Kim, Young-Am;Park, Bo-Gun;Park, Jae-Hun;Hwang, Su-Hyun
Resources Recycling
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v.27
no.6
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pp.23-29
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2018
Recently rapid economic growth and technological development have led to an increase in the generation of waste electrical and electronic equipment (WEEE). As the amount of electric and electronic waste generated increases, the importance of processing waste printed circuit boards (PCB) is also increasing. Various studies have been conducted to recycle various valuable metals contained in a waste PCB in an environmentally friendly and economical manner. To get anode slime containing Ag and Au, Anode copper prepared from PCB scraps was used by means of electro-refining. Ag and Au recovery was conducted by leaching, direct reduction, and ion exchange method. In the case of silver, the anode slime was leached at 3 M $HNO_3$, 100 g/L, $70^{\circ}C$, and Ag was recovered by precipitation, alkali dissolution, and reduction method. In the case of gold, the nitrate leaching residues of the anode slime was leached at 25% aqua regia, 200 g/L, $70^{\circ}C$, and Au was recovered by pH adjustment, ion exchange resin adsorption, desorption and reduction method. The purity of the obtained Au and Ag were confirmed to be 99.99%.
In the electric arc furnace process, the chemical energy such as the heat of oxidation reaction and the heat of carbon combustion etc. is consumed as 30% of the total input energy. In order to reduce $CO_2$ emission in EAF, it is necessary to decrease the use of electric power energy during scrap melting stage and increase the use of chemical energy. In general, when the carbon materials is individually charged into the molten steel, the carbon materials floated to the slag layer due to low density before it is dissolved in molten steel. When the concentration of carbon in the molten steel is high, the combustion energy of carbon by oxygen injection can lower the electric power energy and improve the chemical energy consumption. Therefore, an efficient charging methods of carbon material is required to increase the efficiency of carbon combustion heat. On the other hand, Al-dross, which is known as a by-product after Al smelting, includes over 25 mass% of metallic Al, and the oxidation heats of Al is lager than that of carbon. However, the recycling ratio fo Al-dross was very low and is almost landfilled. In order to effectively utilize the heats of oxidation of Al in Al-dross, it is necessary to study the application of Al-dross in the steel process. In this study, the dissolution efficiency of carbon and aluminum in molten steel was investigated by varying the reaction temperature and the mixing ratios of coke and Al-dross.
In this study, Li powder was recovered from the by-product of LNO ($Li_2NiO_2$) process, which is the positive electrode active material of waste lithium ion battery, through the $CO_2$ thermal reaction process. In the process of recovering Li powder, the $CO_2$ injection amount is 300 cc/min. The $Li_2NiO_2$ award was phase-separated into the $Li_2CO_3$ phase and the NiO phase by holding at $600^{\circ}C$ for 1 min. After this, the collected sample:distilled water = 1:50 weight ratio, and after leaching, the solution was subjected to vacuum filtration to recover $Li_2CO_3$ from the solution, and the NiO powder was recovered. In order to increase the purity of Ni, it was maintained in $H_2$ atmosphere for 3 hours to reduce NiO to Ni. Through the above-mentioned steps, the purity of Li was 2290 ppm and the recovery was 92.74% from the solution, and Ni was finally produced 90.1% purity, 92.6% recovery.
In this study, we attempted to separate and recover Cu from low-grade copper ore by a hydrometallurgical process. The leaching sample obtained after crushing and sieving by 0.355 mm of low-grade copper ore contained 1.5% Cu, 4.7% Fe, 1.0% Mn, and 0.3% Zn. The Cu in the oxide ore was very well leached into sulfuric acid and 97% Cu leaching efficiency was achieved at 80℃ and 3 M sulfuric acid (H2SO4). From the leaching solution, Cu was separated by solvent extraction from Fe, Mn, and Zn using LIX984N. The separation tendency between Cu and other metals was confirmed through the distribution ratio and separation factor. By plotting the McCabe-Thiele Diagram, the optimum condition for recovering Cu is 5 vol.% LIX984N, 2-stage counter-current solvent extraction, and an O/A ratio of 0.5. Using this method, 99% of the Cu was extracted and a CuSO4 solution was finally obtained that contained 1.6 g/L Cu after the stripping process using 2 M H2SO4.
Arsenic (As) oxidation followed by precipitation from a high-As(III)-containing leaching solution derived from a sulfidic ore was investigated in this study to remove aqueous As from the solution using activated carbon (AC) with air injection as an oxidant. To obtain the initial leaching solution, a domestic sulfidic ore was leached in a sulfuric acid solution at pH 1 and 50℃ for 95 h, and approximately 7 g/L of Fe and 3 g/L of As were leached out. To determine the effect of the oxidative reaction utilizing AC with air injection, the leaching solution was tested under the following five oxidative conditions at an initial pH of 1 and 90℃ for 72 h: air-only injection; air injection with 1, 5, and 10 w/v% of AC addition; and H2O2 addition. The tests in the presence of both air and AC revealed that the oxidation kinetics and As removal were improved by the reaction between the metallic species and the surface group formed on the AC surface. In addition, the greater the amount of AC added, the better was the reaction efficiency, removing 93-94% of As with more than 5 w/v% of AC addition. Finally, X-ray diffraction analysis confirmed that the precipitate formed from the oxidative reaction was scorodite (FeAsO4·2H2O).
