą, powinniśmy spodziewać się, że przemysł będzie się nadal rozwijał, a co więcej będzie to robił w wyjątkowo szybkim tempie. Jest on o tym przekonany z kilku powodów. Przede wszystkim nastąpiła ogromna poprawa wyników w sektorze PM, związana z poprawą właściwości materiału, osiągniętą złożonością kształtu i precyzją wymiarową. Oczekuje się kolejnych udoskonaleń, które umożliwią technologiom PM znalezienie nowych, bardziej wymagających zastosowań. Równie przekonywającym powodem do optymizmu są wprowadzane w przemyśle PM ulepszenia ekonomiczne. Technologie PM okazały się wyjątkowo konkurencyjne przy masowej i precyzyjnej produkcji. Jednak mimo to wysoka cena surowca hamowała wzrost przemysłowy. Przykładem może być stosunkowo wysoka cena proszku żelaza w porównaniu do ceny stali do przeróbki plastycznej, stosowanej w alternatywnych procesach kształtowania metali. Najwyższe koszty produkcji były oczywiście w początkowych dekadach rozwoju przemysłu, gdy produkcja zakładów specjalizujących się w proszku żelaza wynosiła ok. 10 tyś. t/r. W tym czasie stalownie produkowały miliony ton. Obecnie na całym świecie jest kilka zakładów produkujących rocznie ponad 100 tyś. t proszku żelaza. Największy z nich, należący do Hoeganaes Corporation, zakład Gallatin, ma zdolność produkcyjną równą 350 tyś. t. Wysoki wzrost produkcji proszku żelaza, miał oczywiście wpływ na koszty produkcyjne. W konsekwencji stosunek ceny proszku żelaza do ceny stali stopniowo się obniżał. Wzrosła konkurencyjność przemysłu PM, ale niestety wciąż cena proszku żelaza jest dwa razy wyższa od ceny stali do przeróbki plastycznej. Jednak Per Lindskog wierzy, że kiedy różnica między cenami proszku żelaza i stali do przeróbki plastycznej zmniejszy się, alternatywa stosowania PM stanie się atrakcyjniejsza. Według niego w konsekwencji wpłynie to na dalszy rozwój, a być może nawet przyspieszony rozwój przemysłu PM. W drugiej połowie XX w. rynek stali proszkowej został zdominowany przez dwa giganty — szwedzkie Hoganas AB i amerykańską Hoeganaes Corporation, które czerpały siłę z wcześniejszej intensywnej współpracy podczas prac badawczo-rozwojowych. Obie firmy przewodziły w udoskonaleniu proszków żelaza o wysokiej prasowalności i w ulepszaniu właściwości materiałów, w tym przede wszystkim wytrzymałości. Miały one nieoceniony wkład w rozwój technologii PM, a w konsekwencji i całego przemysłu PM. Niestety dominacja obu firm utrudniła sytuację innym „graczom". Cztery lata temu Hoganas AB i Hoeganaes Corporation zaprzestały wspólnej działalności i obecnie zażarcie rywalizują na wszystkich rynkach. Producenci prowadzą codzienną walkę o poprawę jakości i niższe ceny produkowanego przez siebie proszku żelaza. Siłą napędową ogromnego rozkwitu PM, który miał miejsce przez ostatnie 70 lat, była przewaga rynkowa oferowana przez nową technologię przy masowej produkcji wysoce precyzyjnych części maszyn, możliwa dzięki w pełni zautomatyzowanym i bezodpadowym procesom. Już w latach trzydziestych XX w. inżynierowie z General Motors zdawali sobie sprawę z wysokiej opłacalności technologii PM przy wytwarzaniu podzespołów do silników ich samochodów. Warunkiem zasadniczym rozwoju technologii PM było funkcjonowanie ekonomii rynkowej z wolną i aktywną konkurencją. W takich warunkach wygrywa każdy kto proponuje rozwiązanie jakiegoś problemu i wprowadza je na rynek w jak najkrótszym czasie. Na świecie występowały różne ograniczenia polityczne, ekonomiczne i geograficzne. Najbardziej sprzyjające warunki panowały w Stanach Zjednoczonych w związku z kapitalnym i jednorodnym rynkiem bez barier handlowych. To tutaj ulokowali się liderzy produkcji

masowej i to tutaj można znaleźć największe zakłady produkujące komponenty PM. Zużyły one w sumie w 2002 r. ponad 350 tyś. t proszku żelaza. Dla porównania w Europie zużycie proszku żelaza było 2,4 razy niższe i osiągnęło poziom 147 tyś. t. Należy zwrócić również uwagę na fakt, że Stany Zjednoczone oferują stosunkowo niskie ceny komponentów PM. Przeciętnie są one o połowę tańsze od ich europejskich odpowiedników. Prawdopodobnie najmniej sprzyjającym systemem dla szybkiego rozwoju była centralnie planowana gospodarka w państwach komunistycznych. Jednakże te czasy należą już do przeszłości i obecnie państwa Europy Wschodniej są bardzo obiecującym rynkiem dla rozwoju przemysłu PM. Pomimo faktu, że państwa Europy Wschodniej charakteryzują się nadal niestabilną gospodarką, infrastruktura gwałtownie się rozwija, a co najważniejsze to obecność niesamowitego rezerwuaru zasobów ludzkich — ludzi bardzo dobrze wykształconych, którzy „płoną z niecierpliwości, żeby coś zacząć działać'". Pierwsza i najważniejsza rada Pera Lindskoga dla wszystkich zaangażowanych w produkcję proszków metali, którzy są w Europie Zachodniej brzmi: „Nie czekajcie. Zrzućcie klapki z oczu i udajcie się do krajów Europy Wschodniej. Tojest miejsce, w którym nastąpi rozkwit sektora samochodowego i gdzie będą masowo produkowane inne towary konsumpcyjne. Europejski przemysł samochodowy przoduje dzięki Yolkswagenowi i Skodzie w Republice Czeskiej, Renault w Rumunii i Toyocie w Polsce. Nie czekajcie, bo inni was wyprzedzą". Zatem, gdzie jest miejsce Europy Zachodniej na tej mapie ekonomicznej i jakie są cechy charakterystyczne europejskiej metalurgii proszkowej? Europa wciąż nie jest jednym państwem i rynek z pewnością nie jest jeszcze jednorodny, choć zostały rozpoczęte istotne kroki w tym kierunku poprzez stopniowe wprowadzanie euro. Per Lindskog uważa, że: „Włączanie państw Europy Wschodniej do UE stworzy warunki porównywalne do panujących na rynku amerykańskim" i myśli, że „przy odrobinie szczęścia zachowamy europejską

odmienność kulturową, choć nie widzi żadnych przeciwwskazań, co do tego, aby rynkiem europejskim rządziły w przyszłości te same siły, co rynkiem amerykańskim." Cena benzyny jest jednym z ważniejszych czynników ekonomicznych, mających ogromny wpływ na amerykański i europejski przemysł samochodowy. Pośrednio ma to również wpływ na przemysł komponentów PM. W Europie benzyna jest trzy razy droższa niż w Stanach Zjednoczonych. Autor zastanawia się, czy ta tendencja się utrzyma. Twierdzi, że przekraczało jego umiejętności prognozowania. Zwraca jednak uwagę, że taka tendencja utrzymała się przez ostatnie 50 lat. Widoczną tego konsekwencją w przemyśle PM jest to, że europejskie samochody zawsze były mniejsze i zawierały mniej części PM. Obecnie w przeciętnym samochodzie europejskim jest ok. 8 kg części PM, a w amerykańskim — 18 kg. Amerykanie z ich tanią benzyną, jeżdżący swoimi wielkimi samochodami ze stałą, wolną prędkością zwracają mniejszą uwagę na wysoką sprawność, a większą na komfort jazdy. W lekkich, szybkich pojazdach wymagane są lżejsze, bardziej wytrzymałe części, a części PM nie zawsze są w stanie temu sprostać. Jednakże ciągle prowadzone prace nad doskonaleniem właściwości mechanicznych spiekanych części wpływają stałe na ich doskonalenie. Z roku na rok udaje się sprostać coraz wyższym wymaganiom, czego świadectwem jest stałe rezygnowanie z innych technologii formowania metali na rzecz technologii PM. Według opinii Pera Lindskoga, zaprezentowanej na konferencji PM 2003 w Walencji, Europa nadal będzie zajmowała czołowe miejsce w doskonaleniu technologii PM i materiałów na bazie proszków żelaza. Uważa on, że prawdopodobnie zakłady PM z Europy Zachodniej będą stawały na czele ruchu ukierunkowanego na nowoczesność i udoskonalanie produkcji. Z kolei Europa Wschodnia będzie jednym z najszybciej rozwijających się rynków na świecie i będzie odpowiedzialna za rozkwit rynku tanich wyrobów, produkowanych w ogromnych ilościach.

WYBRANE KONFERENCJE szkolenia, seminaria, wystawy, targi światowe i krajowe związane z metalami nieżelaznymi w latach 2004-2006 16-18 czerwca, 2004, Falmouth, W. Brytania Reagents in Minerals Engineering Źródło: Minerals Engineering. 2003, t. 16, nr 9, s. 892 e-mail: [email protected] 15-19 czerwca 2004, Diisseldorf, RFN METAY 2004 Źródło: Metal Powder Report 2003, t. 58, nr 11, s. 43 www.metav.de 16-18 czerwca 2004, Falmouth, W. Brytania Reagents 04 Źródło: Hydrometallurgy 2004, t. 72, nr 1-2, s. 178 22-24 września 2004, Essen, RFN Aluminium 2004 Źródło: Light Metal Agę 2003, t. 62, nr 1-2, s. 80 www.aluminium2004.com 26-29 września 2004, Madryt, Hiszpania REWAS 2004: Global Symposium on Recycling, Waste Treatment and Clean Technology Źródło: Erzmetall 2003, t. 56, nr 5, s. 311 www.inasmet.es/rewas04 17-21 października 2004, Wiedeń, Austria PM 2004 Powder Metallurgy Źródło: Metal Powder Report 2003, t. 58, nr 11, s. 43

www.epma.com 26-30 października 2004, Hannover, RFN Euro Blech 2004 Źródło: Light Metal Agę 2003, t. 62, nr 1-2, s. 80 www.euroblech.com 27-30 października 2004, Las Yegas, USA MINExpo International 2004 Źródło: Min. Eng. 2002, t. 15, nr 9, s. 704 8-9 listopada, 2004, Cape Town, RPA Solid-Liąuid Separation 04 Źródło: Minerals Engineering. 2003, t. 16, nr 9, s. 892 e-mail: [email protected] 10-12 listopada, 2004, Cape Town, RPA Precious Metals 04 Źródło: Minerals Engineering. 2003, t. 16, nr 9, s. 892 e-mail: [email protected] 17-19 grudnia 2004, Yaranasi, Indie International Conference on Recent Advances in Composites Materials Źródło: Z.Metallkd. 2002, t. 93, nr 9, s. 942 13-17 luty, 2005, San Francisco, USA TMS Meeting@Exhibition Źródło: Minerals Engineering. 2003, t. 16, nr 9, s. 887

309

e-mail: [email protected] 14-15 marca, 2005, Cape Town, RPA Pyrometaliurgy 05 Źródło: Minerals Engineering. 2003, t. 16, nr 9, s. 892 e-mail: [email protected] 16-18 marca, 2005, Cape Town, RPA Bio-& Hydrometallurgy 05 Źródło: Minerals Engineering. 2003, t. 16, nr 9, s. 892 e-mail: [email protected]

17-19 października 2005, Kyoto, Japonia International Lead-Zinc Processing Symposium Źródło: Minerals Engineering. 2003, t. 16, nr 9, s. 8! e-mail: [email protected] 12-16 marca, 2006, San Antonio, USA TMS Meeting & Exhibition Źródło: Minerals Engineering. 2003, t. 16, nr 9, s. 8! e-mail: [email protected]

Dział Informacji i Marketingu Instytutu Metali Nieżelaznych w Gliwicach tworzy jedyną w kraju polskojęzyczną Zintegrowaną Bazę Danych Metale Nieżelazne dostępną w sieci INTERNET pod adresem: www.imn.gliwice.pl. Zintegrowana Baza Danych Metale Nieżelazne obejmuje trzy bazy danych:

•

Baza Metale Nieżelazne (BMN) Baza danych Metale Nieżelazne jest informacyjną bazą bibliograficzną. Podstawowa tematyka to: wzbogacanie, otrzymywanie, przetwórstwo, metaloznawstwo i zastosowania metali nieżelaznych, jak też dziedziny interdyscyplinarne, takiejak: ochrona środowiska, automatyzacja, zagadnienia gospodarcze, metody badań własności, chemia analityczna. Rekordy w bazie zawierają: dane bibliograficzne, opis deskryptorowy dokumentu oraz analizę dokumentacyjną. Baza danych Metale Nieżelazne jest jedyną w kraju bazą danych obejmującą całość zagadnień metali nieżelaznych. Obecnie baza danych Metale Nieżelazne liczy ok. 75 000 rekordów.

