In order to fabricate porous mullite ceramics with controlled pore structure and improved mechanical strength, a freeze casting route has been processed using camphene mixed with tertiary-butyl alcohol (TBA) and coal fly ash/alumina as the solvent and the ceramic material, respectively. After sintering, the solidification characteristics of camphene and TBA solvent were evident in the pore morphology, i.e., dendritic and straight pore channels formed along the solidification directions of camphene and TBA ice, respectively, after sublimation. Also, the presence of microcracks was observed in the bodies sintered at $1500^{\circ}C$, mainly due to the difference in solidification volume change between camphene and TBA. The compressive strength of the sintered bodies was found generally to be dependent, in an inverse manner, on the porosity, which was mainly determined by the processing conditions. After sintering at $1300{\sim}1500^{\circ}C$ with 30~50 wt% solid loading, the resulting mullite ceramics showed porosity and compressive strength values in ranges of 83.8~43.1% and 3.7~206.8 MPa, respectively.
Park, Sung-Kook;Roh, Yu-Mi;Lee, Sang-Gil;Kim, Ju-Yup;Shin, Chang-Hoon;Kim, Jun-Young;Ahn, Jae-Woo
Resources Recycling
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v.15
no.5
s.73
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pp.26-32
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2006
The waste solution discharged from the LCD manufacturing process contains acids like nitric, acetic and phosphoric acid and metal ions such as Al, Mo and other impurities. It is important to remove impurities less than 1 ppm in phosphoric acid to reuse as an etchant because the residual impurities even in sub-ppm concentration in semiconductor materials play a major role on the electronic properties. In this study, a mixed system of solvent extraction, diffusion dialysis and ion-exchange was developed to commercialize in an efficient system fur recovering the high-purity phosphoric acid. By vacuum evaporation, almost 99% of nitric and acetic acid was removed. And by solvent extraction method with tri-octyl phosphate (TOP) as an extractant, the removal of acetic and nitric acid from the acid mixture was achieved effectively at the ratio A/O=1/3 with 4th stage of extraction stage. About 97.5% of Al and 36.7% of Mo were removed by diffusion dialysis. Essentially almost complete removal of metal ions and purification of high-purity phosphoric acid could be obtained by using ion exchange.
Solvent extraction behavior of light rare earth elements (Pr, Nd) and medium rare erath elements (Tb, Dy) in the HCl-PC88A-kerosene extraction system was investigated in order to separate high-purity light rare earths (Pr, Nd) and medium rare earths (Tb, Dy) in the mixed rare earth chloride solution. In the batch test step, it was confirmed that the separation efficiency was good when the extractant concentration (PC88A) was 0.5 M, the equilibrium pH after extraction was 0.8 to 1.0 (initial pH 1.3 of the feed), the concentrations of hydrochloric acid in scrubbing solution was set as 0.1 M, the concentrations of hydrochloric acid in stripping solution was set as 2.0 M or more. Based on the experimental data obtained from the batch test, the mixer-settler was composed as follows; 4 stages of extraction, 8 stages of scrubbing, 4 stages of stripping, and 3 stages of pickling organic solution. The Mixer-settler was operated for 180 hours, and the operating conditions were continuously adjusted to obtain the high-purity light/medium rare earths. Finally, the purity of light (Pr, Nd) and medium rare earth elements (Tb, Dy) was reached as 3 N class.
Currently, researches on recycling and reuse of waste energetic materials have recently gained a great attention from advanced countries due to ever tightening environmental regulations. In this study, as a part of a recycling technology, the experiments and dynamic simulation of simulated moving bed (SMB) process were performed to efficiently separate TNT and RDX from their mixture, which are main components of ammunition. In order to determine the operation zone of SMB process, the retention times of TNT and RDX were measured using HPLC at different flow rates and the adsorption equilibrium of each component was obtained by using a moment method. According to the adsorption equilibrium and the triangle theory of SMB process, four operation points were determined and separation experiments were carried out by the SMB process using the solvent consisting of acetonitrile and water. Two different mixing ratios (6:4 and 1:1) of acetonitrile and water were chosen for the experiment due to the great impact of mixing ratio of the solvent on separation. The performance of SMB process was evaluated by purity, recovery, productivity and solvent consumption. Pure TNT and RDX were successfully obtained from the SMB process and the dynamic simulation for the SMB process agreed well with the experimental results. Therefore, the dynamic model could be applied for predicting the dynamic behavior of the SMB process and designing a large scale SMB process.
A study on the solvent extraction for the separation and recovery of Ni and Li from the leaching solution of active cathode materials of Li-ion batteries was investigated using PC88A(2-ethylhexyl phosphonic acid mono-2-ethylhexyl ester). The experimental parameters, such as the pH of the solution, concentration of extractant and phase ratio were observed. Experimental results showed that the extraction percent of Ni and Li and separation factor of Ni/Li were increased with increasing the equilibrium pH. More than 99.4% of Ni and 28.7% of Li were extracted in eq. pH 8.5 by 25% PC88A and the separation factor of Ni/Li was 411.6. From the analysis of McCabe-Thiele diagram, 99% of Ni was extracted by three extraction stages at phase ratio(A/O) of 1.5. Stripping of Ni and Li from the loaded organic phases can be accomplished by sulfuric acid as a stripping reagent and 50-60g/L of $H_2SO_4$ was effective for the stripping of Ni.
