Recently, an amount of waste electronic devices such as LED and trichromatic fluorescent lamp has increased with the development of electronic industry. Reportedly, rare earth metals such as yttrium and europium have been discovered in the waste electronic devices. In order to improve the selectivity of yttrium and europium, the effects of the following factors on recovery experiment have been considered : i) fatty acids with various alkyl chain lengths, ii) the concentration of extractant, and iii) pH. The results show that the extraction efficiencies decrease at the same pH with decreasing the concentration of extractant and so $pH_{0.5}$ (That value of pH in an aqueous phase at which the distribution ratio is unity at equilibrium: 50% of the solute is extracted (E = 0.5) only when the phase ratio is unity.) moves into higher pH. The highest selectivity of yttrium and europium was obtained with tetradecanoic acid as extractant. The extraction mechanism of yttrium and europium was varied with the change of concentration of the tetradecanoic acid. $MR_3$single-species was formed from the yttrium and europium ion in the extractant concentration less than 0.1 M. On the other hand, the yttrium or europium ion is solvated with three molecules of tetradecanoic acid monomer like $MR_3{\cdot}$ 3RH in the extractant concentration more than 0.1 M.
Dae Woon Lee;Chul Hun Eum;Tae Sung Kim;Doo-Soon Shin;Koo Soon Chung
Journal of the Korean Chemical Society
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v.31
no.4
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pp.308-314
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1987
The adsorption behavior of some chelating agents on the Amberlite XAD-7 resin was studied to obtain the optimum conditions for the preparation of chelating agent-XAD-7 resins. The chosen chelating agents are cupferron (CP), diphenylcarbazone (DPC), salicylaldoxime (SAO), thiosalicylic acid (TSA), and dimethylglyoxime (DMG), which have been well known chelating agents to Cu(Ⅱ) and Ni (Ⅱ) ions. Among the chelating agent-XAD-7 resins, SAO-XAD-7 and DMG-XAD-7 resins were evaluated as appropriate impregnated resins by investigating their stabilities in the wide pH range and high abilities to adsorb Cu(Ⅱ) and Ni(Ⅱ) ions. The selective adsorption of Cu(Ⅱ) from Ni(Ⅱ) was possible by changing pH condition by SAO-XAD-7 resin. The adsorption capacities of SAO-XAD-7 and DMG-XAD-7 for Cu(Ⅱ) were $7{\times}10^{-3}mmol$ Cu(Ⅱ) per gram of resin and $2{\times}10^{-3}mmol$ Cu(Ⅱ) per gram of resin, respectively. The quantitative recovery of Cu(Ⅱ) adsorbed by the resin was demonstrated. The adsorption behavior of Cu(Ⅱ) and Ni(Ⅱ) by the single and mixed bed of chelating agent-XAD-7 resin was discussed.
Owing to the global development of high-strength alloys and renewable energy industries, the demand for vanadium, a key raw material in these industries, is expected to increase. Until now, vanadium has been recovered as a by-product of the industry, but interest in its direct recovery from minerals has increasing with its significantly increasing demand. In particular, the recovery of vanadium from stone coal ore and vanadium titano-magnetite (VTM) containing vanadium has been actively researched in China, which has the largest reserves and production of vanadium in the world. In Korea, a large amount of VTM also occurs in the northern part of Gyeonggi-do, and fundamental research and technical development is being conducted to recover vanadium. It is necessary to understand the current status of the separation technology used worldwide to satisfy the demand for metals such as vanadium, which currently depends on imports.
Because the application of lithium has gradually increased for the production of lithium ion batteries (LIBs), more research studies about recycling using solvent extraction (SX) should focus on Li+ recovery from the waste solution obtained after the removal of the valuable metals nickel, cobalt and manganese (NCM). The raffinate obtained after the removal of NCM metal contains lithium ions and other impurities such as Na ions. In this study, we optimized a selective SX system using di-(2-ethylhexyl) phosphoric acid (D2EHPA) as the extractant and tri-n-butyl phosphate (TBP) as a modifier in kerosene for the recovery of lithium from a waste solution containing lithium and a high concentration of sodium (Li+ = 0.5 ~ 1 wt%, Na+ = 3 ~6.5 wt%). The extraction of lithium was tested in different solvent compositions and the most effective extraction occurred in the solution composed of 20% D2EHPA + 20% TBP + and 60% kerosene. In this SX system with added NaOH for saponification, more than 95% lithium was selectively extracted in four extraction steps using an organic to aqueous ratio of 5:1 and an equilibrium pH of 4 ~ 4.5. Additionally, most of the Na+ (92% by weight) remained in the raffinate. The extracted lithium is stripped using 8 wt% HCl to yield pure lithium chloride with negligible Na content. The lithium chloride is subsequently treated with high purity ammonium bicarbonate to afford lithium carbonate powder. Finally the lithium carbonate is washed with an adequate amount of water to remove trace amounts of sodium resulting in highly pure lithium carbonate powder (purity > 99.2%).