•

Biblioteczna (BZB) Zakres tematyczny bazy danych BZB jest identyczny jak bazy Metale Nieżelazne. Do bazy wprowadzane są informacje o wszystkich typach dokumentów wpływających do Biblioteki Naukowo-Technicznej Instytutu Metali Nieżelaznych. Rekordy zawierają opis bibliograficzny dokumentu i opis deskryptorowy. Obecnie baza danych BZB liczy ponad l O 400 rekordów Opracowania Wiosnę (ÓW)

•

Zadaniem bazy danych ÓW jest informowanie o dorobku naukowym Instytutu Metali Nieżelaznych, o różnorodnych opracowaniach pracowników IMN, takich jak: książki, artykuły, broszury, sprawozdania z prac badawczych, rozprawy doktorskie i habilitacyjne, patenty, referaty na sympozjach, zjazdach i konferencjach. Baza ta liczy obecnie ponad 5500 rekordów. Możliwość przeszukiwania baz danych uzyskacie Państwo po wypełnieniu Formularza Rejestracyjnego, który znajduje się na stronie domowej Działu Informacji i Marketingu. Oferujemy również usługi przeszukiwania baz danych na miejscu za pośrednictwem sieci LAN. Zamówienia na nasze usługi przyjmujemy na bieżąco. Nasz adres: Instytut Metali Nieżelaznych Dzial Informacji i Marketingu 44-101 Gliwice ul. Sowińskiego 5 Dzial Informacji i Marketingu Kierownik Działu Informacji i Marketingu mgr Alicja Skotnicka tel.(0-32) 2380-263 fax (0-32) 2316933; 2380350 e-mail: [email protected]

Materiały informacyjne opracowuje zespół pracowników Działu Informacji i Marketingu Instytutu Metali Nieżelaznych w składzie: mgr inż. Jadwiga Kapryan — JK mgr inż. Beata Łaszewska — BŁ mgr inż. Anna Gorol — AG Alicja Wójcik — AW

310

Światowy rynek metali nieżelaznych

^v«v\

GLOBAL NON-FERROUS METALS MARKET Redaktor odpowiedzialny: dr hab. inż. JAN BUTRA Rudy Metale R 49 2004 nr 6 UKD 669.2A 8( 100):338.5( 100).339.4( 100)

WYDARZENIA GOSPODARCZE NIEZALEŻNE BADANIA NA PROJEKCIE TURQUOISE HILL INDEPENDENT TURQUOISE HILL STUDY. Mining Journal. 6 February 2004, p. 8 Niezależna grupa konsultantów zakończyła wstępną ocenę projektu miedzi i złota Turąuoise Hill w Mongolii (własność Ivanhoe Mines Ltd). Raport przewiduje dwa etapy działalności. Pierwszy etap (l-«-5 lat) obejmuje budowę zakładu, który rocznie będzie przerabiał 20 min t rudy dostarczanej z trzech kopalń odkrywkowych zlokalizowanych w Southwest Oyu, Central Oyu i Hugo South. Drugi etap przewiduje zwiększenie wydobycia rudy do 40 min t/r. poprzez rozbudowę kopalni podziemnej w Hugo North i kopalni odkrywkowej w Hugo South. Złoże Southwest Oyu posiada bogactwa wskazane na poziomie 267 min t o średniej zawartości 0,53 % Cu, 0,86 g/t Au oraz bogactwa wnioskowane o wielkości l 284 min t i średniej zawartości 1,13 % Cu i 0,24 g/t Au. Wstępny koszt inwestycyjny oszacowano na 529 min $. Produkcja w pierwszym etapie rozpocznie się w 2007 r. Kopalnia będzie zdolna do wydobycia 40 min t rudy/r, przez 25 lat, a w pierwszych latach roczna produkcja wyniesie ok. 400 tyś. oz złota i 480 tyś. t miedzi. INWESTYCJA W TARNYER TARNYER INYESTMENT. Mining Journal, 6 February 2004, p. 9 Urals Mining and Metals Co planuje udostępnienie złoża miedzi i cynku Tarnyer w rosyjskim regionie Sverdlovsk. Według oszacowania złoże zawiera 6,4 min t o średniej zawartości 1,44 % Cu i 4,57 % Zn. Koszt przedsięwzięcia oszacowano na 32 min $. Przedsiębiorstwo zakłada, że pierwsza produkcja rozpocznie się w listopadzie 2005 r. i wyniesie 12 tyś. t/r. FINANSOWANIE PROJEKTU KANSANSHI KANSANSHI FINANCING ARRANGED. Mining Journal, 13 February 2004, p. l First Quantum Minerals Ltd podpisał pierwszą z umów dotyczących finansowania pierwszej fazy rozbudowy projektu miedzi Kansanshi w Zambii. Pakiet finansowy obejmuje 163 min $ na budowę, 30 min $ na zakup wyposażenia górniczego, 25 min $ rezerwy i 6 min $ na infrastrukturę linii elektroenergetycznej. Projekt bazuje na bogactwach tlenkowych i siarczkowych. Tlenkowe zasoby pewne i prawdopodobne wynoszą 46,9 min t o średniej zawartości l ,75 % Cu i 0,26 g/t Au. Siarczkowe zasoby pewne i prawdopodobne oszacowano na 95,6 min t o średniej zawartości l ,03 % Cu i 0,19 g/t Au. Pierwsza faza projektu (3 lata) przewiduje eksploatację metodą odkrywkową rudy tlenkowej i mieszanej na poziomie 4 min t/r. oraz rudy siarczkowej — 2, l min t/r. Przedsiębiorstwo prognozuje, że roczna produkcja wyniesie 60 tyś. t miedzi katodowej i 70 tyś. t koncentratów miedzi oraz ok. 35 tyś. oz złota. Po dziesięciu latach działalności produkcja katod zacznie spadać z powodu sczerpania

zasobów. Podczas 16 lat kopalnia przerobi rocznie maksymalnie 4 min t rudy tlenkowej i 6 min t rudy siarczkowej. First Quantum przewiduje uruchomienie kopalni i rozpoczęcie produkcji komercyjnej na początku 2005 r. TRITTON ROZPOCZYNA BUDOWĘ TRITTON BUILD BEGINS. Mining Journal, 13 February 2004, p. 10 Tritton Resources Ltd rozpoczął budowę na projekcie miedzi w Nowej Południowej Walii. Kopalnia o wartości 39 min $A będzie produkowała rocznie 24 tyś. t koncentratów miedzi przez 11 lat działalności. NAGŁY SPADEK PRODUKCJI GRUPO MEXICO GRUPO MEXICO SLUMPS. Mining Journal, 20 February 2004, p. 3 Grupo Mexico SA de CV wyprodukował ponad 800 tyś. t miedzi w 2003 r., tj. o 50 tyś. t mniej niż w 2002 r. Przedsiębiorstwo zamierza zainwestować 65 min $ w kopalnie i przewiduje na ten rok produkcję na poziomie 850 tyś. t. KUMBA KONTYNUUJE ROZMOWY DOTYCZĄCE PROJEKTU WYDOBYCIA MIEDZI I KOBALTU KUMBA TO HOŁD COPPER—COBALT PROJECT TALKS. Metal Bulletin, 16 February 2004, No. 8829, p. 12 Południowoafrykańska firma Kumba Resources zamierza kontynuować rozmowy z przedstawicielami Gecamines i członkami rządu Republiki Demokratycznej Kongo dotyczące decyzji w sprawie legislacji postanowień umowy o eksploatacji kopalni Kamoto. Znajduje się ona w południowej części kraju, niedaleko Kolwezi. Kopalnia od wczesnych lat osiemdziesiątych boryka się z licznymi problemami związanymi z kosztami eksploatacyjnymi. W ubiegłym roku rząd Republiki Demokratycznej Kongo ogłosił, że w celu ratowania upadającej produkcji miedzi, niezbędne jest odnowienie działalności kopalni Kamoto przy pomocy kanadyjskiej firmy Kinross Gold Corp. Według prognoz Kinross produkcja miedzi w b.r. wzrośnie do 50 tyś. t, w 2005 r. do 75 tyś. t, natomiast do 2010 r. przewidywana produkcja ma osiągnąć poziom 200 tyś. t. Całkowity koszt wznowienia w ciągu trzech lat produkcji w kopalni szacowany jest na poziomie 135 min $. ROZBUDOWA PROJEKTU LOULO LOULO GO-AHEAD. Mining Journal, 6 February 2004, p. l Randgold Resources Ltd podjął decyzję o rozbudowie drugiej kopalni złota na projekcie Loulo w Mali. Przedsiębiorstwo posiada 80 % udziałów w projekcie, pozostałe 20 % należy do rządu malajskiego. Koszt przedsięwzięcia określono na 80 min $. Produkcja rozpocznie się w lipcu 2005 r. Kopalnia będzie przerabiała miesięcznie 180 tyś. t rudy i uzyskiwała rocznie 200 tyś. oz złota przez sześć lat działalności. Całkowity koszt eksploatacyjny oszacowano na 200-5-230 S/oz.

311

NEYADA KUPUJE KOPALNIĘ MAGISTRAL NEYADA ACQUISITION. Mining Journal, 6 February 2004, p. 3 Nevada Pacific Gold Ltd zakończył przejmowanie kopalni złota Magistral w Meksyku od Queenstake Resources Ltd. Przedsiębiorstwo przewiduje kontynuację eksploatacji przez dziewięć lat na poziomie 40 tyś. oz/r. BUDOWA NA PROJEKCIE YELADERO ROZPOCZĘTA YELADERO BUILD BEGINS. Mining Journal, 6 February 2004, p. 8 Barrick Gold Corp. rozpoczął budowę na projekcie złota Veladero w Argentynie. Projekt o wartości 435 min $ przewiduje produkcję 530 tyś. oz/r. przez 13,5 roku działalności. Produkcja rozpocznie się na początku 2006 r. POWRÓT DO PEŁNEJ PRODUKCJI W LARONDE LARONDE BACK ON TRACK. Mining Journal, 13 February 2004, p. 3 Kopalnia złota LaRonde w Quebecu (własność Agnico-Eagle Mines Ltd) powróciła do pełnej produkcji po wypadku, do którego doszło w ubiegłym tygodniu. Przedsiębiorstwo zmniejszyło wydobycie w kopalni podziemnej o więcej niż 25 %. Jednak młyn rozpoczął przeróbkę rudy z zapasów awaryjnych i produkcja nie została zmniejszona. PAN AM KUPUJE KOPALNIĘ MOROCOCHA PAN AM BUYS MOROCOCHA. Mining Journal, 13 February 2004, p. 3 Pan American Sil ver Corp. podpisał prawomocną umowę z indywidualnymi przedsiębiorcami, dotyczącą nabycia kopalni srebra Morococha w środkowym Peru. Przedsiębiorstwo zapłaci za udziały ok. 35 min S. Kopalnia produkuje ok. 3,5 min oz srebra na rok przy koszcie 3 $/oz. Zasoby pewne i prawdopodobne wynoszą 1,06 min t 0 średniej zawartości 269 g/t Ag, 4,94 % Zn, l ,90 % Pb i 0,43 % Cu. Pan American planuje rozbudowanie kopalni i zwiększenie wydajności młyna do 3,9 min oz srebra na rok przy koszcie mniejszym niż 2,50 $/oz. ANGLOGOLD KORYGUJE OSZACOWANIE ZASOBÓW ANGLOGOLD CUTS RESERYE ESTIM ATE. Mining Journal, 13 February 2004, p. 8 Ilość złota w zasobach pewnych i prawdopodobnych należących do AngloGold Ltd spadła w 2003 r. o 9,2 min oz do poziomu 63,1 min oz. Zasoby pewne oszacowano na 189,5 min t o średniej zawartości 2,31 g/t Au, a prawdopodobne oceniono na 492,4 min t o średniej zawartości 3,09 g/t Au. Przy ocenie zasobów przyjęto cenę złota 350 $/oz i kurs wymiany 7 R/1 $ w porównaniu do ceny 325 $/oz 1 kursu wymiany 10,5 R/1 $ na koniec 2002 r. Przedsiębiorstwo przewiduje krótszą działalność kopalni Savuka i Mponeng w Afryce Pd. z powodu mniejszej o 2,2 min oz i o 1,7 min oz ilości złota w zasobach pewnych i prawdopodobnych. COEUR W TANZANII COEUR'S TANZANIAN MOYE. Mining Journal, 13 February 2004, p. 10 Coeur Alene Mines Corp. otrzymał od Ministerstwa Energii i Górnictwa w Tanzanii koncesję dla obszaru o powierzchni 815 km , obejmującego złoża złota i srebra. Obszary koncesyjne znajdują się w północno-zachodniej części Tanzanii w pobliżu jeziora Yictoria. KONIEC STRAJKU W HARMONY HARMONY STRIKE ENDS. Mining Journal, 20 February 2004, p. 3 Harmony Gold Mining Co Ltd i South African National Union of Mineworkers (NUM) osiągnęli porozumienie kończące strajk 4500 pracowników blokujących szyby Nyala, Welkom i Orkney. NUM zaakceptował 9 % wzrost pensji za okres od l stycznia do 30 czerwca 2004 r. PINNACLE PODĄŻA DO CHIN PINNACLE HEADS TO CHINA. Mining Journal, 27 February 2004, p. 8 Kanadyjska Pinnacle Mines Ltd zawarła porozumienie z Tianlong Mining Co Ltd dotyczące nabycia 80 % udziałów w kopalni złota chińskiego przedsiębiorstwa Yuen Jia Ping (YJP) znajdującej się w prowincji Yunnan. Koszt transakcji to 2,25 min $C. Tianlong rozpoczął produkcję w kopalni YJP w 2003 r., jednak dane odnośnie do wielkości produkcji nie są dostępne.

