A leaching kinetics was conducted for the purpose of recovery of praseodymium in sulfuric acid ($H_2SO_4$) from REE slag concentrated by the smelting reduction process in an arc furnace as a reactant. The concentration of $H_2SO_4$ was fixed at an excess ratio under the condition of slurry density of 1.500 g slag/L, 0.3 mol $H_2SO_4$, and the effect of temperatures was investigated under the condition of 30 to $80^{\circ}C$. As a result, praseodymium oxide ($Pr_6O_{11}$) existing in the slag was completely converted into praseodymium sulfate ($Pr_2(SO_4)_3{\cdot}8H_2O$) after the leaching of 5 h. On the basis of the shrinking core model with a shape of sphere, the first leaching reaction was determined by chemical reaction mechanism. Generally, the solubility of pure REEs decreases with the increase of leaching temperatures in sulfuric acid, but REE slag was oppositely increased with increasing temperatures. It occurs because the ash layer included in the slag is affected as a resistance against the leaching. By using the Arrhenius expression, the apparent activation energy of the first chemical reaction was determined to be $9.195kJmol^{-1}$. In the second stage, the leaching rate is determined by the ash layer diffusion mechanism. The apparent activation energy of the second ash layer diffusion was determined to be $19.106kJmol^{-1}$. These relative low activation energy values were obtained by the existence of unreacted ash layer in the REE slag.
The main objective of this study is to recovery valuable metals with metal particle size distributions in waste cell phone PCBs(Printed Circuit Boards) by means of pulverization and nitric acid process. The particle size classifier also was evaluated by specific metal contents. The PCBs were pulverized by a fine pulverizer. The particle sizes were classified by 5 different sizes which were PcS1(0.2 mm below), PcS2(0.20~0.51 mm), PcS3(0.51~1.09 mm), PcS4(1.09~2.00 mm) and PcS5(2.00 mm above). Non-magnetic metals in the grinding particles were separated by a hand magnetic. And then, Cu, Co and Ni were separated by 3M nitric acid. Particle diameter of PCBs were 0.388~0.402 mm after the fine pulverizer. The sorting coefficient were 0.403~0.481. The highest metal content in PcS1. And the bigger particle diameter, the lower the valuable metals exist. The recovery rate of the valuable metals increases in smaller particle diameter with same leaching conditions. For further work, it could improve to recovery of the valuable metals effectively by means of individual treatment, multistage leaching and different leaching solvents.
Soluble silica generated from acid leaching process is very difficult to filter and deceases the purity of products, and thus becomes one of hot issues in hydrometallurgy. This paper reviewed the dissolution and reactivities of silicates in acid solution, and the methods for treatment of soluble silica. Removal of silica with alkaline pre-treatment, crystallization to $SiO_2$ and precipitation behaviour of silica with coagulation under acid conditions were briefly described.
Lee, Tae Kyo;Han, Gi Bo;Yoon, Suk Hoon;Lee, Tae Jin;Park, No-Kuk;Chang, Won Chul
Applied Chemistry for Engineering
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v.19
no.6
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pp.668-673
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2008
The objective of this study is to optimize the leaching conditions of sequential leaching and extracting processes for selective Ni recovery from spent Ni-Mo-based catalyst. The selective Ni recovery process consists of two processes of leaching and extracting process. In this 2-step process, Ni component is dissolved from solid spent Ni-Mo-based catalyst into leaching agent in leaching process and sequentially extracted to Ni complex with an extracting agent in the extracting process. The solutions of nitric acid ($HNO_3$), ammonium carbonate ($(NH_4)_2CO_3$) and sodium carbonate ($Na_2CO_3$) were used as a leaching agent in leaching process and oxalic acid was used as an extracting agent in extracting process. $HNO_3$ solution is the most efficient leaching agent among the various leaching agent. Also, the optimized leaching conditions for the efficient and selective Ni recovery were the leaching temperature of $90^{\circ}C,\;HNO_3$ concentration of 6.25 vol% and elapsed time of 3 h. As a result, Nickel oxalate having the highest yield of 88.7% and purity of 100% was obtained after sequentially leaching and extracting processes under the optimized leaching conditions.
Lee, Kil Yong;Yoon, Yoon Yeol;Cho, Soo Young;Chae, Young-Bae
Analytical Science and Technology
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v.20
no.6
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pp.516-523
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2007
Purification of silica mineral has been investigated by acid leaching of pulverized silica. A series of studies has been carried out on the effect of leaching silica powder as a function of the leaching time at the constant temperature of $80^{\circ}C$ in oxalic acid, aqua regia, and two mixed acids of HF/HCl, $HF/HNO_3$. The impurities of silica and leachantes were measured by neutron activation analysis (NAA), inductively coupled plasma atomic emission spectrometry (ICP-AES), atomic absorption spectrometry, x-ray fluorescence (XRF) method and wet analysis (WA). Certain metals, such as sodium, calcium, iron, aluminium and titanium, have been found in concentrations of hundreds or even thousands of mg/kg. Comparison of purification processes of silica and analytical methods of impurities in the silica was conducted in this study.