Kim, Bong-JuK;Cho, Kang-Hee;Choi, Nag-Choul;Park, Cheon-Young
Journal of the Mineralogical Society of Korea
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v.27
no.4
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pp.207-222
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2014
In order to recover the metallic copper powder from the mine-waste rock, heap bioleaching, Fe removal and electrowinning experiments were carried out. The results of heap leaching with the mine-waste rock sample containing 0.034% Cu showed that, the leaching rate of Cu were 61% and 62% in the bacteria leaching and sulfuric acid leaching solution, respectively. Sodium hydroxide (NaOH), hydrogen peroxide ($H_2O_2$) and calcium hydroxide ($Ca(OH)_2$) were applied to effectively remov Fe from the heap leaching solution, and then $H_2O_2$ was selected for the most effective removing Fe agent. In order to prepare the electrolytic solution, $H_2O_2$ were again treated in the heap leaching, and Fe removal rates were 99% and 60%, whereas Cu removal rates were 5% and 7% in the bacteria and sulfuric acid leaching solutions, respectively. After electrowinning was examined in these leaching solution, the recovery rates of Cu were obtained 98% in bacteria and obtained 76% in the sulfuric leaching solution. The dendritic form of metallic copper powder was recovered in both leaching solutions.
Lee Jae-chun;Jeong Jinki;Kim Byung-su;Kim Min Seuk;Cho Young Soo
Resources Recycling
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v.13
no.1
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pp.14-21
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2004
Spent catalysts containing platinum were generated in petroleum refinery and other chemical industries. The reclamation of platinum metals from such wastes has long been attempted in view of their rare, expensive and indispensable nature. In this study, the recovery of platinum from petroleum catalysts was attempted by a method consisting mainly of dissolving alumina carrier with sulfuric acid thereby concentrating insoluble platinum. Also, platinum dissolved partially in sulfuric acid was recovered by a cementation method using aluminum metal as a reductive agent. The effect of temperature, time, concentration of sulfuric acid, and pulp density on the dissolution of carrier was investigated. When the carrier of platinum catalyst was $\Upsilon-Al_2$O$_3$ about 95% alumina was dissolved in 6.0 M sulfuric acid at $100^{\circ}C$ for 2 hours. When the carrier was the mixture of $\Upsilon-Al_2$$O_3$ and $\alpha$-$Al_2$$O_3$ about 92% was dissolved after 4 hours. As a result, more than 99% of platinum could be recovered by this method and aluminum sulfate was also obtained as byproduct.
Kim, Young-Am;Park, Bo-Gun;Park, Jae-Hun;Hwang, Su-Hyun
Resources Recycling
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v.27
no.6
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pp.23-29
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2018
Recently rapid economic growth and technological development have led to an increase in the generation of waste electrical and electronic equipment (WEEE). As the amount of electric and electronic waste generated increases, the importance of processing waste printed circuit boards (PCB) is also increasing. Various studies have been conducted to recycle various valuable metals contained in a waste PCB in an environmentally friendly and economical manner. To get anode slime containing Ag and Au, Anode copper prepared from PCB scraps was used by means of electro-refining. Ag and Au recovery was conducted by leaching, direct reduction, and ion exchange method. In the case of silver, the anode slime was leached at 3 M $HNO_3$, 100 g/L, $70^{\circ}C$, and Ag was recovered by precipitation, alkali dissolution, and reduction method. In the case of gold, the nitrate leaching residues of the anode slime was leached at 25% aqua regia, 200 g/L, $70^{\circ}C$, and Au was recovered by pH adjustment, ion exchange resin adsorption, desorption and reduction method. The purity of the obtained Au and Ag were confirmed to be 99.99%.