312

BARRICK GOLD WYCOFUJE SIĘ Z PROGRAMU HEDGINGOWEGO BARRICK GOLD ENDS HEDGING PROGRAM. Mining Engineering, January 2004, p. 13 Kanadyjska firma Barrick Gold poinformowała o zakończeniu prowadzenia polityki hedgingowej i wystawieniu na przetarg wyprodukowanego złota. Według prezesa firmy hedging nie jest korzystny dla dalszego rozwoju firmy, ponieważ nie generuje w odpowiedni sposób wartości akcji. Bieżąca sprzedaż złota Barrick Gold plasuje się na poziomie 16,1 min oz po cenie 311 $/oz, co stanowi potrojoną wielkość sprzedaży z 2002 r. (5,7 min oz). Informacja ta może spowodować gwałtowny wzrost cen złota, a jeżeli firmie uda się sprzedać całą produkcję na rynku transakcji natychmiastowych, to w efekcie zwiększenie ilości złota na rynku osłabi pozycję cenową złota w dłuższym czasie. NEWMONT KONTYNUUJE WSPÓŁPRACĘ Z DWOMA KOPALNIAMI ZŁOTA W GHANIE NEWMONT TO PROCEED WITH TWO GOLD MINES IN GHANA. Mining Engineering, January 2004, p. 18 Newmont ogłosił plany rozwoju dwóch kopalni w Ghanie. W grudniu zarząd firmy przeznaczył 350 min $ na cele rozwojowe kopalni Ahafo, planowane jest również zainwestowanie 235 min $ na rozwój kopalni Akyem. Firma Newmont Mining jest największym światowym producentem złota. Kopalnie Ahafo i Akyem zawierają razem około 30 min oz złota. Planowane rozpoczęcie działalności w kopalni Ahafo to rok 2006, natomiast Akyem rok później. Koszty eksploatacyjne szacowane są na 175-«-185 $/oz złota w kopalni Ahafo i 160-^175 $/oz złota w kopalni Akyem. Newmont Mining produkuje rocznie ok. 9 min oz złota w swoich kopalniach w Nevadzie, Peru, Indonezji i Australii. PIERWSZA KOPALNIA ZŁOTA NA GRENLANDII GOTOWA DO ROZPOCZĘCIA PRODUKCJI GREENLAND'S FIRST GOLD MINĘ READY FOR PRODUCTION. Mining Engineering, January 2004, p. 18 Kopalnia Nalunaą jest pierwszą od ponad 25 lat kopalnią, która powstała na Grenlandii. Roczne wydobycie szacowane jest na 130 tyś. oz złota. Kopalnia zlokalizowana jest na południu Grenlandii, ok. 40 km od Nanortalik. Złoża kopalni znajdują się na 215 m n.p.m. Nalunaą Minę należy do spółki jv. w której 82,5 % udziałów należy do Crew Development, natomiast pozostałe 17,5 % jest własnością NunaMinerals. Obecne plany na pierwsze 10 lat działalności kopalni obejmują roczną produkcję na poziomie 10 tyś. oz złota przy cenie 169 S za oz. WIĘKSZA PRODUKCJA OŁOWIU W PASMINCO CENTURY GRADE BOOSTS PASMINCO LEAD OUTPUT. Mining Journal, 6 February 2004, p. 4 Producent metali Pasminco Ltd, który pod koniec tego roku pojawi się na rynku jako Zinifex Ltd, wyprodukował 315,2 tyś. t koncentratów cynku i 140,3 tyś. t koncentratów ołowiu w drugiej połowie 2003 r., co stanowi wzrost o odpowiednio 1,7 % i 2,2 % w stosunku do analogicznego okresu 2002 r. Do wyniku przyczyniły się zdolności produkcyjne hut Hobart i Port Pirie w Australii, huty Budel w Holandii, huty Clarksville w Tennessee oraz 50 % udziałów w kopalni ołowiu ARA w Australii. Kolejne 17,4 tyś. t koncentratów cynku i 10,4 tyś. t koncentratów ołowiu wniosła huta Cockle Creek w Australii zanim została zamknięta 12 września 2003 r. Produkcja Pasminco w trzecim i czwartym kwartale 2003 r. wyniosła w sumie 293,6 tyś. t koncentratów cynku i 53 tyś. t koncentratów ołowiu. Zawartość metalu w koncentracie wynosiła odpowiednio 6,2 % mniej (Zn) i 23 % więcej (Pb) niż w korespondencyjnym okresie 2002 r. Wynik obejmuje produkcję z kopalń Century i Rosebery w Australii oraz kopalni Clinch Yalley w Tennessee. Natomiast kopalnia Elura w Nowej Południowej Walii została sprzedana 12 września 2003 r., po wyprodukowaniu 19,9 tyś. t koncentratów cynku, 10,4 tyś. t koncentratów ołowiu i 6,5 tyś. kg srebra. Zamknięcie kopalni Clinch Yalley zaplanowano na czerwiec 2004 r. Największy wkład wykazała kopalnia Century w Queensland, która w drugiej połowie 2003 r. wyprodukowała 249,4 tyś. t koncentratów cynku, 40,5 tyś. t koncentratów ołowiu i 124,2 tyś. kg srebra. Zawartość

metalu w rudzie eksploatowanej w kopalni Century wzrosła do 2,9 % Pb (1,4 % w 2002 r.), co stanowi 152 % wzrost (144 % w 2002 r.) produkcji koncentratów ołowiu do 40 tyś. t (27,4 tyś. t w 2002 r.).

Lead and Zinc Study Group pokazują, że w roku ubiegłym deficyt ołowiu na rynku światowym wyniósł 68 tyś. t w porównaniu do nadwyżki w wysokości 25 tyś. t w 2002 r.

EKSPLOZJA PIECA W KOMPLEKSIE TRAIL TECK COMINCO TRAIL EXPLOSION. Mining Journal. 6 February 2004, p. 5, BLAST HALTS OUTPUT AT TECK COMINCO FURNACE. Meta! Bulletin, 9 February 2004, No. 8828. p. 15 Poważne uszkodzenie systemu w bojlerze pieca doprowadziło do eksplozji w rafinerii Kivcet kompleksu Trail w Kolumbii Brytyjskiej (własność Teck Cominco). Straty dotyczą tylko produkcji ołowiu i według przedsiębiorstwa klienci na tym nie ucierpią, ponieważ zapasy ołowiu pozwolą rafinerii na kontynuację produkcji, przez co najmniej dwa tygodnie. W 2003 r. Teck Cominco wyprodukował 412 tyś. t ołowiu, podczas gdy w 2002 r. produkcja tego metalu wyniosła 362 tyś. t. Natomiast produkcja cynku w roku ubiegłym wyniosła 283 tyś. t. Zdarzenie wywołało nagły wzrost trzymiesięcznej ceny ołowiu na LME do poziomu 818 $/t.

DOE RUN ZAMYKA CZĘŚĆ LA OROYA W CELU ZMNIEJSZENIA ZANIECZYSZCZENIA DOE RUN CLOSES PART OFLA OROYA TO CUT POLLUTION. Mining Journal, 27 February 2004, p. 5 W przyszłym roku Doe Run Co obniży produkcję w polimetalicznym kompleksie hutniczym i rafineryjnym Oroya w Peru z 75 do 45 tyś. t Pb/r. Jest to część planu przedsiębiorstwa związanego z redukcją emisji dwutlenku siarki z kompleksu. Doe Run musi do końca grudnia 2006 r. zredukować emisję siarki o 83 %, emisję ołowiu i arsenu do 25 mg/m', a zapylenie do 100 mg/m".

BREAKWATER NABĘDZIE MYRA FALLS BREAKWATER TO ACQUIRE MYRA FALLS. Mining Journal, 20 February 2004. p. 5 Breakwater Resources Ltd podpisał list intencyjny z Boliden AB odnośnie do nabycia kopalni cynku i miedzi Myra Falls w Kolumbii Brytyjskiej. Zgodnie z warunkami porozumienia Breakwater wyemituje 18 min akcji dla Boliden i 5 min gwarancji realizowanych po l $C/akcję do 28 stycznia 2009 r. Myra Falls położona na wyspie Vancouver składa się z podziemnej kopalni o zdolnościach produkcyjnych na poziomie 1,5 min t/r., zakładu przeróbczego, infrastruktury i terminalu załadunkowego w mieście Campbell River. Kopalnia produkuje koncentraty cynku i miedzi zawierające znaczące ilości złota i srebra. Według Boliden kopalnia wyprodukowała w 2003 r. 57,5 tyś. t cynku, 10,7 tyś. t miedzi i 22,4 tyś. kg srebra. TECK COMINCO — WPŁYW „SIŁY WYŻSZEJ" NA DOSTAWY OŁOWIU TECK COMINCO DECLARES FORCE MAJEURE ON DĘLI YERIES OF LEAD. Mining Journal. 27 February 2004. p. 4 Teck Cominco Ltd oświadczył, że z powodu „siły wyższej" dostawy rafinowanego ołowiu z huty Kivcet, będącej częścią kompleksu hutniczego i rafineryjnego cynku i ołowiu Trail w Kolumbii Brytyjskiej, będą opóźnione. Według rzecznika firmy uruchomienie huty zaplanowano na drugą połowę marca 2004 r. Zdolności produkcyjne kompleksu Trail wynoszą 120 tyś. t ołowiu rocznie, chociaż w 2003 r. wyprodukowano jedynie 88 tyś. t. Problemy Trail związane są także z ceną ołowiu, która osiągnęła poziom 935 S/t, a następnie gwałtownie spadła do 830 $/t. Ostatnie dane z International

ZAMKNIĘCIE KIDD CREEK W ROKU 2004 KIDD CREEK TO SHUT IN 2004. Metal Bulletin, 9 February 2004. No. 8828. p. 15 Falconbridge zamierza wstrzymać produkcję w rafinerii cynku Kidd Creek na dwa miesiące, natomiast w hucie miedzi na pięć tygodni. Okresowe zamknięcie przewidziano na lipiec, sierpień i wrzesień. W 2003 r. przedsiębiorstwo zamknęło rafinerię cynku na dwanaście tygodni z powodu niskich cen metalu. Obliczono, że w ubiegłym roku produkcja cynku w rafinerii Kidd Creek wyniosła 110 tyś. t, czyli o 35 tyś. t mniej niż w 2002 r. INCO ODWOŁUJE PRACE ZABEZPIECZAJĄCE INCO CANCELS SHUTDOWN. Mining Journal. 6 February 2004, p. 3 Inco Ltd odwołał zaplanowane na lato prace zabezpieczające w kopalni Ontario. Według dyrektora generalnego, Scotta Handa, wstrzymanie prac i modernizacja procesu przeróbki pomoże przedsiębiorstwu zwiększyć produkcję niklu i PGM. W roku 2003 produkcja Inco spadła do 187,2 tyś. t, tj. o 11 % w porównaniu do 2002 r., a produkcja PGM do 207 tyś. oz. Do spadku produkcji przyczynił się trzymiesięczny strajk w kopalni Sudbury. Przedsiębiorstwo prognozuje produkcję w 2004 r. na poziomie 230 tyś. t niklu i 400 tyś. oz PGM. KONIEC STRAJKU W KOPALNI SUDBURY STRIKE ENDS AT FALCONBRIDGE'S SUDBURY OPERATION. Mining Journal. 27 February 2004. p. 4 Członkowie związku Canadian Auto Workers (CAW) osiągnęli porozumienie z zarządem kopalni Sudbury w sprawie nowego kontraktu o pracę i zakończyli strajk rozpoczęty l lutego br. Zgodnie z porozumieniem związkowcy osiągną wzrost stawki o 0,40 $C/godz. i wzrost pensji z 50 do 53 SC/msc. Ponadto pracownicy otrzymają premie w wysokości 2 tyś. SC i jednorazowe wynagrodzenie w wysokości l tyś. $C.

INFORMACJE GIEŁDOWE SPRZEDAŻ OBLIGACJI BEMY BEMA BONDS. Mining Journal. 13 February 2004, p. 13 Bema Gold Corp. sprzedał obligacje zamienne o wartości 70 min S w celu uzyskania środków na wznowienie eksploatacji w Refugio (projekt w Chile) i rozbudowę projektu Kupol w Rosji. Termin spłaty obligacji przypada na luty 2011 r., a oprocentowanie wynosi 3,25 %. Przedsiębiorstwo wyprodukowało w 2003 r. 250 315 oz złota przy całkowitym koszcie 278 $/oz. Bema prognozuje produkcję na 2004 r. na poziomie 300 tyś. oz (przy koszcie 271 $/oz) i spodziewa się wzrostu produkcji do 400 tyś. oz w 2005 r. ANGLOGOLD SPRZEDAJE OBLIGACJE ANGLOGOLD BOND PLAN AS ASHANTI DEAL APPROYED, Mining Journal. 20 February 2004. p. 11 AngloGold Ltd planuje zebranie ok. l mld $ poprzez sprzedaż pięcioletnich obligacji zamiennych. Przedsiębiorstwo zamierza przeznaczyć dochód netto ze sprzedaży na spłatę długu i opłatę

kosztów transakcji związanych z nabyciem Ashanti Goldfields Co Ltd w Ghanie. Przejęcie o wartości l ,5 mld $ zostało zatwierdzone przez parlament Ghany. AngloGold obiecał wniesienie wkładu w wysokości 44 min $ w ciągu następnych pięciu lat na poszukiwania w obrębie kopalni Obuasi oraz wpłatę 110 min $ w tym samym okresie na modernizację kopalni. RANDGOLD & EXPLORATION ZBIERA UDZIAŁY W AFLEASE RANDGOLD & EXPLORATION RAISES AFLEASE STAKE. Mining Journal, 20 February 2004, p. 14 Randgołd & Exploration Co Ltd uzgodnił warunki, według których może zapłacić do 411 min R za zwiększenie swojego udziału w Afrikander Lease Ltd (Aflease) do 33,6 %. Przedsiębiorstwo posiada obecnie 7,3 min akcji w Aflease (3,5 % wyemitowanego kapitału akcyjnego) i 75 % udziałów nie uprawniających do głosowania, tj. 23 min akcji w Aflease (10,9 %). Aflease przeznaczy uzyskane środki finansowe na rozbudowę kopalń Bonanza South i Modder

313

East w Afryce Południowej oraz na sfinansowanie zakupu kopalni Kalahari Goldridge (Kalgold) od Harmony Gold Co Ltd. NEYES CORYO ZAAKCEPTOWANE NEYES CORYO ACCEPTED. Mining Journal, 27 February 2004, p. 11 Rząd Portugalii zaakceptował ofertę EuroZinc Mining Corp. o wartości 128 min euro dla Somincor-Sociedade Mineira de Neves Corvo S.A., operatora największej kopalni miedzi w zachodniej Europie. Rząd jako 51 % udziałowiec w Somincor otrzyma 70 min euro ze sprzedaży. Natomiast Rio Tinto plc, który posiada 49 %, otrzyma wyrównanie w postaci dochodu ze sprzedaży. KGHM ZAMIERZA SPRZEDAĆ AKTYWA TELEKOMUNIKACYJNE KGHM TO SELL TELECOM ASSETS AS PROFITS SOAR. Mining Journal, 27 February 2004, p. 14 Polski producent miedzi KGHM Polska Miedź S.A. ogłosił siedmiokrotny wzrost zysku za czwarty kwartał 2003 r., który wy-

niósł 132 min zł (l $ = 3,90 $) w porównaniu do straty netto w wysokości 24 min zł w analogicznym okresie 2002 r. Przedsiębiorstwo w styczniu prognozowało, że zysk netto w 2004 r. wzrośnie z 412 min zł w 2003 r. do 652 min zł. Ponadto KGHM ma w planach sprzedaż aktywów telekomunikacyjnych Telefonii Dialog S.A.

