Proceedings of the Korean Institute of Resources Recycling Conference
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1993.04a
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pp.1-23
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1993
중유회는 중유 화력발전소 보일러의 전지집진기에서 생성되는 분진으로 지금까지는 산업폐기물로 폐기되어 왔으나 이의 절대량이 증가하고 환경규제가 엄격하여짐에 따라 그대로 폐기할 수는 없게 되었다. 한편 이중에는 바나듐과 니켈 등의 유가금속이 3-10% 함유되어 있어 자원으로서의 가치가 충분하다. 이에 본 연구에서는 중유회로부터 바나듐과 니켈을 효과적으로 추출, 분리하여 재활용하기 위한 목적으로 바나듐과 오산화바나듐으로 니켈을 황산니켈로 각각 회수하는 방법에 관한 기초연구를 행하였다.
Thc purpose of this study is to develop the efficient process for recovering vanadium and nickel from the incineralionash of the oil fly ash. In this paper, the physical and chemical properties of the incineration ash was examined, and theleaching characteristics of the incineration ash were investigated by water leaching and sulEuric acid leaching tcsls. The incinerationash of oil fly ash was mainly consisted of oxldes such as V,09, V,O,, NaVO,, Ni,(VO,)Z, Fe,O,, CaSO,, SiO,.Thc waler leaching showed low extraction of metallic components, while the sulfunc acid lcaching with high temperahlreand pressure increased the extraction of vanadium and nickcl considerably. For instance, the exlraction rates of the metalllccomponents on the sulfuric acid leaching were 99% for V and 45% for Ni at 90$^{\circ}$C with pH 0.5 H,SO,, and were86% for V and 75% far Ni at ZOO"C(64 psi) with pH 1.0 H-SO,. with pH 1.0 H-SO,.
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.
Park Kyung-Ho;Yoon Seung-Han;Nam Chul-Woo;Choi Yeung-Ki;Yoon Oh-Seub
Resources Recycling
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v.13
no.4
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pp.32-38
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2004
Recently, Orimulsion (a bitumen-in emulsion) has received increasing attention as an alternative fuel. Orimulsion combusion produces an ash rich in V, Ni and Mg which are processed to recover metals. As a basic study to recover V from Orimulsion ash, physico-chemcial properties and leaching behaviours were investigated. Orimulsion ash was fine size grains ($d_{50}$ 5.9 $\mu\textrm{m}$) with 16% V, 4 % Ni and 9% S. Vanadium was easily leached in water because Orimulsion ash was mainly constituted of metal sulfates. However, the increase of leaching temperature decreased the extraction percentage of vanadium because of hydrolysis of V(V) to vanadium pentoxide. The addition of sulfuric acid could increase the leaching percentage vanadium. In case of alkaline leaching for selective recovery of vanadium, the oxidzing agent such as $H_2$$O_2$ is required to improve the leaching per-centage
Transactions of the Korean hydrogen and new energy society
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v.33
no.6
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pp.803-807
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2022
In this study, the battery performance change according to the change of electrolyte flow rate. With increase of electrolyte flow rate the energy efficiency showed tendency of decrease. The electrochemical impedance spectroscopy results showed the increased resistance.
A study was conducted in Korea on the leaching behavior and possibility of recovery of vanadium and other valuable metals from domestic vanadium titanomagnetite (VTM) by direct acid leaching. In this study, a VTM concentrate containing 0.8% V2O5 was used, and the ratio of magnetite to ilmenite was calculated as 1.9:1 by using the HSC program. The leaching behavior of vanadium from the VTM was similar to that of iron, and it was affected by the concentration of sulfuric acid and temperature. Further, titanium could be leached in the form of TiOSO4 at a temperature higher than 75℃. To improve the leaching efficiency of V, Fe, and Ti in VTM, reductive sulfuric acid and oxidative sulfuric acid leaching were performed. When Na2SO3 was used as a reducing agent, the leaching rate of vanadium was 80% of that in that case of leaching by sulfuric acid. Similarly, the leaching rate of titanium increased from 20% to 50%. When Na2S2O8 was used as an oxidation agent, most of the vanadium was leached, and the main residue found by XRD analysis was ilmenite. In studies on the possibility of recovering valuable metals, the selective extraction of metals is hardly achieved by solvent extraction from oxidation leaching solutions; however, in this study, Cyanex 923, a solvation extractant from reductive leaching solutions, could selectively extract Ti.
A comparative study of the extraction behavior of vanadium and titanium in sulphate solutions using Cyanex272, PC88A and Alamine336 has been carried out. effect of pH in sulphate solutions, concentration of extractant and extraction isotherms has been studied. Solvent extraction separation studies of vanadium and titanium from the mixed solutions were also carried out in order to obtain a criterion for choosing the more effective extraction regent. From the experimental results, it was conformed that Alamine336 was good extractant to extraction of vanadium and separation from titanium from the mixed solutions.
The importance of uranium metal is growing day by day in light of its increasing global demand for fulfilling societal needs through atomic power programs. Considering the high demand for uranium, it is necessary to find innovative hydrometallurgical techniques to separate uranium from other associated elements, especially vanadium. This study deals with the separation of uranium(VI) and vanadium(V) from sulfuric acid solutions using commercial amine-based extractants diluted in kerosene. The concentrations of the sulfuric acid solutions ranged from 0.005 to 5.0 mol/L. The effect of extractant concentration ranging from 0.005 to 0.2 mol/L was studied. The temperature was maintained at 25℃ and the experiment was performed for 30 min at an aqueous: organic phase ratio of 1 (A:O = 1:1). The calculated separation factors (SFs) are presented and comparisons are made among all the experiments.
The extration of vanadium and nickel from heavy oil fly ash was carried out by using water ans sulfuric acid as leaching agent. In the leaching with water, vanadium and nickel were extracted 86% and 88% respectively under pulp density of 25g/l, room temperature and leaching time of 60 minutes, but extraction of vanadium decreased with increasing leaching time. Addition of oxidant decreased the extractions of vanadium and nickel, and roasting of fly ash at temperature higher than $300^{\circ}C$ before water leaching decreased the vanadium extraction to about zero. In the leaching with 1N sulfuric acid, the extractions of vanadium and nickel both increased to 96% and the addition of oxidant did not affect the extraction of these metals.
In this study, the leaching behavior of vanadium (V) was investigated through CaO roasting and sulfuric acid leaching from domestic V-bearing titanomagnetite (VTM). Changes in the phase according to the amount of CaO added and roasting temperature were analyzed. Regardless of the roasting conditions, perovskite (CaTiO3) was preferred to form. When the CaO content was increased, the calcium ferrite (CaFeOx) phase was formed; otherwise, ferrite (Fe2O3) was preferred. After CaO was roasted, leaching was performed for 6 h with 1M sulfuric acid at 50℃ and a 10% solid-liquid ratio. Results of leaching revealed that when the roasted product was sintered, V was not sufficiently oxidized, and the leaching efficiency decreased. In addition, when the roasting temperature was low, the leaching efficiency of V decreased due to the influence of unreacted excess CaO. To lower the leaching efficiency of iron and titanium in VTM concentrates, suppressing the formation of CaTiO3 and CaFeOx was necessary by minimizing the amount of CaO added. Consequently, a leaching efficiency of 86% V, 4.3% Fe, and 6.5% Ti was obtained when the roasted product of 1150℃ and 10 wt% CaO was leached.
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[게시일 2004년 10월 1일]
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