• 제목/요약/키워드: Acid leaching solution

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소다배소 처리된 탈질 폐촉매로부터 황산침출과 가수분해 침전반응에 의한 TiO2의 회수 (Titanium Dioxide Recovery from Soda-roasted Spent SCR Catalysts through Sulphuric Acid Leaching and Hydrolysis Precipitation)

  • 김승현;친빅하;이재령
    • 자원리싸이클링
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    • 제29권5호
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    • pp.48-54
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    • 2020
  • 소다배소 처리한 탈질폐촉매의 수침출 잔사로부터 TiO2 회수를 위하여 황산침출과 가수분해 반응을 실시하였다. Ti 성분의 황산침출은 70 ℃, 3 시간, 교반속도 500 rpm, 슬러리 농도 100 g/L로 고정하여 실시하였고, 황산농도는 4~8 M로 변화시키며 진행하였다. 침출액으로부터 Ti 성분의 침전회수는 가수분해반응을 이용하였으며, 실험조건은 100 ℃, 반응시간 2 시간으로 고정하였고, Ti 성분의 침전율은 침출액과 증류수의 혼합비와 침전반응 Seed 혼입유무에 따라 비교하였다. Ti의 침출율은 6 M에서 최대 95.2 %까지 도달 후 점차 감소하는 경향을 나타내었고, Si의 침출율은 황산농도 증가에 반비례하여 급격히 감소하여 91.7 %에서 8 M 조건에서는 3.0 %까지 억제되었다. 침출액을 이용한 가수분해는 부성분인 Si의 함량이 가장 낮은 8 M 침출액을 이용하여 진행하였다. 침출액의 혼합비에 의한 Ti의 침전회수율은 반응시간에 비례하였고 혼합비에 반비례하였다. 또한, 침전반응의 가속화를 위해 TiO2(#325~#400 mesh, 0.2 g) seed를 첨가하였을 경우에 모든 혼합조건에서 침전회수율이 상승하였으며, 혼합비(침출액:증류수) 1:9~3:7 구간에서 98.8~99.8 %의 침전율이 달성되었다. 회수된 TiO2의 순도는 침출액 혼합비 1:9~3:7 구간에서 혼합비가 낮을수록 증가하여 최대 99.46 %까지 상승함을 확인하였다.

Pore structure evolution characteristics of sandstone uranium ore during acid leaching

  • Zeng, Sheng;Shen, Yuan;Sun, Bing;Zhang, Ni;Zhang, Shuwen;Feng, Song
    • Nuclear Engineering and Technology
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    • 제53권12호
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    • pp.4033-4041
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    • 2021
  • To better understand the permeability of uranium sandstone, improve the leaching rate of uranium, and explore the change law of pore structure characteristics and blocking mechanism during leaching, we systematically analyzed the microstructure of acid-leaching uranium sandstone. We investigated the variable rules of pore structure characteristics based on nuclear magnetic resonance (NMR). The results showed the following: (1) The uranium concentration change followed the exponential law during uranium deposits acid leaching. After 24 h, the uranium leaching rate reached 50%. The uranium leaching slowed gradually over the next 4 days. (2) Combined with the regularity of porosity variation, Stages I and II included chemical plugging controlled by surface reaction. Stage I was the major completion phase of uranium displacement with saturation precipitation of calcium sulfate. Stage II mainly precipitated iron (III) oxide-hydroxide and aluminum hydroxide. Stage III involved physical clogging controlled by diffusion. (3) In the three stages of leaching, the permeability of the leaching solution changed with the pore structure, which first decreased, then increased, and then decreased.

마이크로웨이브-질산용출에 의한 금 정광의 용해효율과 여과지를 이용한 비-가시성 금 회수 (The Dissolution Efficiency of Gold Concentrate with Microwave-nitric Acid Leaching and the Recovery of Invisible Gold Using the Filter Paper)

  • 이종주;박천영
    • 자원환경지질
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    • 제52권6호
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    • pp.595-604
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    • 2019
  • 본 연구 목적은 비-가시성 금 정광을 마이크로웨이브-질산용출 시키고, 여과지를 이용하여 금을 단순하게 얻고자 하였다. 본 실험에서 사용된 시료의 경우 질산농도별로 마이크로웨이브-질산용출실험을 수행한 결과 Fe, Te, Ag 등은 완전용출(100%) 되었지만, Au는 용해되지 않았다. 용출용액을 3장의 여과지로 여과하여 SEM/EDS 분석한 결과 첫 번째, 두 번째 및 세 번째 여과지의 표면 및 단면 모두에서 Au가 검출되었다. 고체-잔류물이 포함된 여과지 3장을 모두 납-시금법에 사용한 결과 질산농도 모두에서 금 입자들이 회수되었다. 최대 금 입자(452.50g/t)가 얻어진 용출조건은 질산농도 6M에서 그리고 마이크로웨이브 조사시간 12분에서였다.