OUADRA KUPUJE UDZIAŁY w HIGHLAND YALLEY i ROBINSON MINĘ QUADRA BUYS HIGHLAND YALLEY STAKE, ROBINSON MINĘ. Mining Engineering, January 2004, p. 17

Quadra Mining zakupił od BHP Billiton 33,6 % udziałów w kopalni miedzi Highland Yalley w Kolumbii Brytyjskiej oraz 100 % udziałów w nieczynnej kopalni miedzi Robinson w Nevadzie. Cena zakupu obu nieruchomości to 91 min $, przy czym BHP Billiton zgodził się na tymczasowe udzielenie pożyczki firmie Quadra Mining potrzebnej do realizacji zaplanowanych projektów.

WYNIKI FINANSOWE WZROST DOCHODU NEWMONTI SPADEK DOCHODU ANGLOGOLD NEWMONT UP ON GOLD PRICE, ANGLOGOLD SLIDES. Mining Journal, 6 February 2004, p. 15 Newmont zanotował za czwarty kwartał 2003 r. dochód netto w wysokości 153 min $ w porównaniu do 75 min $ w analogicznym okresie 2002 r. Przedsiębiorstwo uzyskało taki wynik na skutek 21 % wzrostu średniej zrealizowanej ceny złota do 394 $/oz. Sprzedaż złota spadła z 2,2 do 1,7 min oz z powodu niższej sprzedaży z kopalń w Australii i Newadzie. Całkowity koszt eksploatacyjny w tym okresie wzrósł do 197 $/oz w porównaniu do 178 $/oz w 2002 r. Przedsiębiorstwo zamierza w 2004 r. sprzedać 7,0-^7,2 min oz złota. Tymczasem AngloGold ogłosił, że zysk netto za czwarty kwartał 2003 r. spadł o 16 % do 11 min R w stosunku do kwartału trzeciego. Jako przyczynę podaje się silną pozycję miejscowej waluty. Pomimo 8 % wzrostu ceny złota do 392 $/oz dochód ze sprzedaży spadł nieznacznie do 3,69 mld R w porównaniu do 3,74 mld R w trzecim kwartale 2003 r. Produkcja złota nie zmieniła się znacząco i wynosiła l ,4 min oz, jednak koszty eksploatacyjne wzrosły o 5 % do 249 $/oz.

Zysk operacyjny przedsiębiorstwa

Węgiel 22 min $C Ztoto 10 min $C 7%

ik 61 min $C

dż 50 min $C

WIĘKSZY ZYSK TECK COMINCO DZIĘKI WYSOKIM CENOM METALI TECK COMINCO RISES ON HIGHER METAL PRICES. Mining Journal, 6 February 2004, p. 14 Wyższe ceny metalu i zysk ze sprzedaży projektu przyczyniły się do siedmiokrotnego wzrostu zysku Teck Cominco Ltd za czwarty kwartał 2003 r. Przedsiębiorstwo podało, że dochód netto za ten okres wyniósł 107 min $C i obejmuje zysk ze sprzedaży 70 % udziałów w projekcie złota Los Filos w Meksyku (41 min $C). Dla porównania dochód netto w korespondencyjnym okresie 2002 r. wyniósł 15 min $C. Dochód z kopalń wzrósł o 23 % do 767 min $C ze względu na wyższe ceny cynku, miedzi i złota. Średnia zrealizowana cena cynku w czwartym kwartale 2003 r. wynosiła 0,43 $/lb

314

(0,35 $/lb w 2002 r.), cena miedzi wzrosła do 0,99 $/lb (0,71 $/lb), a złota do 383 $/oz (325 $/oz). WMC RESOURCES — CZTEROKROTNIE WIĘKSZY ZYSK WMC RESOURCES QUADRUPLES PROFIT. Mining Journal, 13 February 2004, p. 11 Rosnący popyt na stal nierdzewną pomógł WMC Resources Ltd, jednemu z największych producentów niklu na świecie, zwiększyć czterokrotnie dochód w trzecim i czwartym kwartale 2003 r. Dochód netto wzrósł do 198,6 min $A w porównaniu z 46,3 min $A w drugiej połowie 2002 r. Dochód z kopalń należących do przedsiębiorstwa wyniósł 2,93 mld $A w 2003 r. w porównaniu do 2,69 mld $A w 2002 r. Natomiast dochód z niklu przed opodatkowaniem wyniósł 325,6 min $A w porównaniu do 145 min $ w 2002 r. Kopalnia miedzi i uranu (Olympic Dam) zanotowała stratę w wysokości 78 min $A w porównaniu do dochodu 30,5 min $A w 2002 r. Uruchomienie zakładu ekstrakcji miedzi w układzie ciecz-ciecz powinno zwiększyć produkcję miedzi w 2004 r. do 235 tyś. t (160,1 tyś. t w 2002 r.). Produkcja złota w 2003 r. osiągnęła poziom 86,1 tyś. oz (64,3 tyś. oz w 2002 r.). Rafineria Kwinana wyprodukowała w roku ubiegłym 61,4 tyś. t niklu, podczas gdy huta Kalgoorliev wyprodukowała 99,2 tyś. t kamienia niklowego. SPADEK ZYSKU GRUPO MEXICO GRUPO MEXICO PROFIT SLIDE. Mining Journal, 27 February 2004, p. 12 Grupo Mexico S.A. de CV, trzeci największy producent miedzi na świecie, ogłosił 80 % spadek zysku netto za czwarty kwartał 2003 r. do 19 min $ w porównaniu z 95 min S w analogicznym okresie 2002 r. Jednak większa produkcja i wyższe ceny pomogły przedsiębiorstwu siedmiokrotnie zwiększyć dochód przed opodatkowaniem, deprecjacją i amortyzacją do poziomu 239 min $. Całkowita produkcja miedzi w ubiegłym roku wyniosła 834,7 tyś. t w porównaniu do 844,3 tyś. t w 2002 r. WPŁYW INFLACJI NA ZYSK RT ZIMBABWE INFLATION OBSCURES RT ZIMBABWE. Mining Journal, 27 February 2004, p. 12 Rio Tinto zanotował zysk netto w wysokości 5,9 mld $Z w 2003 r. (w 2002 r. wyniósł on 582 mld $Z). Jednakże na wynik mocny wpływ miała inflacja $Z, co ilustruje porównanie obrotów przedsiębiorstwa w 2003 r. — 32,9 mld $Z i w 2002 r. — 4,9 mld $Z. Głównym produktem kopalni jest złoto z kopalń Patchway i Renco oraz nikiel z rafinerii Empress. Produkcja złota wyniosła 814 kg (26 tyś. oz) w 2003 r. w porównaniu do 1,2 tyś. kg w 2002 r. Natomiast produkcja niklu w 2003 r. wyniosła 6,2 tyś. t, tj. o prawie 3,3 % mniej niż w 2002 r.

CENY METALI GROŹBA STRAJKU PRZYCZYNĄ WZROSTU PREMII ZA MIEDZ KATODOWĄ COPPER CATHODE PREM1UMS RISE ON STRIKE THREAT. Metal Bulletin, 2 February 2004, No. 8827, p. 15 Europejskie Cif premie za miedź katodową wzrosły do poziomu 100 $/t. Przyczyną tego jest niepewna sytuacja na rynku i groźba strajku w chilijskiej kopalni Cerro Colorado, która rocznie produkuje 130 tyś. t miedzi. Uczestnicy rynku sądzili, że decyzja Codelco dotycząca sprzedaży połowy z 200 tyś. t zapasów miedzi zostanie przyćmiona przez inne niepokojące czynniki, takie jak zbliżający się strajk w Cerro Colorado. Jednak Codelco wystawił na sprzedaż część swoich zapasów. Na giełdzie w Rotterdamie ceny za metale grupy A osiągnęły poziom 95^-100 $/t. RYNEK OŁOWIU WKRACZA W NOWĄ FAZĘ LEAD STAGES NEW COMEBACK. Metal Bulletin, 16 February 2004, No. 8829, p. 12 Wysokie ceny ołowiu na giełdzie LME i wysoki poziom amerykańskich premii za ołów obrazują znakomitą kondycję rynku ołowiu. Producenci ołowiu mówią, że po sześciu latach bessy na rynku ołowiu, nareszcie doczekali się okresu, kiedy dobrze jest być w „ołowianym biznesie". Środkowo-zachodnie premie za ołów wzrosły do poziomu 5 centów/lb, podczas gdy premie na wschodnim wybrzeżu są nieco niższe, bo 4,5 centów/lb.

RUTYNA NA RYNKU KOBALTU COBALT MARKET STUCK IN GROOYE. Metal Bulletin, 9 February 2004, No. 8828, p. 15 Ceny kobaltu w ubiegłym tygodniu powstrzymywały konsumentów przed dokonywaniem transakcji biznesowych, czego przyczyną była obawa przed gwałtownym wzrostem cen. Od jesieni '2003 r. poziom cen kobaltu wzrósł trzykrotnie, a niektórzy uczestnicy rynku przewidują kolejne podwyżki. Western Mining podniosła ceny za kobalt do 28 $/lb. W chwili obecnej cena za kobalt waha się w przedziale 25,5-^28,5 $/lb.

Średnie miesięczne ceny metali

Metal

cena cena najniższa najwyższa

cena średnia

2539,75 2326,00

3000,50 2975,00

2758,96 2733,28

Ołów ($/Mg) transakcje natychmiastowe transakcje trzymiesieczne-sprzedaż

729,75 717,00

970,50 933,00

887,99 852,35

Cynk (S/Mg) transakcje natychmiastowe transakcje trzymiesieczne-sprzedaż

1041,50 1020,00

1 142,50 1 155,00

1087,26 1102,40

Nikiel ($/Mg) transakcje natychmiastowe 13 925,00 17760,00 transakcje trzymiesieczne-sprzedaż 13975,00 17660,00 Kobalt (S/Mg)

cena miesięczna najniższa luty 2004

cena miesięczna najwyższa luty 2004

min. 99,8 % min. 99,3%

27000 24688

28 188 25750

15 145,13 15 045,75

Złoto ($/oz) poranna popołudniowa

404,73000 404,87750

Srebro (c/oz) Spot

644,05000

February Averages, Metal Bulletin, 8 March 2004, No. 8832, p. 28

ZAPASY OŁOWIU

470661J

129401

414362

115094

358063

100788

301763

86481

04/DltfO

Luty 2004

Miedź Grade A ($/Mg) transakcje natychmiastowe transakcje trzymiesieczne-sprzedaż

ZAPASY MIEDZI

245464 0*»1/D2

Styczeń-Luty 2004

72174 04/0 Irttt

04*2/27

Data sesji

04/0 WO

04ffl2/27

03/12/31

Data sesji

ZAPASY CYNKU

ZAPASY NIKLU

76448S

31973

_ 750543

n

27061

| 738600

'§

22149

*

*

17237

:

7228S8 708715 04/0100

0*02/27

Data sesji

03/12/31

12325 04*1/02

04/01/30

04/D2/2?

03/12/31

Data sesji

Materiały informacyjne opracowuje Zespół Studiów i Analiz Strategicznych CBPM CUPRUM Sp. z o.o. Ośrodek Badawczo-Rozwojowy we Wrocławiu w składzie: dr inż. Jan Kudełko, mgr Aneta Barańska, mgr Aleksandra Mońka, mgr Wojciech Korzekwa.