Jung, Yeon Jae;Park, Sung Cheol;Kim, Yong Hwan;Yoo, Bong Young;Lee, Man Seung;Son, Seong Ho
Resources Recycling
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v.30
no.6
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pp.43-52
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2021
In this study, the optimal nitration process for selective lithium leaching from powder of a spent battery cell (LiNixCoyMnzO2, LiCoO2) was studied using Taguchi method. The nitration process is a method of selective lithium leaching that involves converting non-lithium nitric compounds into oxides via nitric acid leaching and roasting. The influence of pretreatment temperature, nitric acid concentration, amount of nitric acid, and roasting temperature were evaluated. The signal-to-noise ratio and analysis of variance of the results were determined using L16(44) orthogonal arrays. The findings indicated that the roasting temperature followed by the nitric acid concentration, pretreatment temperature, and amount of nitric acid used had the greatest impact on the lithium leaching ratio. Following detailed experiments, the optimal conditions were found to be 10 h of pretreatment at 700℃ with 2 ml/g of 10 M nitric acid leaching followed by 10 h of roasting at 275℃. Under these conditions, the overall recovery of lithium exceeded 80%. X-ray diffraction (XRD) analysis of the leaching residue in deionized water after roasting of lithium nitrate and other nitrate compounds was performed. This was done to determine the cause of rapid decrease in lithium leaching rate above a roasting temperature of 400℃. The results confirmed that lithium manganese oxide was formed from lithium nitrate and manganese nitrate at these temperatures, and that it did not leach in deionized water. XRD analysis was also used to confirm the recovery of pure LiNO3 from the solution that was leached during the nitration process. This was carried out by evaporating and concentrating the leached solution through solid-liquid separation.
Due to the developments of communications equipment and electronic devices, lithium ion secondary battery usage is growing. Along with demand increasing, the amount of scrap has been steadily increasing. In this study, method of cobalt recovery using organic eco-friendly is proposed. Sulfuric acid, Malic acid, Citric acid at reflux device had good cobalt leaching efficiency. And Sulfuric acid, Malic acid at the autoclave increased cobalt leaching efficiency.
A two-step process for increasing the leaching efficiency of yttrium and neodymium from coal fly ash were investigated at solid loadings of 5.0 g ash ~1,000 g ash/l of 1.0 N~10.0 N H2SO4, temperature ranging from 30℃ to 90℃, ultrasonic leaching time of 1~10 hours, and ultrasonic power of 25~200 W. The yttrium and neodymium from coal fly ash were effectively leached into ion phases by step change of the first conventional dissolution at room temperature and then the second heating process with the aid of ultrasonic wave, and maximum leaching efficiency of yttrium and neodymium obtained were 66 % and 63 %, respectively. The activation energies for the leaching reaction of yttrium and neodymium at second heating process dependent on leaching time and temperature were derived to be 41.540 kJmol-1 and 507.92 kJmol-1, respectively. The optimum conditions for the maximum leaching of yttrium and neodymium were found to be the solid loading of 250 g ash/l of H2SO4, solvent concentration of 2.0 N H2SO4, and second step process of temperatures of 30℃ for 3 hours and then 90℃ for 4 hours with ultrasonic intensity of 100 W.
Soils of four combinations, sand with high content of organic matter(SL), sand with low content of OM(SS), siltyl loam with high content of OM(LL) and silty loam with low content OM (LS), were filled on column and then percolated with simulated sulfuric acid rain with pH 5.6, 4.0, 3.5, 3.0 and 2.5. From soil leachates, pH and concentrations of basic cations and Al were determined. Cation concentrations in the leachates increased as pH of the rain decreased. The orders of buffering capacity of soil, leachability of cation from soil, leaching sensitivity of ion andbase saturation sensitivity of soil to acidity of the rain water were SS$\leq$K <$\leq$LL
Proceedings of the Korean Institute of Resources Recycling Conference
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2005.05a
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pp.214-223
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2005
In order to recover valuable metals from fine-grained electronic waste, bioleaching of Cu, Zn, Al, Co, Ni, Sn and Pb were carried out using Aspergillus niger as a leaching microorganism in a shaking flask. Aspergillus niger was able to grow in tile presence of electronic scrap. The formation of organic acids(citric and oxalic acid) from Aspergillus niger caused the mobilization of metals from waste electronic scrap. In a preliminary study, in order to obtain the data on the leaching of Cu, Zn, Al, Co and Ni, the metal leaching behaviours were accomplished using Organic acid(Citric acid and Oxalic acid) instead of Aspergillus niger. At the electronic scrap concentration of 50g/L, Aspergillus niger were able to leach more than 95% of the available Cu, Co. But Al, Zn, Pband Sn were able to leach about 15-35%. Ni and Fe were detected in the leachate less than 10%.
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[게시일 2004년 10월 1일]
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