Swain Basudev;Jeong Jinki;Kim Min Seuk;Lee Jae-chun;Sohn Jeong-Soo
Resources Recycling
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v.14
no.6
s.68
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pp.28-36
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2005
A hydrometallurgical process to leach cobalt from the waste cathodic active material, $LiCoO_{2}$, and subsequently to separate it by solvent extraction was developed. The optimum leaching conditions for high recovery of colbalt and lithium were obtained: 2.0 M sulfuric acid, 5 $vol.\%$ hydrogen peroxide, $75^{\circ}C$ leaching temperature, 30 minutes leaching time and an initial pulp density of 100 g/L. The respective leaching efficiencies for Co and Li were $93\%$ and $94.5\%$. About $85\%$ Co was extracted from the sulfuric acid leach liquor containing 44.72 g/L Co and 5.43 g/L Li, using 1.5 M Cyanex272 as an extractant at the initial pH 5.0 and in organic to aqueous phase ratio of 1.6:1 under the single stage extraction conditions. The Co in the raraffinate was completely extracted by 0.5 M Na-Cyanex272 at the inital pH 5.0, and an organic to aqueous phase ratio of 1;1. The cobalt sulfate solution of higher than $99.99\%$ purity could be recovered from waste $LiCoO_{2}$, using a series of hydrometallurgical processes: sulfuric acid leaching of waste $LiCoO_{2}$- solvent extraction of Co by Na-Cyanex 271 - scrubbing of Li by sodium carbonate solution - stripping of Co by sulfuric acid solution.
Park, Sung-Kook;Roh, Yu-Mi;Lee, Sang-Gil;Kim, Ju-Yup;Shin, Chang-Hoon;Ahn, Jae-Woo
Proceedings of the Korean Institute of Resources Recycling Conference
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2006.05a
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pp.90-94
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2006
The waste solution discharged from the LCD manufacturing process contains acids like nitric, acetic and phosphoric acid and metal ions such as Al, Mo and other impurities. It is important to removal of impurities to tess than 1ppm in phosphoric acid to reuse as an etchant because the residual impurities even in sub-ppm concentration in semiconductor materials play a major role on the electronic properties. In this study, we have been clearly established that a mixed system of solvent extraction, diffusion dialysis and ion-exchange technique, which made individually the most of characteristics is developed to commercialize in an efficient system for recovering the high-purity phosphoric acid. By applying vacuum evaporation, the yield of the process are almost 99% removal of nitric acid and acetic acid was achieved. And by applying the solvent extraction method with tri-octyl phosphate(TOP) as an extractant, the removal of acetic and nitric acid from the acid mixture was achieved effectively at the ratio O/A=1/3 with four stages and the stripping of nitric acid from organic phase is attained at a ration of O/A=1 with six stages by distilled water. About 97% and 76% removal of Al and Mo were achieved by diffusion dialysis. Essentially complete less than 1ppm removal of Al, Mo by using ion exchange ion resin and purification of the phosphoric acid was obtain.
Steel industry which has been accomplishes the base of our country economy, automobile and electronic industry are taking charge of the role, whose electroplating is important. Large amount of wastewater and various metal salts, including hazardous materials was generated from the electroplating pre-treatment, plating, washing and post-plating. Currently, the general wastewater follows in the environmental law and neutralization after controlling, sludge where the various metal is mixed reclaims below multiple regulative and trust it is controlling. The sludge which includes the gas price metal reclaims in the field and trust it controls. a reclamation price of land it is insufficient but and the control expense holds plentifully and it loses the gas price metal which is valuable. Consequently, The research regarding to recover a gas price metal actively from this waste water, it is advanced. A new method to recover valuable metals from electroplating wastewater synthesis of metal sulfides using topical methods utilizing iron oxidizing bacteria, reagent of sulfides and solvent extraction using an organic solvent, such as the development of the law to recover these metals and metal sulfides of wastewater using selective recovery have been studied. By using these wastewater treatment method under frequency above 95%, it has been obtained the valuable metal from the wastewater, where the metal ion of Fe, Cu, Zn and Ni complexes was mixed. As we discuss the wastewater, which has been discharged from electroplating process, it is important and will be applied to the resources of metal in the urban mine.
The behavior on the solvent extraction of heavy rare earths (HRE) by using PC88A was confirmed to demonstrate the possibility of recovery on the HRE from industrial wastewater, which consist of low concentration rare earth. We verified the extraction behavior of the HRE through a change of equilibrium pH, extractant concentration and A/O ratio, and also confirmed the stripping behavior depending on the type of mineral acids. At equilibrium pH 1.0, extraction of rare earth (RE) was completed from 95% to 100%. In all extraction conditions, it tend to be extracted in order of high atomic number. When A/O ratio was 10/1, Yb and Tm were concentrated at the maximum and increased 6-fold and 3-fold compared to initial concentration, respectively. To confirm the stripping behavior of the RE, three mineral acids were applied to the organic phase and consequently rate of stripping was increased in order of $HNO_3$, $H_2SO_4$ and HCl.
Inconel713C which of a commercial Ni super alloy have the compositions of 70 wt.% Ni, 12 wt.% Cr, 6 wt.% Al and 4 wt.% Mo. In this study, solvent extraction has been performed to separate Mo from the synthetic leaching solution, formation of Inconel713C alloy similarly and is found the optimum conditions of recovery of Mo from the leaching solution. The effects of some variables, such as the nature and concentration of the extractants, $H_2SO_4$ concentrations, and the presence of impurities were investigated. The extraction percentage of Mo by Cyanex272 is 96% in the condition of pH 1 and 4% of concentration of Cyanex272 but Alamine336 is 99% in the condition of the range of pH 1 to 4 and 1 wt.% of concentration of Alamine336. In the case of Alamine336, the extraction percentage of Mo is increased by increasing of the concentration of Alamine336. The optimum condition of this experiment is pH 1 in aqueous phase, 1% concentration of Alamine336 and activation ratio of $H_2SO_4$ 1:0.5.
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[게시일 2004년 10월 1일]
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