315

i DOCTORS' AND ASSISTANT PROFESSORS' THESES Mgr inż. TERESA BAJOR Akademia Górniczo-Hutnicza, Wydział Metali Nieżelaznych, Kraków. Tytuł rozprawy doktorskiej

Wpływ orientacji krystalograficznej na naprężenie bliźniakowania w monokryształach RSC Promotor: Recenzenci:

Dr hab. inż. Marek Szczerba, prof. AGH, Kraków Prof. dr hab. inż. Zdzisław Jasieński — IMilM PAN, Kraków Prof. dr hab. inż. Andrzej Korbel — AGH WMN , Kraków

W dniu 30 marca 2004 r. obroniła pracę doktorską mgr inż. Teresa Bajor na Wydziale Metali Nieżelaznych AGH. W niniejszej pracy przedstawiono bardzo systematyczne dane eksperymentalne wpływu orientacji krystalograficznej na naprężenia bliźniakowania w monokryształach Cu-8%atAl. Zastosowano metodę badawczą typową dla eksperymentów z obecnością „efektu umocnienia utajonego" do określenia krytycznego naprężenia potrzebnego do uaktywnienia systemu bliźniakowania w krysztale posiadającym określoną liczbę dyslokacji. Uzyskane wyniki pokazują, że aktywacja poszczególnych systemów bliźniakowania postępuje za prawem krytycznych naprężeń ścinających, które jest analogiczne do prawa Schmid'a dla poślizgu. Na podstawie dużej ilości danych

eksperymentalnych sformułowano w pracy kryterium powstawania bliźniakowania w kryształach RSC. Kryterium mówi, że zapoczątkowanie transformacji bliźniaczej występuje jedynie wtedy, gdy trzy warunki konieczne zostaną spełnione równocześnie: (i) stosunek rozłożonego naprężenia ścinającego i naprężenia krytycznego, TRSS/TC systemu bliźniaczego jest większy niż dla jakiegokolwiek innego systemu poślizgu, (ii) TRSS jest większe niż minimalne naprężenie konieczne dla początku bliźniakowania, (iii) TRSS spełnia warunki polaryzacji ścięcia bliźniaczego. Dyskutowane są również inne wyniki eksperymentalne związane z tematyką naprężenia bliźniakowania w kryształach RSC.

Influence crystallographic orientation on the twinning stress in FCC single crystals In this paper, very systematic experimental data on the orientation dependence of the twinning stress in Cu-8at. %A1 single crystals are reported. A method, typical for "latent hardening experiments" is employed to determine the critical stresses needed to activate twin systems in a dislocated crystal. Results show that activation of a particular twin system follows a critical resolved shear stress law, which is analogous to Schmid's law for slip. A criterion for the onset of twinning in fcc crystals, based on examination of a large body of

experimental results, is also formulated. The criterion says that the onset of twinning occurs only when three necessary conditions are met simultaneously: firstly, a ratio TRSS/TC of the resolved shear stress to the critical stress of a twin system is greater than that of any other slip system; secondly, tRSS is greater than a minimum stress necessary for twinning to occur; thirdly, tRSS, satisfies the sense of a twin shear. Other experimental results related to twinning stress in fcc crystals are also discussed.

***

Mgr inż. ANDRZEJ NOWOTNIK Akademia Górniczo-Hutnicza, Wydział Metali Nieżelaznych, Kraków. Tytuł rozprawy doktorskiej

Przemiana fazowa w warunkach wysokotemperaturowego odkształcania stali węglowej i stali niskostopowej z dodatkami Ti i V 316

Promotor: Recenzenci:

Dr hab.inż. Ludwik Błaż, prof. AGH, Kraków Prof. dr hab. inż. Jan M. Sieniawski — Politechnika Rzeszowska, Rzeszów Prof. dr hab. inż. Jerzy Pacyna — AGH WMilM, Kraków

W dniu 27 kwietnia 2004 r. obronił pracę doktorską mgr inż. Andrzej Nowotnik na Wydziale Metali Nieżelaznych AGH. W dotychczasowych badaniach zwrócono uwagę na możliwość uzyskania struktury materiału w warunkach dynamicznego wydzielania, które nadaje wydzielającym się fazom cechy morfologiczne niemożliwe do uzyskania w warunkach statycznych. Przykładem może być dynamiczny wzrost wydzieleń w pasmach zlokalizowanego odkształcenia w stopach Cu ulegających przemianie nieciągłej. Ponieważ również w stali występuje przemiana nieciągła y—»P przewidywano możliwość wymuszenia lokalizacji tej przemiany w warunkach zlokalizowanego odkształcenia. Celem badań było więc dokonanie oceny wpływu warunków odkształcania w zakresie przemiany y —> cc + P w wybranych stalach — węglowej i niskostopowej — na strukturę materiału utworzoną w warunkach statycznych i dynamicznych. Szczególną uwagę zwrócono przy tym na ocenę rozkładu składników strukturalnych, które mogłyby wskazywać na niejednorodne wydzielanie związane z lokalizacją odkształcenia. Badania przeprowadzono na stali węglowej zawierającej 0,158 % C oraz na stali niskostopowej z zawartością mikrododatków Ti i V. Dla poprawnego zaprojektowania przebiegu planowanych badań przeprowadzono badania dylatometryczne, przy pomocy których opracowano wykresy CTPc dla obu badanych stali. Próby ściskania stali węglowej w czasie chłodzenia w zakresie temperatur charakterystycznych dla przemiany y —> a + P przeprowadzono z różnymi prędkościami odkształcania oraz różnymi prędkościami chłodzenia, stosując zależnie od czasu „przejścia" przez zakres przemiany fazowej, zakres odkształceń rzeczywistych: od 15 do 50 %. W każdym z przeprowadzonych eksperymentów proces odkształcania zakończono w temperaturze końca przemiany y —> a + P, chłodząc próbki helem natychmiast po odkształceniu. Dodatkowo przeprowadzono izotermiczne próby ściskania stali węglowej stosując dwie stałe prędkości odkształcania: 0,004 s"1 i 0,25 s~'. Wykonano próby w zakresie temperatury charakterystycznej dla występowania ferrytu z perlitem oraz w zakresie austenitu. Analizę współoddziaływania procesu wydzielania i odkształce-

nia w warunkach obróbki cieplno-plastycznej (OCP), jak i również wpływ parametrów OCP na końcową strukturę i własności mechaniczne stali niskostopowej, wykonano na podstawie prób ściskania symulujących proces wielostopniowego walcowania na gorąco. Przeprowadzono zatem szereg testów symulujących trzy- i czterostopniową OCP z zastosowaniem stałej prędkości odkształcania: 1 2 s" i różnych prędkości chłodzenia (PC) oraz różnych temperatur końca przyspieszonego chłodzenia (TKPC). Badania za pomocą prześwietleniowego i skaningowego mikroskopu elektronowego przeprowadzone dla próbek stali węglowej odkształconych podczas chłodzenia w zakresie przemiany, przy zastosowaniu zróżnicowanych parametrów odkształcenia (zgniot, prędkość odkształcania i chłodzenia), potwierdziły możliwość występowania bardzo nielicznych miejsc w strukturze, wskazujących na lokalizację procesu odkształcenia i przemiany eutektoidalnej. W większości analizowanych obszarów struktury stwierdzono jednak strukturę typową dla odkształcenia realizowanego w sposób statystycznie jednorodny. W próbkach odkształconych podczas chłodzenia w zakresie przemiany austenitu w ferryt oraz w próbkach przechłodzonych, odkształconych w stałej temperaturze poniżej temperatury A rl , stwierdzono, że wyraźnie uprzywilejowanymi miejscami zarodkowania pojedynczych wydzieleń cementytu są granice ziarn ferrytu tworzących się podczas odkształcania. Wzrost umocnienia stali niskostopowej wywołany dodatkami Ti i V oraz zastosowanie wysokiej prędkości odkształcenia w bardzo małym stopniu sprzyjają lokalizacji odkształcenia i przemiany nieciągłej. Przeprowadzona analiza struktury próbek poddanych różnym wariantom obróbki cieplno-plastycznej, ujawniły niewiele miejsc, w których można było stwierdzić skutki lokalizacji odkształcenia i związanej z nią heterogenizacji rozkładu perlitu. Własności mechaniczne stali niskostopowej odkształconej w warunkach symulowanego procesu regulowanego walcowania silnie zależą od zastosowanej prędkości przyspieszonego chłodzenia (PC) oraz od temperatury, w której zakończono proces przyspieszonego chłodzenia (TKPC).

The phase transformation under hot deformation of a commercial carbon steel and Iow alloy HSLA steel microalloyed with Ti and V The present work bas been inspired by previous researches performed on Cu-Ti and CuNiSiMg alloys undergoing multi-step phase transformation during high temperaturę deformation. The interaction of hot deformation and discontinuous precipitation was found to result in flow localization and dynamie coarsening of precipitates within shear bands. Sińce the structure of aged alloys is morphologically similar to a pearlite structure in steels, one may suspect that also austenite (y) to ferrite (a) and pearłite (P) transformation in steel may also lead to localized flow under hot deformations conditions. The objective of the work was to study the effect of hot deformation process within the temperaturę rangę corresponding to the y -» a + P transformation on commercial carbon and HSLA steels structure developed due to static and dynamie structural processes. The experimental materials were a commercial carbon steel containing of 0.158 % C and law alloy (HSLA) steel microalloyed with Ti (0.009.%) together with V (0.064 %). For the estimation of the temperaturę rangę for y —> a + P

transformation for both steels, continuous cooling transformation (CCT) diagrams were determined. Then, hot compression tests were performed on carbon steel at constant cooling ratę during phase transformation y —> cc + P. Each time the deformation process was begun at the y/a start temperaturę and completed at the temperaturę characteristic of applied cooling rates. Cooling ratę and adeąuate strain ratę were matched in accordance with the estimated CCT diagram. Thus, the samples were cooled during deformation with controlled cooling ratę: l K/s, 2 K/s, 3 K/s, 5 K/s and 10 K/s. Complementary experiments were carried out at constant deformation temperatures, in order to determine the effect of deformation conditions on the flow stress value. The samples were compressed at a strain ratę of 0.004 s" and 0.25 s" within the temperaturę rangę of 1023 K-^1373 K, that covered the temperaturę rangę corresponding to the austenite and ferrite and pearlite development (673-^-873 K). In addition, HSLA steel microalloyed with Ti and V, was subjected to Thermo-Mechanical-Control-Processing (TMCP) simulations using MTS system. For hot rolling simulations (height

317

reduction and temperaturę at each step, inter-pass cooling rates of 1 0.5 K/s and constant strain ratę of 2 s" ) coupled with accelerated cooling (5 to 20 K/s) and finish accelerated cooling temperatures simplified deformation schemes were adopted invol ving three or four individual steps. Hot working simulations have been performed in order to examine the effect of TMCP parameters on the mechanical properties. Special attention was paid to finał microstructure of the microalloyed steel. It was expected that the occurrence of strain localization caused by both high strain ratę and high height reductions may affect the non-uniform distribution of the products of Y -» a + P transformation and precipitates of (Ti, V) carbonitrides. The materiał structure was examined by means of optical and electron transmission microscopy. Ferrite/perlite (bainite) were typi-

cal structural components observed at hot deformed samples. Localized distribution of perlite or bainite that might result from Iow localization was observed very rarely. Precipitation of carbides on ferrite grain boundaries is the most typical structural effects of the deformation/precipitation interaction that was noted for the most of hot deformed samples of the examined carbon steel. In HSLA steel precipitations of (Ti,V)(C,N) appeared to be statistically distributed, suggesting they bad formed on dislocation lines produced by repeated deformation steps during hot working simulations. The results have also demonstrated the microstructural dependence of the yield strength on the TMCP parameters.

L.K.

STANDARDIZATION Informacje dotyczące normalizacji z zakresu metali nieżelaznych. Nowe Polskie Normy: — PN-EN 2076-1:2004 Lotnictwo i kosmonautyka — Gąski i odlewy ze stopów aluminium i stopów magnezu — Specyfikacja techniczna — Część 1: Postanowienia ogólne zastępuje: PN-EN 2076-1:2002 (U) — PN-EN 2076-3:2004 Lotnictwo i kosmonautyka — Gąski i odlewy ze stopów aluminium i stopów magnezu — Specyfikacja techniczna — Część 3: Odlewy wzorcowe i seryjne zastępuje: PN-EN 2076-3:1993 PROJEKT — PN-EN 2545-2:2004 Lotnictwo i kosmonautyka — Materiał wyjściowy oraz odlewy z tytanu i stopów tytanu — Specyfikacja techniczna — Część 2: Materiał wyjściowy zastępuje: PN-EN 2545-2:2002 (U) — PN-EN 12373-7:2004 Aluminium i stopy aluminium—Utlenianie anodowe — Część 7: Ocena jakości uszczelnienia anodowych powłok tlenkowych przez pomiar ubytku masy po zanurzeniu w roztworze kwas fosforowy/kwas chromowy, po uprzedniej obróbce w kwasie — PN-EN 12258-1:2004 Aluminium i stopy aluminium — Terminy i definicje — Część l: Terminy ogólne zastępuje: PN-EN 12258-1:2002 (U) Zmiany do Polskich Norm: — PN-EN 1653:1999/A1:2004 Miedź i stopy miedzi — Płyty, blachy i krążki na kotły, zbiorniki ciśnieniowe i zbiorniki gorącej wody Poprawki do Polskich Norm: — PN-EN 1652:1999/AC:2004 Miedź i stopy miedzi — Płyty,

318

blachy, taśmy i krążki ogólnego przeznaczenia —- PN-EN 12166:2002/AC:2004 Miedź i stopy miedzi — Druty ogólnego przeznaczenia Polskie Normy wprowadzające normy europejskie metodą uznania: — PN-EN 1179:2004 (U) Cynk i stopy cynku — Cynk pierwotny zastępuje: PN-EN 1179:1998 Normy europejskie przewidziane do uznania za Polskie Normy: — EN 601:2004 Aluminium and aluminium alloys — Castings — Chemical composition of castings for use in contact with foodstuff — Aluminium i stopy aluminium — Odlewy — Skład chemiczny odlewów przeznaczonych do kontaktu z artykułami żywnościowymi PN sprzeczna: PN-EN 601:1999 — EN 602:2004 Aluminium and aluminium alloys — Wrought products — Chemical composition of semi-finished products used for the fabrication of articles for use in contact with foodstuff— Aluminium i stopy aluminium — Wyroby przerobione plastycznie — Skład chemiczny półwyrobów stosowanych do produkcji wyrobów przeznaczonych do kontaktu z artykułami żywnościowymi PN sprzeczna: PN-EN 602:1998 Uwagi dotyczące poprawności tłumaczenia tytułów norm europejskich oraz proponowanego wycofania PN sprzecznych można nadsyłać do: Polski Komitet Normalizacyjny, Zespół Hutnictwa i Górnictwa ul. Dąbrowskiego 22, 40-032 Katowice tel/fax: (032) 256 33 73, e-mail: [email protected]

