In order to utilize incineration fly ash of industrial wastes as resources, we present the recovery and separation of metals included in the fly ash by leaching with aqueous solution A great quantity of Cu, Pb, and Zn as well as a small amount oftoxic heavy metals are contained in the leach liquor of the fly ash, and the concentration of the ingredients of the fly ash depends on the industrial wastes which are fed into incinerators. In this paper, sequential Ieachiog operations are conducted using $H_2O$, $H_2SO_4$, $(NH_4)_2CO_3$ and NaOH as Icachants. Water soluble copper salt was leached by $H_2O$, Zn and Pb were separated by the NaOH leach liquor, and water insoluble copper was selectively leached as chelate ion with the $(NH_4)_2CO_3$ leach liquor of the third Ieaehant. Results show that the reduction percent of the fly ash in the leaching steps using $H_2O$, $H_2SO_4$, and $(NH_4)_2CO_3$ is 77%, and the other leaching procedures lose the weight of fly ash by above 60%.
Consumption of nickel is continuously increasing and the wastes of secondary battery, ferrite and catalyst containing Ni are also generated periodically. Among those wastes, the aim of this research is the recovery of nickel from used Ni-Cd recharge battery. Battery consisted of Ni 24 wt%, Fe 30 wt% and Cd 18.5 wt%. Metal was recovered by solvent extraction after leaching. Cadmium was leached completely in 1N-HCl and Ni was recovered above 70%. 30 vol% MSP-8 separated Cd and Ni completely from acidic leaching solution. In addition $NH_4NO_3$ as one of ammonium salt type leachants showed an excellent leaching selectivity to Ni and Cd. Ni in leached solution was recovered completely by LIX-extractant and more than 70% of Cd in raffinate was by D2EHPA.
Kim, Min-Jun;Park, Il-Jeong;Kim, Dae-Weon;Jeong, Hang-Chul
Resources Recycling
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v.28
no.5
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pp.51-59
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2019
This study focused on the synthesis of the nickel hydroxide using ammonium sulfate in leaching solution from waste nickel-cadmium batteries. The effect of pH, temperature and the input amount of ammonium sulfate in leaching solution was investigated. The ammonium nickel sulfate with high purity was obtained in acidic leaching solution and the solution temperature of $60^{\circ}C$. The suitable molar ratio of the input amount of ammonium sulfate to nickel in solution is 2:1. The impurity about 1.4 at.% of Cd was included in the nickel hydroxide precipitates when ammonium nickel sulfate was used. At the process using sodium sulfide which precipitates the cadmium in solution, nickel and iron compounds were precipitated together.
Batch and column tests were performed to develop the design factors for permeable reactive barriers(PRBs) against the contaminated groundwater with ammonium from unsanitary landfill. Clinoptilolite, one of natural zeolites having excellent cation exchange capacity(CEC), was chosen as the reactive material. In batch test, the reactivity of clinoptilolite to ammonium was examined by varying the initial concentration of ammonium and the particle size of clinoptilolites. One gram of clinoptilolite showed removal efficiency about 80% against the ammonium except in very high initial concentration of 80 ppm, but the effect of particle size of clinoptilolite was not noticeable. Permeability test was performed for the specimens made of clinoptilolite and Jumunjin sand with 20 : 80 weight ratio. Flexible wall permeameter was employed far permeability test. The specimen containing the washed 0.42-0.85mm clinoptilolite showed the highest permeability of about $10^{-3}$/s. In column test, the reactivity of mixed materials against ammonium in flowing condition was examined with the landfill leachate. With the test results, clinoptilolite was found to be a suitable material for PRBs against the contaminated groundwater with ammonium.
Ho-Sung Yoon;Seo Jin Heo;Yujin Park;Rina Kim;Chul-Joo Kim;Kyeong Woo Chung;Hong In Kim
Resources Recycling
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v.32
no.3
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pp.26-37
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2023
Good control of the solution pH and temperature is required to recover vanadium from the water leaching solution of vanadium ore after sodium roasting. However, such adjustments could lead to aluminum-vanadium and sodium-vanadium co-precipitation, which greatly affects the efficiency of vanadium recovery. In this study, a process that can increase the efficiency of vanadium recovery as ammonium metavanadate [NH4VO3] and ammonium polyvanadate [(NH4)2V6O16·H2O] was investigated by examining the characteristics of vanadium-containing aqueous solutions during precipitation. The aluminum content of vanadium-containing water leaching solutions has a great effect on the loss of vanadium when the pH of the aqueous solution is adjusted to 9. Therefore, a process to minimize aluminum leaching is also required. In this study, ~99% or more of vanadium present in vanadium-containing aqueous solutions was precipitated and recovered as NH4VO3 by adding 3 equivalents of ammonium chloride relative to the vanadium content at pH 9 and room temperature. (NH4)2V6O16·H2O was precipitated from the aluminum-vanadium coprecipitates generated during the pH-adjustment of the aqueous solutions to 9 by dissolving the coprecipitate in the solutions at pH 2.5 and controlling their sodium content to 2,000 mg/L or less. Approximately, 98% or more of the available (NH4)2V6O16·H2O could be precipitated and recovered from a solution with a vanadium content of 2,200 mg/L and a sodium content of 1,875 mg/L at pH 2.5 by adding approximately 3 equivalents of ammonium chloride relative to the vanadium content at 95℃ or higher. The overall process could precipitate and recover, approximately 91% or more of the total vanadium in the water leaching solution as NH4VO3 and (NH4)2V6O16·H2O.
