This study focuses on the development of an alkaline leaching hydrometallurgy process for the recovery of tungsten from WC/Co hardmetal sludge, and an examination of the effect of the process parameters on tungsten recovery. The alkaline leaching hydrometallurgy process has four stages, i.e., oxidation of the sludge, leaching of tungsten by NaOH, refinement of the leaching solution, and precipitation of tungsten. The WC/Co hardmetal sludge oxide consists of $WO_3$ and $CoWO_4$. The leaching of tungsten is most affected by the leaching temperature, followed by the NaOH concentration and the leaching time. About 99% of tungsten in the WC/Co hardmetal sludge is leached at temperatures above $90^{\circ}C$ and a NaOH concentration above 15%. For refinement of the leaching solution, pH control of the solution using HCl is more effective than the addition of $Na_2S{\cdot}9H_2O$. The tungsten is precipitated as high-purity $H_2WO_4{\cdot}H_2O$ by pH control using HCl. With decreasing pH of the solution, the tungsten recovery rate increases and then decrease. About 93% of tungsten in the WC/Co hardmetal sludge is recovered by the alkaline leaching hydrometallurgy process.
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.
It was convinced that with a relatively small capital investment and with a low operating cost, appreciable amounts of cement copper could be produced from low-grade minerals by the application of a bacterial leaching method. For the recovery of cement copper from the impure pregnant solution, direct precipitation of copper with tin plates by a bacterial leaching method was feasible. The results obtained were as follows: 1)In order to remove the cement copper from the reducing metal, aeration and agitation method were more effective and economic than shaking method. 2)The rate of copper recovery from the pregnant solution was accerelated according to increasing quantities of reducing metal. However, the excess of reducing metal reduced the grade of cement copper. 3)Among the comparative experiments of copper recovery at each reaction temperature of $10^{\circ}C$, $20^{\circ}C$, and $30^{\circ}C$, the recovery rate of copper at $30^{\circ}C$from the pregnant solution was highest. 4)Direct cementation method on iron-containing metal was an excellent method for the recovery of cement copper in bacterial leaching.
The pneumatic classification and acidic leaching behaviors of phosphor sludge have been examined to establish the recycling system of rare earth components contained in waste fluorescent lamp. At first, separation characteristic of rare earth components and calcium phosphate in phosphor sludge was investigated by pneumatic classification. After pneumatic classification of phosphor sludge, rare earth components were leached in various acidic solutions and sodium hydroxide solution. For recovery of soluble component in leaching solution, rare earth components were separated as hydroxide and oxalate precipitations. The experimental results obtained are summarized as follows: (1) In classification process, rare earth components in phosphor sludge were concentrated to 29.3% from 13.3%, and its yield was 32.9%. (2) In leaching process, sulfuric acid solution was more effective one as a leaching solvent of rare earth component than other solutions. Y and Eu components in phosphor sludge were dissolved in sulfuric acid solution of 1.5 k㏖/㎥, and other rare earth components were rarely dissolved in leaching solution. Leaching degrees of Y and Eu were respectively 92% and 98% in the following optimum leaching conditions; sulfuric acid concentration is 1.5 k㏖/㎥ , leaching temperature 343 K, leaching time 3.6 ks and pulp concentration 30 kg/㎥. (3) Y and Eu components of phosphor sludge contained in waste fluorescent lamp were, effectively recovered by three processes of pneumatic classification, sulfuric acid leaching and oxalate precipitation methods. Their recovery was finally about 65 %, and its purity was 98.2%.
Kim, Eun-Young;Lee, Jae-Chun;Kim, Min-Seuk;Jung, Jin-Ki;Yoo, Kyoung-Keun
Resources Recycling
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v.17
no.6
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pp.24-33
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2008
The leaching of Cu from waste PCBs was investigated with electro-generated chlorine as an oxidant. The leaching experiments were carried out according to the design of experiments to analyze quantitatively the effect of parameters on copper leaching. From the analysis of variance (ANOVA) it was suggested that the effective parameters were current density, temperature, concentration of HCl, and the interaction between the concentration of HCl and temperature. Especially, the effect of current density was analyzed to contribute to the interpretation of result for copper leaching up to 95.7%. A multiple regression model obtained from the analysis of effective parameters explained 99% of leaching results. From the model equation, it was found that the effect of HCl concentration on copper leaching increased with temperature.
Lee, Han Saem;Park, Da So Mi;Hwang, Yuhoon;Ha, Jong Gil;Shin, Hyung Sang
Environmental Engineering Research
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v.25
no.3
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pp.335-344
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2020
This work describes highly efficient recovery and selective leaching of Zn from electric arc furnace dust (EAFD) with different physicochemical properties, induced by acid leaching at ambient conditions. The chemical compositions, mineralogical phases, and particle sizes of the EAFDs were analyzed and compared. The effects of leaching time, liquid/solid ratio, acid type, and acid concentration on the selective leaching of Zn were also studied. The EAFD with high Fe/Zn ratio (> 1, EAFD3) was richer in ZnFe2O4 and exhibited larger particle size than samples with low Fe/Zn ratio (< 1, EAFD1,2). ANOVA analysis revealed that the Fe/Zn ratios of the EAFDs also have a significant effect on Zn extraction (p < 0.005). Selective leaching of Zn with minimum Fe dissolution was obtained at pH > 4.5, regardless of other parameters or sample properties. The maximum Zn extraction rate obtained by the pH control was over 97% for EAFD1 and EAFD2, 76% for EAFD3, and 80% for EAFD4. The present results confirm that the Fe/Zn ratio can be used to identify EAFDs that permits facile and high-yield Zn recovery, and pH can be used as a process control factor for selective leaching of Zn regardless of any differences in the properties of the EAFD sample.
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.
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.
Park, Kyung-Soo;Swain, Basudev;Kang, Lee Seung;Lee, Chan Gi;Hong, Hyun Seon;Shim, Jong-Gil;Park, Jeung-Jin
Journal of Powder Materials
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v.21
no.3
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pp.202-206
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2014
Leaching of MOCVD dust in the LED industry is an essential stage for hydro-metallurgical recovery of pure Ga and In. To recover Ga and In, the leaching behavior of MOCVD scrap of an LED, which contains significant amounts of Ga, In, Al and Fe in various phases, has been investigated. The leaching process must be performed effectively to maximize recovery of Ga and In metals using the most efficient lixiviant. Crystalline structure and metallic composition of the raw MOCVD dust were analyzed prior to digestion. Subsequently, various mineral acids were tested to comprehensively study and optimize the leaching parameters such as acidity, pulp density, temperature and time. The most effective leaching of Ga and In was observed for a boiling 4 M HCl solution vigorously stirred at 400 rpm. Phase transformation of GaN into gallium oxide by heat treatment also improved the leaching efficiency of Ga. Subsequently high purity Ga and In can be recovered by series of hydro processes.
Fundamental study has been made on the recovery of copper from the electronic scrap by hydrometallurgical process. Nitric acid was used as a leaching agent to dissolve the metals such as Cu, Sn, Pb, Fe etc. from the crushed electronic scraps. TBP was employed to extract nitric acid from the strong nitric acid leaching solutions and to reclaim nitric acid. From the experimental results, Cu was effectively leached by 3.0-4.0 M nitric acid. And 95% of nitric acid in the leaching solution was extracted by 60% TBP, and 98% of nitric acid was stripped from the loaded organic phase by distilled water and it was possible to reuse as a leaching agent.
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[게시일 2004년 10월 1일]
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