.:

:! s

f i;:;.'' :s; l\ m \> tli

/1 i- '• • ii

CHRONICLE

Jubileusz i konferencja 26 kwietnia 2004 r. odbyła się w Krakowie konferencja naukowo-techniczna na temat „Wyzwania dla hutnictwa i wyższych uczelni w przededniu integracji z Unią Europejską" połączona z Jubileuszem 80. urodzin prof. zw. dr. hab. inż. Zbigniewa Misiołka. Organizatorem był Zarząd Główny Stowarzyszenia Inżynierów i Techników Przemysłu Hutniczego przy dużym wsparciu ze strony Akademii Górniczo-Hutniczej. Otwierając część jubileuszową prezes SITPH dr inż. Andrzej Szydło m.in. powiedział: Jestmi ogromnie milo, że mogę dokonać otwarcia spotkania poświęconego jubileuszowi 80. urodzin naszego drogiego prezesa honorowego prof. Zbigniewa Misiołka. W ostatnim półwieczu osoba Jubilata kojarzyła się nieustannie z niebywałą aktywnością zawodową, naukową, dydaktyczną i stowarzyszeniową. Osobiście podziwiam Jubilata za młodzieńczą wręcz werwę i chęć służenia społeczności hutniczej mimo dostojnego wieku. Czerpiemy z niej silę i energię do bieżących poczynań. Z tego też względu z prawdziwą przyjemnością witam szanownego Kolegę Profesora, witam Jego Małżonkę, syna Wojciecha ze Stanów Zjednoczonych, syna Macieja z malżonką, wnuków, współpracowników, wspaniałe grono przyjaciół i zaproszonych gości. Panu Dziekanowi prof. Wojciechowi Liburze serdecznie dziękuję za udzielenie nam gościny w nowej wspanialej sali wykładowej, a JM Rektorowi AGH prof. Ryszardowi Tadeusiewiczowi za objęcie .konferencji patronatem. Uczestnicy spotkania otrzymali zeszyt 3/2004 czasopisma Rudy i Metale Nieżelazne, w którym przedstawiono najważniejsze daty z CV Jubilata, Jego odznaczenia, dorobek zawodowy, badawczy i promotorski oraz przypomniano najważniejsze osiągnięcia prezentowane pięć lat temu, podczas obchodów 50-lecia pracy zawodowej i naukowej. W uzupełnieniu powyższego piszący te słowa przybliżył sylwetkę prof. Z. Misiołka, kładąc główny nacisk na działalność Stowarzyszeniowa. Oto fragment wystąpienia: Do SITPH wstąpił w 1949 r. i już w latach 1952+1961 był członkiem zarządu koła przy IMN. Następnie przez 9 lat był członkiem zarządu Oddziału Metali Nieżelaznych SITPH. Rok 1964 to początek aktywności w zarządzie głównym Stowarzyszenia. Fakt ten może być okazją do czczenia dziś jeszcze jednego jubileuszu — 40-Iecia działalności w Zarządzie Głównym SITPH. Piękny zbieg okoliczności! W latach 1964+1968 Jubilat pełnił funkcję zastępcy przewodniczącego Centralnej Sekcji Metaloznawstwa i Obróbki Cieplnej. Lata 1977+1984 to okres aktywności w Głównej Radzie Technicznej SITPH, gdzie pełnił przez 3 kadencje funkcję wiceprzewodniczącego, a od 1979 przez 5 lat funkcję przewodniczącego i wiceprezesa Stowarz\szenia.

Kolejne cztery kadencje to następne awanse w karierze stowarzyszeniowej. W latach 1984+1992 pełni funkcję I zastępcy prezesa, a w latach 1992+1995 —prezesa SITPH. XXVII Zjazd delegatów ustanowił w 1995 godność prezesa honorowego SITPH i w uznaniu caloksztaltu aktywności przyznał ją jednomyślnie prof. Zbigniewowi Misiołkowi. Od tego czasu w ostatnim dziesięcioleciu prezes honorowy nie zaprzestał działalności w SITPH, bierze czynny udział w posiedzeniach Zarządu Głównego i jego Prezydium, dzieląc się swoimi doświadczeniami i uwagami w kluczowych sprawach Stowarzyszeniowych, co zjednuje mu szacunek i uznanie. W dalszej części spotkania głos zabrali przyjaciele i współpracownicy Jubilata, którzy podzielili się własnymi refleksjami i wspomnieniami związanymi z Jego osobą. Prof. Roman Wusatowski przywołał czasy okupacji, studiów i początkowego okresu pracy zawodowej, doc. Ludwik Ciura — ponad 50-letnią pracę w Instytucie Metali Nieżelaznych, prof. Franciszek Grosman powiedział m.in.: „Mam to szczęście, że znam Pana Profesora od bardzo dawna. Miałem również przyjemność poznać Jego małżonkę i synów. Ta znajomość pozwala mi na wyrażenie podziwu dla umiejętności łączenia przez Jubilata cech, które niestety nie są powszechne, a które pozwalają określić Pana Profesora jako wiel-