Ilmenite is one of the principal ores for the production of titanium dioxide. To produce titanium dioxide with purity higher than 99.9% from ilmenite, Ti(IV) should be separated from the dissolved impurities such as Fe(III), Si(IV), and Mn(II) present in ilmenite. In this work, a hydrometallurgical process was investigated to recover pure titanium dioxide from ilmenite by HCl leaching followed by separation and hydrolysis of Ti(IV). An optimum leaching condition was obtained by investigating the effect of HCl concentration, pulp density, and leaching time on the leaching percentage of Ti(IV), Fe(III), Si(IV), and Mn(II). Ammonium hydroxide and sodium hydroxide solutions were employed as neutralizing agents to hydrolyze Ti(IV) from the stripping solution of Ti(IV). Titanium dioxide of the anatase phase was obtained by calcination of the hydrolyzed precipitates with $NH_4OH$ solution. A hydrometallurgical process can be developed to produce pure $TiO_2$ powders from ilmenite.
Purification on the leaching solution of the crude zinc oxide obtained by the reduction of EAF dust has been carried out. Pb and Cd ions in the leaching solution were precipitated and removed from the solution by the addition of zinc metal powder. The purification condition for electrowinning to obtain the high purity zinc metal was investigated by analyzing the effects of Pb and Cd ion concentrations on the contents of impurities in the recovered zinc metal. The 3 N purity zinc metal was obtained at the electrolysis condition of the concentrations of Pb less than 2 ppm and Cd less than 0.1 ppm in the purified solution. For this purification, the amounts of zinc metal powder more than 8.5 g/l should be added in the crude zinc oxide leached solution.
In this study, the effects of solution components were investigated in the recovery of vanadium as ammonium metavanadate from vanadium-ore-salt roasting-water leaching solution. The vanadium-containing solution is strongly alkaline (pH 13), so the pH must be lowered to 9 or less to increase the ammonium metavanadate precipitation efficiency. However, in the process of adjusting the solution pH using sulfuric acid, aluminum ions are co-precipitated, which must be removed first. In this study, aluminum was precipitated in the form of an aluminum-silicate compound using sodium silicate, and the conditions for minimizing vanadium loss in this process were investigated. After aluminum removal, the silicate was precipitated and removed by adjusting the solution pH to 9 or less using sulfuric acid. In this process, the concentration and addition rate of sulfuric acid have a significant influence on the loss of vanadium, and vanadium loss was minimized as much as possible by slowly adding dilute sulfuric acid. Ammonium metavanadate was precipitated using three equivalents of ammonium chloride at room temperature from the aluminum-free, aqueous solution of vanadium following the pH adjustment process. The recovery yield of vanadium in the form of ammonium metavanadate exceeded 81%. After washing the product, vanadium pentoxide with 98.6% purity was obtained following heat treatment at 550 ℃ for 2 hours.
Lee, Jaer-Yeong;Tung Le, M.;Ahn, Jong-Gwan;Kim, Jong-Oh;Chung, Hun S.;Kim, Byoung-Gyu
Resources Recycling
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v.15
no.5
s.73
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pp.33-37
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2006
An equal-molar mixture of silver chloride (AgCl) and copper (Cu) was ground in atmosphere conditions using a planetary ball mill to investigate mechanochemical (MC) reaction for preparation of silver powders. The reaction causes the mixture of AgCl and Cu to change the composition of the mixture, such as silver (Ag) and cuprous chloride (CuCl). Through the leaching with ammonium hydroxide solution (1 mol), CuCl can be separated from MC product, so that pure Ag powders can be obtained as the final product. Moreover, polyvinylpyrrolidone (PVP) was used as the additive not only to improve dispersion of Ag pow- der during MC process, but also to control surface oxidation of Ag powders, prepared as the final product.
Ku, Heesuk;Jung, Yeojin;Kang, Ga-hee;Kim, Songlee;Kim, Sookyung;Yang, Donghyo;Rhee, Kangin;Sohn, Jeongsoo;Kwon, Kyungjung
Resources Recycling
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v.24
no.3
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pp.44-50
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2015
Recycling technologies would be required in consideration of increasing demand in lithium ion batteries (LIBs). In this study, the leaching behavior of Ni, Co and Mn is investigated with ammoniacal medium for spent cathode active materials, which are separated from a commercial LIB pack in hybrid electric vehicles. The leaching behavior of each metal is analyzed in the presence of reducing agent and pH buffering agent. The existence of reducing agent is necessary to increase the leaching efficiency of Ni and Co. The leaching of Mn is insignificant even with the existence of reducing agent in contrast to Ni and Co. The most conspicuous difference between acid and ammoniacal leaching would be the selective leaching behavior between Ni/Co and Mn. The ammoniacal leaching can reduce the cost of basic reagent that makes the pH of leachate higher for the precipitation of leached metals in the acid leaching.
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[게시일 2004년 10월 1일]
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