양극슬라임으로부터 무기침출제에 의한 금과 은의 침출 (Leaching of Gold and Silver from Anode Slime with Inorganic Reagents)

  • 행위동;이기웅;이만승
    • 자원리싸이클링
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    • 제26권1호
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    • pp.30-36
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    • 2017
  • 양극흙에 함유된 금과 은을 회수하기 위해 무기산(염산, 질산, 황산)과 thiourea 및 thiosulfate에 의한 침출실험을 수행했다. 산화제를 첨가하지 않은 조건에서 금은 무기산용액에 전혀 용해되지 않았다. 3종류의 무기산의 농도가 동일한 조건에서 황산용액에서 은의 침출율이 가장 높았으며, 염산의 농도가 증가함에 따라 $AgCl_2{^-}$의 형성에 따라 은의 침출율이 증가하였다. 한편 주석은 질산용액에 전혀 용해되지 않았으나, 구리, 니켈과 아연은 본 실험조건에서 모두 용해되었다. 황산과 thiourea의 혼합용액에서 금과 은은 모두 용해되었다. Thiosulfate용액에 은의 일부가 용해되었으나, 금은 전혀 용해되지 않았다.

황산에 의한 폐망간전지로부터 아연과 망간의 침출 (Sulfuric Acid Leaching of Zinc and Manganese from Spent Zinc-Carbon Battery)

  • 손현태;안종관;손정수;박경호;박인용
    • 자원리싸이클링
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    • 제11권4호
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    • pp.44-50
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    • 2002
  • 분쇄, 자력선별을 통하여 철 성분을 제거한 폐망간전지 분말을 대상으로 침출제 농도, 온도, 고액비, 교반속도 등을 변화시키면서 황산용액에서 아연과 망간의 침출실험을 수행하였다. 침출시료의 X선 회절분석 결과 아연은 금속아연과 아연산화물, 망간은 이산화망간과 +3가 망간산화물로 존재하고 있어 황산에 의한 아연의 선택침출이 어렵다는 것을 확인하였다. 폐망간전지의 분쇄산물을 대상으로 황산침출을 행한 결과 고액비 1:10, 황산농도 1 M, 반응온도 $60^{\circ}C$, 교반속도 200 r.p.m에서 60분간 침출하였을 때 아연과 망간의 침출율은 각각 92%, 35%로 나타났으며, 반응 후 침출용액의 pH는 0.75, 침출용액 중 아연 및 망간의 농도는 각각 19.5 g/l, 7.8 g/l 이었다. 폐망간전지 분말의 황산침출시 망간의 침출율을 향상시키기 위해서는 환원제의 사용이 필요함을 알 수 있었다.

침출제로 황산과 메탄술폰산의 화학적 반응성 비교 (Comparison of the Chemical Reactivity between Sulfuric and Methanesulfonic Acids as a Leaching Agent)

  • ;문현승;이만승
    • 자원리싸이클링
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    • 제30권3호
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    • pp.41-46
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    • 2021
  • 메탄술폰산은 우수한 물리화학적 특성을 지니고 있어 금속의 침출에 효과적이다. 분자구조 및 코발트와 니켈 금속의 침출자료를 이용하여 메탄술폰산과 황산의 화학적 반응성을 비교하였다. 유발과 공명효과는 두 산의 반응성에 큰 영향을 미쳤다. 동일한 침출조건에서 코발트와 니켈의 침출률은 메탄술폰산보다 황산에서 높았다. 메탄술폰산의 강한 산도와 금속염의 높은 용해도를 고려하면 메탄술폰산을 금속회수시 침출제로 이용하는 것이 가능하다.

