Distribution data of boric acid in water is necessary to develop a hydrometallurgical process for the recovery of boron from primary and secondary resources containing boron. Boric acid exists as $B(OH)_3$ and $B(OH)_4{^-}$ when solution pH is less than 6 and higher than 12, respectively. In the solution pH range of 6-11, condensation reaction between $B(OH)_3$ and $B(OH)_4{^-}$ results in the formation of some polymers. The mole fraction of the boron polymers such as $B_3O_3(OH)_4{^-}$ and $B_4O_5(OH){_4}^{2-}$ is proportional to the concentration of boric acid.
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.
Copper is one of the first metals utilized by humankind about 11,500 years ago. But copper is not plentiful metallic element in the earth's crust. Copper has a high thermal and electric conductivity and is relatively corrosion resistant. In principle copper is virtually 100 % recyclable as an element without loss of quality. The recycling of copper scrap reduces the energy consumption and environmental burden, comparing to the primary metal production. Currently, approximately 30% of the global copper supply provides by recycling. Copper scrap is smelted in primary and secondary smelter. Type of furnace and process steps depend on the quality and grade of scrap. Depending on copper content of the secondary raw material, refining is required, which is usually done through electrorefining. This work provides an overview of the primary copper production and recycling process.
Hydrometallugical process was developed to produce the purified lead nitrate from lead dust mainly composed of lead s sulfate generated from lead-acid battery smelter as by-product. This process consisLed of carbonation process with carbonate s salts, leaching and purification processes. FmaJJy crude lead nitrate purified to produce high-purity product with over 99% Pb $(NO_3)_2$.
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.
The sulfuric acid leaching of ferromanganese dust was studied. The effect of acid concentration, reaction temperature, stirring rate, particle size and solid to liquid ratio on Mn and Fe extraction in the solution were investigated. It was found that the leaching rate of Mn and Fe increased with increasing reaction temperature and sulfuric acid concentration. Examination of data by shrinking core model suggested that the leaching rate is controlled by chemical reaction at the surface of particle. The activation energy for the leaching reaction of Mn and Fe were calculated to be 79.55 kJ/mol and 77.48 kJ/mol, respectively.
The special properties of silver are often indispensable in the manufacture of advanced materials. Therefore, it is of importance to develop a process to recover silver which is necessary for the production of advanced materials from diverse resources. In this manuscript, the developed processes for the leaching of silver from diverse resources are reviewed. For this purpose, the advantages and disadvantages of using some inorganic acids (nitric and sulfuric acid) and their mixture with other oxidizing agents (ozone, oxygen, hydrogen peroxide and ferric ion) were investigated. Moreover, the leaching of silver with thiourea and thiosulfate was compared over those by inorganic acids in terms of environmental effect.
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.
Due to the increasing demand for clean energy, the consumption of lithium ion batteries (LIBs) is expected to grow steadily. Therefore, stable supply of lithium is becoming an important issue globally. Commercially, most of lithium is produced from the brine and minerals viz., spodumene, although various processes/technologies have been developed to recover lithium from other resources such as low grade ores, clays, seawaters and waste lithium ion batteries. In particular, commercialization of such recycling technologies for end-of-life LIBs being generated from various sources including mobile phones and electric vehicles(EVs), has a great potential. This review presents the commercial processes and also the emerging technologies for exploiting minerals and brines, besides that of newly developed lithium-recovery-processes for the waste LIBs. In addition, the future lithium-supply is discussed from the technical point of view. Amongst the emerging processes being developed for lithium recovery from low-grade ores, focus is mostly on the pyro-cum-hydrometallurgical based approaches, though only a few of such approaches have matured. Because of low recycling rate (<1%) of lithium globally compared to the consumption of lithium ion batteries (56% of lithium produced currently), processing of secondary resources could be foresighted as the grand opportunity. Considering the carbon economy, environment, and energy concerns, the hydrometallurgical process may potentially resolve the issue.
Electric arc furnace dust (EAFD) contains compounds, such as oxides and chlorides, including large quantities of Zn, Pb and Fe. An efficient and stable method for the extraction of metal elements from EAFD is the Rotary Kiln Process. This method is used to recover Zn in the form of crude ZnO (approximately 60%) via the addition of a reducing agent (coke, anthracite) and limestone (for basicity control) to EAFD. This process is commonly used in industry as well as in research and development. Currently, this method is used in many Korean commercial plants, producing approximately 150,000 tons of Crude ZnO per year. The majority of Zn is found in crude ZnO (approximately 76%). In addition components such as Pb, Cd, Sn, In, Fe, Cl, and F are present as oxides, chlorides, and alkaline compounds. This elements have an adverse effect on the zinc smelting process. Therefore, a refining process that eliminates these impurities is essential. In this study, we developed a process technology that efficiently separates Zn and Pb from byproducts (mainly chlorides). A bag filter was used to collect Zn and Pb generated during the dry purification process of crude ZnO. Pure components were recovered as metals or metal carbonate.
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[게시일 2004년 10월 1일]
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