This study was Performed to evaluate the effective solidification of Cd sludge using cement and power plant fly ash as cement admixture, to identify the leaching characteristics of the heavy metal Cd sludge solidified, and to develope proper KLT(Korean Leaching Test) of hazardous waste. KLT was compared with EPT(Extraction Procedure Toxicity) and TCLP(Toxicity Characteristics Leaching Procedure). Fly ash contents ranged from 0% to 30% of cement weight. The experimental results showed that the optimum amount of fly ash replaced was 10% to 15% and KLT was less appropriate than EPA and TCLP. Also the purpose of the study was to suggest the modification factors on the leaching test currently used, based on the above mentioned aspects. The effects of pH, leaching time, leaching for agitating intensity, and leaching solvent were investigated. As the result of test, the leaching potential was relatively high when the pH and agitation intensity of leaching solution were 5 and 150rpm, respectively. Leaching time of six hours was found to be sufficient and the use of acetic acid as a leaching solvent is more useful in landfill site particularly.
The objective of this study was to investigate the application of sulfate solvents for the economic and eco-friendly leaching of valuable metals from Au concentrate using an acid bake-water leaching system (AWS). AWS experiments were performed using an electric furnace with various baking temperatures ($100-500^{\circ}C$) and sulfate solvents ($H_2SO_4$, $K_2SO_4$, $(NH_4)_2SO_4$, $MgSO_4$, and $CaSO_4$). The efficiency of the valuable metal leaching increased as the baking temperature was increased to $400^{\circ}C$. Based on the AWS leaching time experiments, the maximum leaching rate occurred with the aqueous $(NH_4)_2SO_4$ solvent. This study demonstrates that aqueous $(NH_4)_2SO_4$ could be used as an effective solvent for valuable metal leaching using an AWS.
The solvent extraction process for the recovery of vanadium from leaching solution of SCR(selective catalytic reduction) spent catalyst was investigated by using Alamine336 as an extractant. The effects of experimental conditions, such as initial pH and concentration of sulfate ion, and ammonia concentration of stripping solution were studied. The extraction percentage of vanadium were increased with the increase of initial pH of leaching solution and decreased with the increase of sulfate ion. More than 99% of vanadium in leaching solution were extracted and stripped at the A/O ratio of 1.0 in 2 stages. On the basis of these results, an optimum solvent extraction process which vanadium was effectively recovered from SCR spent catalyst was proposed.
Kim, Jong-Hwa;Song, Ju-Yeong;Yang, Seok-Jin;Jeon, Sung-Gyun
Journal of the Korean Applied Science and Technology
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v.27
no.3
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pp.273-281
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2010
Nickel recovery method was studied by the wet process from the catalyst used in hydrogenation process. Nickel content in waste catalyst was about 16%. At the waste catalyst leaching system by the alkaline solution, selective leaching of nickel was possible by amine complex formation reaction from ammonia water and ammonium chloride mixed leachate. The best leaching condition of nickel from mixed leachate was acquired at the condition of pH 8. LIX65N as chelating solvent extractant was used to recover nickel from alkaline leachate. The purity of recovered nickel was higher than 99.5%, and the whole quantity of nickel was recovered from amine complex.
Journal of the Korean Society of Food Science and Nutrition
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v.29
no.2
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pp.329-334
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2000
Two major oleananesaponins in Bupleuri radix, saikosaponin $\alpha$ and d, were extracted at various solvent compositions and leaching temperatures. Solvent composition was varied at 0 to 100%(v/v) of ethanol-water and methanol-water, whereas leaching temperature was adjusted to te range of 25~45$^{\circ}C$. The most effective extractant and leaching temperature were 70% ethanol and 45$^{\circ}C$, respectively. However, no major differences in saikosaponin content and cAMP phosphodiesterase inhibition were found at various leaching times. The cAMP phosphodiesterase inhibitions were alo the highest when 70% ethanol was used as the extractant.