염산(鹽酸)에 의한 CMSX-4 초내열합금(超耐熱合金)의 침출(浸出) (Leaching of CMSX-4 Superalloy in Hydrochloric Acid Solutions)

  • 김민석;이재천;김은영;유영수
    • 자원리싸이클링
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    • 제19권5호
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    • pp.25-30
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    • 2010
  • CMSX-4 초내열합금의 순환활용을 위한 습식제련기술 개발의 일환으로 영신에서의 니켈, 코벨트, 크롬, 알루미늄 등 주요 구성 금속성분들의 침출 특성을 조사하였다. 염산농도에 따른 합금시료 내 주요 금속성분들의 침출율은 염산농도가 높아짐에 따라 증가하였으나, 3 M 이상에서는 둔화되었다 염산농도 4 M, 고액비 10 g/L, 침출시간 60 분 조건에서 침출온도가 높아짐에 따라 침출율은 급격히 증가하였으며, $90^{\circ}C$에서 니켈 93.2%, 알루미늄 89.9%, 코발트 80.4%, 크롬 79.1%의 침출율을 나타내었다. 한편 침출 초기에는 니켈과 알루미늄의 침출속도가 빠르고 60 분 이후 급격히 둔화되는 형태를 보인 반면 코발트와 크롬은 침출이 느리고 60 분 이후의 감소율만 상대적으로 적었다. 120 분 경과 시 주요 금속원소들의 침출율은 모두 99% 수준에 도달하였다. 고액비가 높아지면 침출율은 서서히 감소하였으며, 니켈과 알루미늄이 코발트와 크롬에 비하여 침출율 감소가 적었다. 염산농도 4 M, 침출온도 $90^{\circ}C$, 침출시간 120 분의 조건에서 고액비 125 g/L 이하의 조건이 주요 금속 성분의 침출에 효과적임을 확인하였으며, 이는 CMSX-4 합금의 금속학적 조직구조와 관련이 있는 것으로 생각된다.

Marmatite 鑛의 直接酸浸出에 關한 硏究 (第1報) 國産 Marmatite 鑛의 酸素加壓下에서의 酸浸出에 關한 硏究 (Direct Acid Leaching of Zinc from Marmatite Ores (1) Autoclave Treatment of Domestic Marmatite Ores with Sulfuric Acid Oxygen)

  • 김재원
    • 대한화학회지
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    • 제11권1호
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    • pp.28-32
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    • 1967
  • The direct acid leaching of domestic Marmatite concentrate at elevated temperatures and pressures was investigated. Almost 100 percent of zinc was extracted from the concentrate liberating free sulfur in 4 hours at $100^{\circ}C$ when the oxygen partial pressure was 5 atm. in sulfuric acid solution. By applying the Arrhenius equation to leach reaction in the range of $60^{circ}$ to $100^{\circ}C$ at the same oxygen partial pressure, 15.7 kcal per mole of activation energy was calculated. At the initial stage of leaching, the rate of reaction increased linearly by increasing temperature and pressure. The concentration of sulfuric acid gave minor effect to leaching velocity in the range of 5 to 20 percent. The particle size should be under 270 mesh for 100 percent extraction of zinc.

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염 추출법에 의한 폴리락틱산 다공성 지지체 가공 (Preparation of Poly(lactic acid) Scaffolds by the Particulate Leaching)

  • 이지혜;이종록;강호종
    • 한국응용과학기술학회지
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    • 제20권4호
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    • pp.324-331
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    • 2003
  • Particulate leaching method for the preparation of porous PLLA scaffolds was carried out and especially, the effect of PLLA/$CHCl_3$ solution concentration on the salt leaching rate and the pore structure of PLLA scaffolds were considered. It was found that maintaining lower PLLA/$CHCl_3$ concentration and higher $CHCl_3$ evaporation temperature in the preparation of PLLA/NaCl mixtures resulted in the enhancement of salt leaching rat e and higher porosity. This is understood that those conditions could minimize the formation of dense PLLA layer on the surface of PLLA/NaCl mixture as well as introducing better porosity on the surface. Higher salt leaching temperature accelerated the salt leaching rate but it seems that there is no influence on the porosity of PLLA scaffolds.

유기추출제를 이용한 산화아연 페기물로부터 아연의 선별 침출 및 산화아연 제조 (Selective Leaching of Zinc from Zinc Oxide Waste and Preparation of Zinc Oxide)

  • 주창식;천재기
    • 한국환경과학회지
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    • 제7권3호
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    • pp.401-408
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    • 1998
  • An experimental research was preformed for the development of an effective process for zinc oxide waste(zinc ash) reuse. Zinc was selectively leached from zinc ash by 30 vol.% D2EHPA In kerosine solution, and the leaching velocity was quite fast. Zinc leached was stripped by sulfuric acid solutions, and the amount of zinc stripped was linearly Increased with the amount of sulfuric acid used. Zinc oxide fine particles were obtained by dropwise adding of sodium hydroxide solution to the resultant aqueous zinc solution at 85$^{\circ}C$.

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