In this study, the heavy metal ions (of Pb, Cd, Cr, and Hg) in wastewater were removed using a spent Li2O-Al2O3-SiO2-based crystallized glass previously used as an induction top plate material. Changes in the removal efficiency of heavy metals according to different reaction parameters, such as the amount of zeolite used as a heavy-metal adsorbent, adsorption time, initial concentration of the heavy metals, and pH of the initial solution, were investigated. As the amount of zeolite added increased, the heavy-metal removal efficiency also increased. Adsorption time had a considerable influence on adsorption characteristics, and the removal efficiency of all heavy metals increased with increasing adsorption time. In the case of Cd, the removal efficiency was greatly improved depending on the adsorption time. The initial concentration of the heavy-metal solution did not affect the removal efficiency; however, the initial pH of the heavy-metal solution affected the removal efficiency. More specifically, the removal efficiency of Cd increased while that of Pb and Cr decreased with increasing pH. The adsorption characteristics of Hg were not significantly affected by pH.
In this study, tungsten carbide (WC) powder was prepared using a novel recycling process for hard metal sludge that does not use ammonium paratungstate. Instead of ammonia, acid was used to remove the sodium and crystallized tungstate, resulting in the formation of tungstic acid (H2WO4). The WC powder was successfully synthesized by the carbothermal reduction of tungstic acid through H2O decomposition, reduction of WO3 to W, and formation of WC. The carbon content and holding time at the carbothermal reduction temperature were optimized to remove free carbon from the WC powder. As a result, most of the free carbon in the WC powder prepared from sludge was removed, and the content of free carbon in the synthesized WC powder was lower than that in commercial WC powder. Moreover, the crystallite size of WC prepared from H2WO4 was much smaller than that of commercial micron-sized WC powder produced from APT. The small crystallite size of WC induces grain growth during the sintering of the WC-Co composite; thus, a WC-Co composite with large WC grains was fabricated using the WC powder prepared from H2WO4. The large WC grains affected the mechanical properties of the WC-Co composite. Further, due to the large grain size, the WC-Co composite fabricated from H2WO4 exhibited a higher toughness than that of the WC-Co composite prepared from commercial WC powder.
Spent photovoltaic module is one of the important resource of silver, while related research concerning silver recovery remains limited. In our previous research, HNO3 was utilized to dissolve Ag(I) and Al(III) from the spent silicon solar cells. In order to recover Ag(I) from the leachate of a silicon solar cell, the present study made use of a nitrate solution containing Ag(I) and Al(III), which was subjected to a solvent extraction process with 5,8-diethyl-7-hydroxydodecan-6-oxime (LIX63). Ag(I) was selectively extracted with LIX63 over Al(III) from the nitrate leach solution. Subsequently, quantitative stripping of Ag(I) from the loaded LIX63 was performed by using 20% ammonia water. The McCabe-Thiele plots for the extraction and stripping isotherms of Ag(I) were also constructed. Extraction and stripping simulation tests confirmed an Ag(I) extraction and stripping efficiency of >99.99% and 98.9%, respectively with high purity Ag (99.998%) and Al (99.99%) solution. A process flow sheet for Ag(I) recovery from the nitrate leach solution was proposed.
Smelting reduction of spent lithium-ion batteries results in metallic alloys, slag, and dust containing Li(I). Precipitation of Li2CO3 was performed using the synthetic leachate of the dust. Herein, the effects of the precipitant and addition of non-aqueous solvents on the precipitation of Li(I) were investigated. Na2CO3 was a more effective precipitating agent than (NH4)2CO3 owing to the hydrolysis reaction of dissolved ammonium and carbonate. The addition of acetone or ethanol improved the Li(I) precipitation percentage for both the precipitants. When using (NH4)2CO3, the Li(I) precipitation percentage increased at a solution pH of 12. Under the same conditions, the Li(I) precipitation percentage using Na2CO3 was much higher than that using (NH4)2CO3.
Energy consumption per unit weight of metal (kwh/kg of metal) is one of the most important economic indicators in the process of molten salt electrolysis. It is related to the heat loss of salt bath and the current efficiency of the process. The current efficiency is highly dependent on electrolysis temperature. On the other hand, the temperature of salt bath may increase significantly due to the difference (larger energy input than consumption) in heat balance at the beginning of electrolysis, which may cause different electrolysis temperature from an initially targeted value. This results in a bad effect on current efficiency. Therefore, it will be helpful to the reduction of energy consumption to compare the calculated and measured values of the temperature change of salt bath through the heat balance review at the early stage of electrolysis and to evaluate the energy loss to outside. In this study, based on the authors' experimental data, the heat balance was reviewed at the beginning of the electrolysis, and it was possible to evaluate the energy loss to the outside and the increase of the temperature of the salt bath quantitatively. Through such a method, heat loss reduction plan can be derived and current efficiency can be improved so that energy consumption can be reduced.
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[게시일 2004년 10월 1일]
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