:

~~~ i asa l = 111 lii I : » ; r 11::"'; .'• •::: l Ul 1111 •': 111 • «';; 1111;:! 111

Jubilat przyjmuje życzenia od Prezesa SITPH Andrzeja Szydło

319

.

•••:.:.' • :

:g-

.

':.:

••:

SIGMA - NOT LJffl^ffiriJ-l —

ffUl^Sff

SPÓŁKA z 0.0.

WYDAWNICTWO CZASOPISM I KSIĄŻEK TECHNICZNYCH ul. Ratuszowa 11, 00-950 Warszawa, skrytka pocztowa 1004

Redakcja czasopisma "RUDY I METALE NIEŻELAZNE" Redaktor Naczelny Pan Prof. dr hab. inż, Zbigniew MISIOŁEK ul. Krasińskiego 13 40-019 KATOWICE PN-19-04

2004-04-07

Szanowny Panie Profesorze! Z okazji nadchodzącego, pięknego Jubileuszu Pańskich 80-tych urodzin, zbiegającego się praktycznie w czasie z Jubileuszem 55-lecia pracy zawodowej, pozwalam sobie - w imieniu Zarządu Wydawnictwa SIGMA-NOT - skierować na Pana ręce gorące podziękowania za dotychczasową pracę i równocześnie życzenia wszelkiej pomyślności oraz zdrowia. Od 1990 r., kiedy to został Pan członkiem Kolegium Redakcyjnego wydawanego przez nas czasopisma "Rudy i Metale Nieżelazne", poprzez rok 1991, kiedy to podjął się Pan trudnej misji kierowania tym tytułem jako Redaktor Naczelny, aż po chwilę obecną wywiera Pan - dzięki swojej aktywności, wiedzy i profesjonalizmowi - pozytywny wpływ na "Rudy i Metale Nieżelazne". Po tych kilkunastu latach można już z całą pewnością stwierdzić, że przyczynił się Pan do rozwoju polskiego czasopiśmiennictwa technicznego, wnosząc doń swój istotny, niepowtarzalny wkład. Umiał Pan przy tym godzić wysoki poziom merytoryczny tytułu ze skutecznymi staraniami o zapewnienie mu podstaw bytu ekonomicznego, co jest dziś najtrudniejszym aspektem działalności wydawniczej. W imieniu Wydawnictwa SIGMA-NOT dziękuję Panu serdecznie za "już" i mam nadzieję na "jeszcze". Życzę zachowania jak najdłużej pogody ducha i zdrowia, a w nadziei, że te życzenia się spełnią, pozostaję z poważaniem

320

, ' =!

]\&>\\& przyjmuje życzenia od Prezesa OMN-SITPH Józefa Z. Szymańskiego kiego człowieka, wzorowego męża, ojca, nauczyciela akademickiego i naukowca", a następnie przedstawił osiągnięcia naukowe i dydaktyczne na Wydziale Metalurgii Politechniki Śląskiej. Prof. Jerzy Sędzimir wspomniał czasy studiów i pierwszych lat pracy. Zakończył swoje wystąpienie stwierdzeniem: Jesteś przykładem tych, którym się powiodło, byleś zawsze lubiany i ceniony zarówno podczas studiów, jak i w pracy. Życzę Ci jeszcze wielu dobrych i pogodnych dni, Następnie przystąpiono do składania życzeń Jubilatowi. Jako pierwszy życzenia złożył prezes SITPH Andrzej Szydło, a także pierwszy zastępca prezesa SITPH Eugeniusz Rączka oraz prezes OMN-SITPH Józef Zb. Szymański. Życzenia prof. Misiołkowi składali również nie zapominając o Pani Profesorowej przedstawiciele uczelni technicznych z prof. Henrykiem Dyją — rektorem Politechniki Częstochowskiej, prorektorami AGH, dziekanami, prodziekanami AGH, Politechniki Śląskiej i Politechniki Częstochowskiej oraz przedstawiciele instytutów branżowych współpracujących z hutnictwem, Wojciech Ratyński — prezes FSNT NOT, prof. Józef Suchy — prezes STOP, prezesi i dyrektorzy przedsiębiorstw i firm, znajomi i przyjaciele. Odczytano też nadesłane telegramy i życzenia, w tym od Zarządu Głównego Stowarzyszenia Inżynierów i Techników Górnictwa, prezesa — redaktora naczelnego Wydawnictwa Czasopism i Książek Technicznych SIGMA-NOT Sp. z o.o. dr. inż. Andrzeja Kusyka. Pod koniec spotkania ciekawe i wzruszające słowa padły z ust Jubilata i Jego syna Macieja. Po przerwie obiadowej odbyła się konferencja. Jej otwarcia dokonał prezes SITPH Andrzej Szydło, który scharakte-

ryzował aktualny stan hutnictwa w Polsce, perspektywy zmian oraz konieczność dostosowania go do nowych struktur właścicielskich i reguł obowiązujących w Unii Europejskiej, do której Polska wkroczy za niepełny tydzień. Poprosił też w imieniu zebranych, by obrady prowadził gospodarz obiektu, dziekan Wydziału Metali Nieżelaznych prof. Wojciech Libura, który przyjął te obowiązki z zadowoleniem. Prorektor AGH prof. Andrzej Łędzki przekazał pozdrowienia od JM Rektora AGH i życzył zebranym, by miejsce konferencji dobrze wpłynęło na atmosferę obrad i zgłębienie przedstawionej tematyki nie kryjąc zadowolenia, że odbywa się ona w murach Akademii. Następnie przystąpiono do prezentacji referatów. Prof. Andrzej Korbel — prorektor AGH ds. Międzynarodowych przedstawił „Wyzwania dla szkolnictwa technicznego", natomiast „Wyzwania dla hutnictwa na przykładzie Polskich Hut Stali S.A. (obecnie już Ispat Polska Stal S.A.)" zreferował Marek Tereszkiewicz — dyrektor Marketingu Strategicznego i Ochrony Rynku tej Firmy. Obydwa wystąpienia nawiązywały ściśle do faktu, że w dniu konferencji znajdowaliśmy się tuż przed integracją z Unią Europejską. Prof. Janusz Szpytko z Wydziału Inżynierii Mechanicznej i Robotyki AGH zapoznał słuchaczy z „Innowacyjnością przedsiębiorstwa w aspekcie globalizacji rynku", a Bernd Webersinke z LNM Holdings N. V. próbował odpowiedzieć na problem „Czego aktualnie przemysł oczekuje od uczelni technicznych" zarówno w aspekcie przygotowania kadr, jak i wspierania przemysłu stosownymi badaniami. Z dużym zainteresowaniem wysłuchano wielowątkowej prezentacji amerykańskiego systemu kształcenia inżynierów i kreowania sylwetki inżyniera XXI wieku przedstawionej przez Wojciecha Misiołka — profesora Institute for Metal Forming Uniwersytetu Lehigh w Bethlehem (Pensylwania). Część referatową zakończyły dwa wystąpienia, pierwsze — mówiące 0 nowych formach kształcenia inżynierów z wykorzystaniem internetu —Prof. Jan Kusiak, dyrektor Ośrodka Edukacji Niestacjonarnej AGH oraz drugie — o szansach dla polskich inżynierów, jakie niesie za sobą tytuł inżyniera europejskiego EUR ING z uwypukleniem sposobu jego zdobycia i korzyści posiadania — dr Wacław Muzykiewicz — prodziekan Wydziału Metali Nieżelaznych AGH. Odbyta dyskusja potwierdziła trafność wybranej tematyki i duże zainteresowaniejej prezentacją. Kończąc obrady prezes A. Szydło wyraził serdeczne słowa uznania 1 podziękowania za zaangażowanie i przekonywującą prezentację referatów, a prof. Wojciechowi Liburze za wspaniałe prowadzenie obrad. Dyskusję i wymianę poglądów kontynuowano jeszcze podczas uroczystego spotkania towarzyskiego. W konferencji uczestniczyło ponad 70 osób reprezentujących AGH, Politechniki w Gliwicach i Częstochowie, zaplecze badawczo-rozwojowe oraz przedsiębiorstwa przemysłu hutniczego i firmy z nimi związane.

EUGENIUSZ RĄCZKA

321

III Formum Gospodarcze Przemysłu Metali Nieżelaznych w Polsce Z inicjatywy Oddziału Metali Nieżelaznych SITPH, odbyło się w dniach 15-16 kwietnia 2004 r. we Wrocławiu w Hotelu DORINT III Formum Gospodarcze Przemysłu Metali Nieżelaznych w Polsce. Głównym organizatorem Forum był Instytut Metali Nieżelaznych w Gliwicach,'przy współudziale: Oddziału Metali Nieżelaznych SITPH, Izby Gospodarczej Metali Nieżelaznych oraz Eurometaux — Bruksela. Forum patronował Komitet Honorowy w składzie: 1. Stanisław Speczik — Prezes KGHM POLSKA MIEDŹ S.A. — Przewodniczący, 2. Jerzy Kamiński — IMPEXMETAL S.A., 3. Jan Kryjak — Grupa KĘTY S.A., 4. Bogusław Ochab — ZGH BOLESŁAW, 5. Zbigniew Śmieszek — IMN Gliwice, 6. Roland Stasiak — Izba Gospodarcza Metali Nieżelaznych, 7. Józef Zb. Szymański — Oddział Metali Nieżelaznych SITPH, 8. Józef Zasadziński — AGH Kraków. W Forum uczestniczyło 78 osób, głównie Prezesów Zarządów Spółek i Przedsiębiorstw Metali Nieżelaznych oraz Firm i Przedsiębiorstw współpracujących z tym Przemysłem. Znacząca grupę, bo 14 osób stanowiła delegacja Firm zagranicznych związanych z Przemysłem Metali Nieżelaznych, w tym 9 osób z Eurometaux — Bruksela. Firma Eurometaux—Brukselajest wyspecjalizowaną Instytucją reprezentującą Europejski Przemysł Metali Nieżelaznych, która ściśle współpracuje z organami Unii Europejskiej we wszystkich obszarach związanych z działalnością Przedsiębiorstw Metali Nieżelaznych w Europie. Otwarcia Forum dokonał dyrektor Instytutu Metali Nieżelaznych w Gliwicach Prof. dr inż. Zbigniew Śmieszek. Podkreślił fakt, że za 16 dni Polska stanie się prawnym członkiem wielkiej Europejskiej Rodziny Gospodarczej. Obecna na Forum grupa Menedżerów z Przedsiębiorstw Metali Nieżelaznych, była i jest gorącym zwolennikiem akcesji polski do Unii Europejskiej. Istnieją jednak obszary działalności gospodarczej, które wywołują wątpliwości, a nawet obawy, czy Branża Metali Nieżelaznych w Polsce będzie mogła sprostać niektórym unijnym regulacjom. Szczególnie w obszarach: ochrony środowiska, handlu, regulacjom podatkowym, uwarunkowaniom konkurencji rynkowej i innym. Zaznaczył też, że polski Przemysł Metali Nieżelaznych wnosi do Unii Europejskiej znaczący

potencjał surowcowy i przetwórczy, szczególnie w produkcji miedzi katodowej w ilości ok. 520 000 t/r. i srebra ok. 1250 t/r. Polska jawi się niekwestionowanym liderem w krajach Unii Europejskiej. Zaznaczył, że głównym celem Forum jest wyjaśnienie spraw i problemów, które wywołują obawy i troski związane z przystąpieniem Polski do Unii Europejskiej. Podkreślił konieczność stwarzania klimatu korzystnej konsolidacji Branży Metali Nieżelaznych w Unii Europejskiej. W trakcie dwudniowych obrad wygłoszono następujące referaty: 1. Przemysł m.n. w Europie — G. Thiran (Eurometaux), 2. Przemysł m.n. w Polsce — Z. Śmieszek (IMN), R. Stasiak (IGMN), 3. Instytucje UE i uregulowania prawne — R. Jeekel (Eurometaux), 4. Eurometaux — misja i struktura działania — G. Thiran (Sekretarz Generalny Eurometaux), 5. Zagadnienia konkurencyjności — R. Jeekel (Eurometaux), 6. Problemy polskiego przemysłu m.n. związane z wejściem Polski do UE — R. Stasiak (IGMN), 7. Zagadnienia handlu i ekonomiki — Moniąue Jones (Eurometaux), 8. Ochrona środowiska, zdrowia i zagadnienia bezpieczeństwa pracy — H. Waeterschoot (Eurometaux), 9. Dyskusja panelowa: a — nt. miedzi — ref. European Copper Institute — Piotr Jurasz — polskie Centrum Promocji Miedzi, b — nt. aluminium — wystąpienie K-H Von Zengena z European Aluminium Association, c — nt. cynku i ołowiu — wystąpienie D. Smalę — Sekretarza Generalnego International Lead & Zinc Study Group, 10. Wystąpienie Pana Thomasa Leysena — Prezesa Umicore, Przewodniczącego Eurometaux. Po każdym referacie i wystąpieniu miała miejsce ożywiona dyskusja, przepojona troską o dobry start polskiej branży Metali Nieżelaznych w Unii Europejskiej. Uczestnikom Forum organizatorzy zapewnili tłumaczenia symultaniczne prezentowanych referatów oraz dyskusji. Uczestnicy Forum wyrazili uznanie dla bardzo dobrego poziomu tłumaczenia. Ustalono też, że w późniejszym terminie uczestnicy Forum będą mogli uzyskać pełne teksty referatów i wystąpień. Nad całością organizacji obrad, w komfortowych warunkach Hotelu Dorint we Wrocławiu, czuwała z dużym zaangażowaniem pani Anna Królikowska — IMN Gliwice.

JÓZEF ZB. SZYMAŃSKI

Sesja hutnicza z okazji 170 lat Huty Metali Nieżelaznych SZOPIENICE W dniu 21 kwietnia 2004 r. odbyła się w Hucie Metali Nieżelaznych SZOPIENICE — Sesja hutnicza Komisji Historii i Ochrony Zabytków Hutnictwa przy Zarządzie Głównym Stowarzyszenia Inżynierów i Techników Przemysłu Hutniczego z okazji 170 lat działalności huty. Uczestników sesji hutniczej powitał prezes Zarządu HMN SZOPIENICE — mgr inż. Tadeusz Wenecki. W swym wystąpieniu zaprezentował najważniejsze fakty związane z działalnością huty, szczególnie te, które związane były z restrukturyzacją zakładu. Ważnym wydarzeniem w ramach restrukturyzacji, jest zmiana

322

własnościowa. Od dnia l lipca 1998 r. Huta Metali Nieżelaznych SZOPIENICE stała się jednosobową Spółką Skarbu Państwa. W kwietniu 1998 r. uzyskała potwierdzenie swojego systemu, iż zapewnia on jakość produkcji i usług zgodnie z wymogami międzynarodowej normy ISO 9001, stając się zakładem wiarygodnym na światowych rynkach o stabilnej i gwarantowanej jakości wyrobów. Huta Metali Nieżelaznych SZOPIENICE jest największym w Polsce producentem wyrobów walcowanych z miedzi i mosiądzu. Sprzedawane wyroby huty trafiają na rynki krajowe i światowe od Stanów

Zjednoczonych, Kanady po Tajwan. Firma ma stabilność finansową, reguluje wszystkie zobowiązania wobec kontrahentów jak i ubezpieczeń oraz wypłat pracowniczych. HMN SZOPIENICE jest zakładem przetwórczym, a restrukturyzacja dokonała się z potrzeby zmian technologicznych, poprawy wyników ekonomicznych firmy, a w szczególności ograniczenia szkodliwych wpływów na środowisko naturalne. Inwestorem strategicznym HMN SZOPIENICE jest IMPEXMETAL S.A-, posiadający bogate doświadczenie w handlu. Do zadań priorytetowych firmy zaliczyć należy wzrost sprzedaży wyrobów huty na rynki krajowe i zagraniczne oraz poszukiwanie nowych rozwiązań w przedsięwzięciach grupy miedziowej IMPEXMETAL S.A. Następnie zabrał głos w imieniu najwyższych władz Stowarzyszenia — pierwszy zastępca prezesa SITPH Sekretarz Generalny — mgr inż. Eugeniusz Rączka, który przekazał prezesowi HMN SZOPIENICE — mgr. inż. T. Weneckiemu List Gratulacyjny SITPH z serdecznymi życzeniami z okazji Jubileuszu, dziękując za dotychczasowe osiągnięcia produkcyjne, życząc dalszych wspaniałych osiągnięć firmie, którajest największym producentem wyrobów walcowanych z miedzi i mosiądzu w Polsce. Wręczony został ponadto list Gratulacyjny długoletniemu, zasłużonemu pracownikowi HMN SZOPIENICE Panu mgr. inż. K. Tomczakowi oraz Odznaczenia Stowarzyszeniowe przyznane Uchwałą Zarządu Głównego SITPH z dnia 25.03.2004 r. Wyróżnienia — Odznaczenia Stowarzyszeniowe za działalność społeczną w zakresie ochrony zabytków techniki i kultywowania tradycji hutniczych otrzymali: Złotą Odznakę Honorową SITPH: mgr M. Konior — z Muzeum Śląskiego w Katowicach, dr inż. J. Hetmański — z Zarządu Głównego SITPS w Katowicach (prezes). Srebrną Odznakę Honorową SITPH: mgr J. Lipońska-Sajdak — z Muzeum Historii Katowic (dyr.), dr inż. G. Pucka — z Zarządu Oddziału STOPH Katowice (prezes). Odznaczenia wręczył Sekretarz Generalny SITPH mgr inż. E. Rączka w towarzystwie przewodniczącego komisji KHiOZH — mgr inż.S. Kmiecika. Historię Huty Metali Nieżelaznych SZOPIENICE zaprezentował w swym wystąpieniu mgr inż. S. Kmiecik — przewodniczący Komisji Historii i Ochrony Zabytków Hutnictwa przy ZG SITPH Budowę huty cynku w Szopienicach rozpoczęto 10.03.1834 r. W dniu 1.08.1834 r. zapalono pierwszy piec, a od 20.10.1834 r. czynna była już cała huta, w której pracowało sześć podwójnych pieców cynkowych mieszczących się w jednej hali produkcyjnej. Huta zlokalizowana została na terenie odkupionym od pana Mysłowic, Mieroszewskiego i chłopa K. Dziedzica. Kosztorys budowy opiewał na kwotę 8000 talarów. Huta otrzymała nazwę WILHELMINA na cześć ówczesnego kierownika firmy Wilhelma von Kassel. W 1845 r. uruchomiono w WILHELMINIE pierwszą na Śląsku produkcję kadmu, który był produkowany w hucie cynku na specjalnie w tym celu wydzielonych kilku muflach pieca destylacyjnego. W 1855 r. zbudowano fabrykę do produkcji bardziej wytrzymałych mufli destylacyjnych oraz materiałów ogniotrwałych do wymurówek. Oddano do użytku konną kolejkę wąskotorową, którą dowożono węgiel z kopalni JUTRZENKA do huty. W tym też roku włączono hutę do sieci górnośląskiej konnej kolejki wąskotorowej, którą od tej pory zaczęto dowozić galman. Duże zapasy galmanu przyspieszyły budowę dalszych hal i tak w 1860 r. pracowały już 94 piece, a produkcja cynku wynosiła 45541, co stanowiło ok. 11 % całkowitej produkcji cynku na Śląsku. W 1861 r. spadkobiercy Gieschego przyjmują w drodze wymiany za Hutę DAWID w Chropaczowie, Hutę PAWEŁ w Dąbrówce Małej. W 1866 r. w hucie PAWEŁ po raz pierwszy zastosowano sztuczny dmuch powietrza do pieców destylacyjnych, a dwa lata później wprowadzono opalanie pieców gazem czadnicowym wg patentu Siemensa. Wszystkie te doświadczenia wprowadzono również do modernizacji huty WILHELMINA ze względu na narastające zapo-