Kim, Bong-Ju;Kwon, Jang-Soon;Koh, Yong-Kwon;Park, Cheon-Young
Economic and Environmental Geology
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v.53
no.2
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pp.159-166
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2020
In this research, we investigate the effect of microwave pretreatment on the recovery of gold from the gold concentrates by thiourea leaching. The changes in mineral phases by decomposition of pyrites in the gold concentrates using microwave were observed, and the result of microwave irradiation showed that the temperature of the irradiated sample increases with increasing irradiation time. With the reaction of temperature increases, Sulfur (S) in pyrites was converted to sulfur dioxide (SO2), and then the content of S in the sample was reduced. The analytical results of XRD and SEM-EDS showed that pyrites are converted to magnetite and hematite, and its surfaces are changed to a porous shape where micro-cracks are developed. The Au leaching efficiency from the irradiated gold concentrates using thiourea-mixed solvent increased with the increases of irradiation time and solvent concentration. The experimental results considering leaching parameters indicate that the mechanism of microwave irradiation increases the maximum leaching efficiency and leaching rate of the gold concentrates, and the solvent does a role for the increasing of leaching rate constant.
Kim, Hyun Soo;Myung, Eun Ji;Kim, Min Sung;Lee, Sung-Jae;Park, Cheon-young
Korean Journal of Mineralogy and Petrology
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v.33
no.3
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pp.243-250
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2020
The purpose of this study is to find out the possibility of applying microwave-hypochlorous acid leaching to effectively leaching Au in hydrothermal minerals on board. The comparative leaching experiment were confirmed that the leaching rate of Au with(T1)/with out(T2) of microwave nitric acid leaching. In addition, the leaching rate of Au on the conventional leaching by mechanical agitation(T3) and microwave leaching was compared. The result of microwave nitric acid leaching(solid-liquid ratio; 10%, leaching temperature; 90 ℃, leaching time; 20 min) confined that the metal leaching rate was high in the order of As>Pb>Cu>Fe>Zn, and the content of Au in the leaching residue was increased from 33.77 g/ton to 60.02 g/ton. As a result of the comparative leaching experiment using a chloride solvent, the dissolution rate of Au was high in the order of T1(61.10%)>T3(53.30%)>T2(17.30%). Therefore, chloride, which can be manufactured using seawater and that can be recycled by collecting chlorine gas generated in the leaching process, is expected to be an optimal solvent for Au leaching. In addition, the application of microwaves is believed to be effective in terms of time, efficiency and energy.
The recovery of molybdenum and vanadium from acid leaching solutions of spent catalysts using solvent extraction has been investigated. Among various acid leaching solutions, sulfuric acid solution is found to be adequate for the recovery of these two metals. The extraction and stripping behavior of the two metals in the absence and presence of other impurity metals by various types of extractants such as cationic, solvating, amine and a mixture of cationic and solvating extractants was discussed. Each type of extractants has advantage and disadvantage in terms of the possibility of separation and of forming a third phase. Among the various types of extractants, a mixture of cationic and solvating extractants seems to be the most promising extractant system for the separation of Mo and V from the acid leaching solutions of spent catalysts.
Leaching and solvent extraction experiments have been performed to develop a hydrometallurgical process for the recovery of nickel and cobalt from nickel laterite ore with high magnesium content. Most of the nickel and magnesium in the laterite ore dissolved at leaching conditions of $80^{\circ}C$ and 100 g/L sulfuric acid concentration. while half of the cobalt and iron were leached at the same conditions. Solvent extraction experiments were carried out with D2EHPA and saponifed D2EHPA from a synthetic solution containing Ni, Co, and Mg. The extraction percentage of Co, Mg. and Ni by D2EHPA was very low in a pH range of 4.4 to 7.3. while the extraction percentage sharply increased by using saponified D2EHPA. The stripping percentage of the metals from the saponified D2EHPA increased with sulfuric acid concentration and reached 99.9% at 1 M $H_2SO_4$ solution.
Solvent extraction is an important process to recover pure gold and silver from various leaching solutions. The present work reviews the aqueous chemistry and solvent extraction separation of gold (I, III) and silver (I) from several leaching systems such as cyanide, thiocyanate, thiosulfate, thiourea and chloride medium. The extraction and separation behavior of gold (I, III) and silver (I) by various single and mixtures was compared on the basis of extraction reaction and the selectivity from these mediums. The chloride medium is recommended for the separation of gold and silver by solvent extraction in terms of extraction and stripping efficiency.
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[게시일 2004년 10월 1일]
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