In general after the etching process, waste etching solution contains metals. (ex. Nickel (Ni), Chromium (Cr), Zinc (Zn), etc.) In this work, we proposed a recycling process for waste etching solution and refining from waste liquid contained nickel to make nickel metal nano powder. At first, the neutralization agent was experimentally selected through the hydrolysis of impurities such as iron by adjusting the pH. We selected sodium hydroxide solution as a neutralizing agent, and removed impurities such as iron by pH = 4. And then, metal ions (ex. Manganese (Mn) and Zinc (Zn), etc.) remain as impurities were refined by D2EHPA (Di-(2-ethylhexyl) phosphoric acid). The nickel powders were synthesized by liquid phase reduction method with hydrazine ($N_2H_4$) and sodium hydroxide (NaOH). The resulting nickel chloride solution and nickel metal powder has high purity ( > 99%). The purity of nickel chloride solution and nickel nano powders were measured by EDTA (ethylenediaminetetraacetic) titration method with ICP-OES (inductively coupled plasma optical emission spectrometer). FE-SEM (field emission scanning electron microscopy) was used to investigate the morphology, particle size and crystal structure of the nickel metal nano powder. The structural properties of the nickel nano powder were characterized by XRD (X-ray diffraction) and TEM (transmission electron microscopy).
Da Yeon Kim;Seong You Lee;Yong Woo Hwang;Taek Kwan Kwon
Resources Recycling
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v.32
no.2
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pp.12-18
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2023
In 2018, the demand for silver (referred to as Ag) in the electrical and electronics sector was 249 million tons. The demand stood at 81 million tons in the solar module production sector. Currently, due to the rapid increase in solar module installation, the demand for silver is increasing drastically in Korea. However, Korea's natural metal resources and reserves are insufficient in comparison to their consumption, and the domestic silver ore self-sufficiency rate was as low as 2.2% as of 2021. This implies that a recycling technology is necessary to recover valuable metal resources contained in the waste plating solution generated in the metal industry. Therefore, this study compared and analyzed, the results of the impact evaluation through life cycle assessment according to an improvement in the process of recovery of valuable metals in the waste plating solution. The process improvement resulted in reducing GWP (Global Warming Potential) and ADP(Abiotic Depletion Potential) by 50% and 67%, respectively. The GWP of electricity and industrial water was reduced by 98% and 93%, respectively, which significantly contributed to the minimization of energy and water consumption. Thus, the improvement in recycling technology has a high potential to reduce chemical and energy use and improve resource productivity in the urban mining industry.
Water usage in the semiconductor industries is dramatically increased by not only using bigger wafer from 8 inches to 12 inches but also by adapting new process such as Chemical Mechanical Planarization (CMP) process invented by IBM in late '80. However, The document published by International Semiconductor Association suggests the decreasing ultra pure water (UPW) use from 22 gallon/in$^2$in 1997 to 5 gallon/in$^2$ in 2012. The criteria will possibly used as exporting obstacle in the future. Generally, Solid content of CMP slurry is about 15wt%. The slurry is diluted with UPW before fed to a CMP process. When the slurry is discharged from the process as waste, it contains 0.1~0.6wt% of solid content and 9~10 at pH. The CMP waste slurry is discharged to stream with minimum treatment. In this study, to find optimum condition of coagulation for water recovery from the waste CMP slurry various condition of coagulation were examined. After coagulation far 0.1 wt% solid content of waste CMP slurry, the sludge volume was 10~15% after 30 min of sedimentation time. For the 0.5 wt%, sludge volume was 50~55% after one hour of sedimentation time. For more than 80% of water recycling, the solid content should be in the range of 0.1 to 0.2wr%. Based on the result of the turbidity removal, the Zeta Potential and the analysis of heavy metals, the optimum condition for 0.1 wr% of waste CMP slurry was with 20 mg/L of PACI at 4 to 5 of pH. The result showed that the optimum conditions fer the 0.1 wt% waste CMP slurry were 100mg/L of Alum at 4~5 of pH, 100 mg/L of MgCI$_2$at pH 10 to 11 and 100 mg/L of Ca(OH)$_2$at pH 9 to 11, respectively.
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[게시일 2004년 10월 1일]
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