trzebowanie na mufle oraz kształtowniki szamotowe. W 1869 r. przy hucie PAWEŁ uruchomiono Fabrykę Wyrobów Ogniotrwałych. Równolegle z galmanem w kopalni wydobywano rudę ołowiową. Obok huty PAWEŁ zbudowano drugą na Śląsku hutę ołowiu, którą uruchomiono w 1864 r. W 1865 r. huta ta wyprodukowała 1429 t ołowiu, 259 t glejty i 1098 t srebra. W drugiej połowie XIX w. wyczerpały się zasoby galmanu i przed hutnictwem cynku pojawiła się groźba ograniczenia, a nawet zatrzymania produkcji. W 1875 r. dużym nakładem finansowym zbudowano obok huty PAWEŁ dużą prażalnię blendy cynkowej zawierającej duże ilości siarki oraz pierwszą na Śląsku Fabrykę Kwasu Siarkowego, która utylizowała gazy z prażenia blendy. Zespół ten nazwano hutą RECKE. W 1880 r. na terenie huty ołowiu wybudowano Fabrykę Minii Ołowiowej. Wszystkie urządzenia w hucie ołowiu poruszane były siłą maszyny parowej. W 1887 r. na terenie dzisiejszego Roździenia uruchomiono kolejną dużą hutę cynku BERNHARDI. W 1900 r. zespół szopienickich hut zatrudniał 2124 robotników, osiągając produkcję cynku w wysokości 24 8221, co stanowiło 24 % produkcji cynku na Górnym Śląsku. W 1904 r. uruchomiono Walcownię cynku, napędzaną maszynami parowymi. W 1908 r. rozpoczęto budowę, a w 1912 r. uruchomiono obok huty WILHELMINA nowoczesny kompleks hutniczy składający się z huty cynku UTHEMAN i prażalni blachy z Fabryką Kwasu Siarkowego SAEGER. Kompleks połączono z kopalnią węgla i innymi hutami Szopienice kolejką wąskotorową, naziemną, samorozładowczą o trakcji parowej. Przekazany do eksploatacji obiekt stanowi przykład wzorowego i nowocześnie urządzonego zakładu hutniczego. W 1928 r. zbudowano na terenie huty BERNHARDI pierwszy w Polsce Zakład Elektrolizy Cynku. Zakład ten miał zastąpić pracę najstarszej huty cynku WILHELMINA, którą zatrzymano w 1927 r. W wyniku kryzysu gospodarczego w Europie i ograniczenia produkcji zatrzymano w 1927 r. hutę PAWEŁ i Fabrykę Kwasu RECKE, w 1930 r. hutę BERNHARDI a w 1931 r. Prażalnię LIERES. W okresie II wojny światowej wybudowano dla potrzeb wojskowych Fabrykę Siarki Elementarnej oraz Oddział Stopów Cynkowych. Po wojnie w latach 1947^-1948 powstał pierwszy w kraju Wydział Miedzi, który składał się z Oddziału Pieców do ogniowej rafinacji miedzi oraz Oddziału Elektrycznej Rafinacji Miedzi, stając się kolebką rozbudowującej się w Polsce metalurgii miedzi. W 1952 r. zbudowano i uruchomiono drugą elektrolizę cynku przez co osiągnięto poziom produkcji cynku elektrolitycznego 52 000 t/r. W ramach modernizacji Zakładu w 1955 r. uruchomiono produkcję srebra, a w 1958 r. wybudowano Wytwórnię i uruchomiono produkcję ciekłego dwutlenku siarki. W następnych latach nastąpiła gruntowna modernizacja wydziałów hutniczo-przetwórczych. Zgodnie z decyzją Rządu w latach siedemdziesiątych zbudowano w Szopienicach na terenach rozebranej huty WILHELMINA Zakład Przetwórstwa Miedzi. W dniu 29.07.1972 r. huta przyjęła nazwę Huta Metali Nieżelaznych SZOPIENICE stając się przedsiębiorstwem przetwórczohutniczym. W 1973 r. uruchomiono Walcownię Bruzdową Miedzi, produkującą drut miedziany o średnicy 8-^18 mm o najwyższej czystości przy zdolności produkcyjnej 80 000 t/r. Produkcja ta miała charakter wybitnie antyimportowy. W 1974 r. rozpoczęto budowę Walcowni Taśm z miedzi i jej stopów oraz Odlewni Wałków i Tulei z miedzi, brązu i mosiądzu (uruchomionej 16.03.1976 r.), wytwarzanych metodą ciągłego odlewu poziomego. W dniu 1.07.1976 r. zatrzymano produkcję w hucie cynku UTHEMAN, a w 1981 r. unieruchomiono piece w hucie Ołowiu. W 1977 r. uruchomiono Wydział Taśm z Miedzi i Mosiądzu. Uruchomiony kompleks przetwórczy miedzi wyposażony został w szereg obiektów towarzyszących. Walcownia Taśm z Miedzi i jego stopów zaliczana jest do najnowocześniejszego tego typu obiektu na świecie. Aby sprostać sprawnemu, operatywnemu kierowaniu złożonym procesem wytwarzania taśm, utworzono Zakładowy Ośrodek Informacji wyposażony w sprzęt komputerowy służący do przetwarzania

323

masowych informacji i obsługi głównego systemu planowania i ste- • Po wysłuchaniu historii zakładu, uczestnicy zwiedzili Wydział rowania produkcją Walcowni Taśm. Należy również wspomnieć, Walcowni Taśm Miedzi i Mosiądzu. że oddany do eksploatacji w 1992 r. Wydział Utylizacji Gazów to Na zakończenie sesji hutniczej w imieniu Komisji Historii inwestycja, która w sposób szczególny ograniczyła szkodliwość i Ochrony Zabytków Hutnictwa przy ZG SITPH w Katowicach, wpływów produkcji na środowisko naturalne. Huta Metali Nieżelaserdeczne podziękowanie pod adresem Zarządu Huty Metali Nieżeznych SZOPIENICE to firma o bogatych tradycjach i burzliwych laznych SZOPIENICE złożył mgr inż. Stefan Kmiecik — przewoddziejach jej historii. niczący komisji. JÓZEF WRÓBLEWSKI

INFORMACJA 24-3-26 listopada 2004 r. w Akademii Górniczo-Hutniczej w Krakowie odbędzie się XIII Konferencja Naukowo-Techniczna pt.:

TECHNOLOGIE PRODUKCJI RUR w PRZEMYŚLE METALI NIEŻELAZNYCH połączona z Jubileuszem

40-lecia pracy naukowej Panów Profesorów Antoniego Pasierba i Kazimierza Świątkowskiego Organizatorem Konferencji jest Katedra Przeróbki Plastycznej i Metaloznawstwa Metali Nieżelaznych oraz Kolo SITPH przy Wydziale Metali Nieżelaznych AGH. Problematyka Konferencji obejmuje: • teorie i technologie procesów produkcji rur, • problemy jakości i własności użytkowych w powiązaniu z technologią wytwarzania, • zagadnienia dalszego przetwarzania rur (produkcji wyrobów gotowych). Zgłoszenia referatów (komunikatów, posterów), a także samego uczestnictwa prosimy w terminie do 25 czerwca br. kierować na adres:

Akademia Górniczo-Hutnicza Katedra Przeróbki Plastycznej i Metaloznawstwa Metali Nieżelaznych (Rury 2004) Al. Mickiewicza 30,30-059 Kraków

Szczegółowe informacje o Konferencji, a także formularze zgłoszeniowe dostępne są w internecie:

www.rury-wmn.agh.edu.pl Przewodniczący Komitetu Organizacyjnego — dr inż. Wacław Muzykiewicz: tel.: 012/617 39 53,fax/tel.: 012/617 26 32, e-mail: [email protected]

324

Wspomnienie pośmiertne

Ś.p. mgr inż. Adam Łukasik

26 kwietnia 2004 roku pożegnaliśmy na cmentarzu w Katowicach wieloletniego dyrektora Biprometu ś.p. Adama Łukasika. W ostatniej drodze towarzyszyła mu najbliższa Rodzina, przyjaciele, znajomi oraz bardzo liczne grono współpracowników, z którymi pracował zawodowo podczas swej długiej kariery. Adam Łukasik urodził się l kwietnia 1928 roku w Trzebionce w powiecie chrzanowskim. W 1942 roku jako uczeń zostaje wywieziony na roboty przymusowe do Niemiec, skąd ucieka w roku 1944 i rozpoczyna pracę w Rafinerii Nafty w Trzebini. Po wyzwoleniu w 1945 roku kontynuuje naukę w szkole średniej, a następnie na Wydziale Hutniczym Akademii Górniczo-Hutniczej w Krakowie, którą kończy w 1952 roku. W latach 1952*1964 pracował kolejno w Walcowni Metali Dziedzice, Centralnym Zarządzie Przemysłu Metali Nieżelaznych, Walcowni Metali w Łabędach, zajmując stanowiska od asystenta głównego technologa do głównego inżyniera. W 1964 roku zostaje przeniesiony do Biura Projektów Przemysłu Metali Nieżelaznych Bipromet, gdzie początkowo pełni funkcję Naczelnego Inżyniera, a od roku 1968 Dyrektora Naczelnego Biura. Po przeprowadzeniu procesu prywatyzacji kieruje pracą Zarządu Bipromet S. A. jako Dyrektor Zarządu do czasu przejścia na emeryturę w 1993 roku. Będąc na emeryturze dalej służył firmie swym doświadczeniem, zasiadając przez kilka kadencji do roku 2002 w Radzie Nadzorczej Bipromet S.A. Jego praca w Bipromecie przypadła w większości na okres burzliwego rozwoju branży. To pod jego kierownictwem, nierzadko z jego osobistym udziałem, rodziły się projekty nowych hut miedzi, cynku i ołowiu oraz nowoczesnych zakładów przetwórstwa metali nieżelaznych. Ogromna wiedza techniczna, doświadczenie oraz dobre przygotowanie z zakresu organizacji i zarządzania pozwoliły mu sprawnie kierować Biurem zarówno w systemie gospodarki planowej, jak i po transformacji ustrojowej. Był Adam Łukasik kreatorem i współtwórcą nowoczesnego przemysłu metali nieżelaznych, autorem lub współautorem wielu pomysłów i rozwiązań technicznych udokumentowanych wynalazkami i świadectwami. Dowodem uznania są liczne odznaczenia państwowe, wojewódzkie, resortowe i stowarzyszeniowe. Jego prawie trzydziestoletnia obecność w firmie pozostawiła niezaprzeczalne piętno na stylu i metodach pracy projektantów. Adam Łukasik stał się legendą Biprometu i tego państwowego, i tego sprywatyzowanego. Będzie nam Ciebie — Panie Dyrektorze — bardzo brakowało. Zachowamy Cię głęboko w pamięci. Odpoczywaj w pokoju.

Grono przyjaciół i współpracowników

Szanowni Autorzy wprowadzamy zmodyfikowane wskazówki przygotowania artykułów do druku w naszym czasopiśmie

Wskazówki dla Autorów współpracujących z czasopismem RUDY i METALE NIEŻELAZNE 1. Rudy i Metale Nieżelazne zamieszczają artykuły naukowo-techniczne z dziedziny geologii złóż oraz górnictwa metali nieżelaznych, wzbogacania mechanicznego i ogniowego, hutnictwa i przetwórstwa metali nieżelaznych, organizacji, ekonomii, chemii analitycznej, ochrony środowiska i przemysłu metali nieżelaznych, które dzielą się na: artykuły oryginalne kompletne, artykuły oryginalne niekompletne (komunikaty i doniesienia tymczasowe lub wstępne), artykuły przeglądowe (omówienia informacji już opublikowanych, relacje o osiągnięciach, opisy aktualnego stanu nauki, techniki i organizacji, sprawozdania ze zjazdów, kongresów), artykuły dyskusyjne (krytyka, polemika, sprostowania, odpowiedzi wyjaśniające). 2. Treść artykułów powinna odpowiadać następującym wymaganiom: a. używać jednoznacznego słownictwa naukowo-technicznego, a wprowadzając nowe określenia podać dla nich ścisłe definicje. Nie stosować skrótów bez ich wyjaśniania; b. wzory matematyczne pisać w oddzielnych wierszach tekstu. Zaznaczyć ołówkiem na marginesie, czy chodzi o cyfrę czy literę. Litery greckie powtórzyć ołówkiem na marginesie z podaniem brzmienia fonetycznego np. a = alfa; c. należy stosować obowiązujące jednostki miar w układzie międzynarodowym SI. 3. Materiały do czasopisma Rudy i Metale Nieżelazne prosimy nadsyłać w postaci maszynopisu (wydruku) i pliku sporządzonego w jednym z edytorów: Word 6.0, 97, 2000 lub XP. Dyskietkę lub dysk CD trzeba zaopatrzyć w etykietę z nazwą pliku i nazwiskiem autora. 4. Z maszynopisu należy wyodrębnić wykresy i fotografie i tylko zaznaczyć ołówkiem na marginesie ich miejsca w treści. Wszelkie ilustracje, wykresy i fotografie noszą umownie nazwę rysunków. Rysunki (czarno-białe) powinny się mieścić na jednej szpalcie (8,5 cm) lub kolumnie (17,5 cm), powinny być wyraźne i kontrastowe. Podpisy pod rysunkami należy zamieścić na osobnej stronie w języku polskim i angielskim. 5. Tablice należy zestawić na osobnych stronach wpisując numery (cyfry arabskie) tablic. Tytuł tablicy należy podać również w języku angielskim. 6. Należy przestrzegać następującej konstrukcji opra-

cowania: a. na początku z lewej strony u góry maszynopisu podać pełny tytuł naukowy, pełne imię (lub imiona), nazwisko autora (autorów) artykułu, tytuły naukowe, nazwę miejsca pracy; b. tytuł artykułu, który powinien być jak najzwięźlejszy podany w języku polskim i języku angielskim; c. pod tytułem zamieścić krótkie streszczenie artykułu w języku polskim, w którym należy podać najważniejsze tezy i wnioski. Streszczenie artykułu w języku angielskim powinno być obszerniejsze do l strony maszynopisu. d. na początku artykułu pożądane jest krótkie wprowadzenie a na końcu wnioski; e. należy przestrzegać honorowania opublikowanych prac na dany temat i przepisów o własności autorskiej (powoływanie się w bibliografii); f. spis literatury podaje się przy końcu artykułu i powinien być ograniczony tylko do pozycji najniezbędniejszych. W tekście powołanie na pozycjj? literatury zaznacza się w nawiasach kwadratowych np.: [10], Sposób podania pozycji literatury: dla czasopisma—Nowak E.: Bizmut w srebrze i surowcach srebronośnych. Rudy Metale 1991, Ł 36, nr 3, s. 97-^99, dla pozycji książkowej — Nowak M.: Geologia kopalniana. Warszawa 1990, Wydaw. Geolog, s. 504. 7. Redakcja zastrzega sobie możność poprawek terminologicznych, stylistycznych oraz formalnego skracania artykułów. Natomiast ewentualne zmiany merytoryczne będą uzgadniane z autorem. 8. Na odrębnej kartce należy podać tytuł artykułu, ilość stron maszynopisu, tablic, rysunków w tym fotografii oraz imię i nazwisko autora (autorów), dokładny adres zamieszkania i pracy z podaniem kodów pocztowych ł nr telefonów, fax i e-mail. 9. Za publikację artykułów redakcja nie płaci honorariów 10. Materiały do publikacji prosimy przesyłać na adres redakcji: Wydawnictwo NOT-SIGMA, 40-019 Katowice, ul. Krasińskiego 13, skr. poczt. 221, tel. (0-prefix-32) 256-1777. Nadsyłanych materiałów redakcja nie zwraca. We wszystkich innych sprawach nie objętych niniejszymi wskazówkami prosimy się bezpośrednio porozumieć z redakcją czasopisma.

Redakcja