• 산업기술연구
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• 제9권
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• pp.29-41
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• 1989

A general study on the upgrading of mica minerals which are mainly found in pegmatite deposits was carried out for the purpose of developing a technique for recovering mica in form of comercial grade products. By the way the grade one of about 5~6% $K_2O$ still is not developed. The target of this research work is to be establish a process for the efficient concentration of muscovite, containing more than 10% $K_2O$. The tests are applied to incraese the recovery and grade of concentrates in term of variations of conditions. The test sample consists of mainly muscovite and gangue mineral such as quartz, pyrite and chlorite. Decantation and shaking table tests were ineffective to up-grade this low grade one, but flotation method gave satisfactory result. By means of grade one, but flotation method gave satisfactory result. By means of grindability tests, an optimum result could be obtained from the sample ground to -48mesh feed size. The flotation result indicates that the dodecyl ammonium chloride used as a cationic collector is effective on the negatively charged surface, while the sodium dodecyl sulfate as an anionic collector is effective on the positively charged surface. Muscovite was floated by petroleum sulfonate as well as amine type collector, it also floated by MIBC as well as pine oil frother under well condition. Fine muscovite concentrates of about 10.68% $K_2O$ was obtained with 22.4% yield, by decantation, the muscovite concentrates of 10.10% $K_2O$ was obtained with 23.54% yield, by table concentration, the muscovite concentrates of 11.51% $K_2O$ was obtained with 23.0% yield by flotation.

• 공업화학
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• 제8권1호
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• pp.99-107
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• 1997

핵연료분말 변환공정 중 우라늄 정광의 용해/정제 및 가공공정에서 발생하는 폐액의 처리에 대한 연구가 수행되었다. 우라늄 정광의 용해/정제공정에서 발생된 폐액은 pH 1 이하의 강산성으로 AUC 분말 제조공정에서 발생된 폐액 중의 우라늄을 ADU 형태로 회수한 후 발생된 2차 여액 속의 미세 ADU 입자 용해를 위해 사용된다. 2차 여액 속의 미세 ADU 입자들의 용해를 위해 용해/정제 공정의 폐액을 사용해서 pH 4로 전처리한 후, lime을 이용하여 pH 9.2로 30분 정도 반응시킬 경우 여액 중의 우라늄 농도를 3ppm 이하로 처리할 수 있었다. 가공 폐액은 미세 oil droplet들이 emulsion 형태로 발생하며, 약 300ppm의 우라늄 농도를 나타내었다. 먼저, emulsion을 파괴시키는 방법은 질산을 가하여 급속가열시키는 것이 효과적이었다. Emulsion 파괴 후 1mole NaOH를 가하여 $Na_2U_2O_7$형태로 우라늄을 회수하였으며, pH11.5에서 최적 처리조건을 나타내었으나 최종 여액 중의 우라늄 농도는 5ppm을 나타냈다. 여액 중의 우라늄 농도를 최소화하기 위해 lime으로 처리하는 방법이 연구되었으며, 가공폐액을 직접 lime 처리하기 위해 4N 질산으로 emulsion을 파괴 시킨 후, pH 1.6에서 lime을 1.5g/100ml로 반응시킬 경우 여액 중의 우라늄 농도를 1ppm까지 낮출 수 있었다. 한편, 경수로형 분말 제조공정 중 우라늄 회수공정에서 발생된 폐액 중의 미량 우라늄은 NaOH를 가하여 우라늄을 침전시킨 결과, $Na{\cdot}U{\cdot}F{\cdot}NH_4$등이 혼합된 침전물이 얻어졌으며, 여과후 상등액에서는 우라늄은 감지할 수 없었다.

• 자원환경지질
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• 제53권3호
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• pp.297-306
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• 2020

보오크사이트로부터 알루미나를 생산하는 Bayer 공정 부산물인 레드머드는 높은 pH와 나트륨(Na)의 함량으로 폐기물로 분류되어, 발생량을 줄이거나 재활용하는 공정의 개발은 환경적으로 중요한 이슈이다. 본 연구에서는 레드머드 내 다량 함유된 철(Fe)을 자원가치를 갖는 품위(56wt.%) 이상으로 향상시키고자 레드머드에 활성탄과 황을 혼합하여 마이크로웨이브 가열 시험을 수행하였다. 가열 소성과정에서 레드머드 혼합물 분말시료는 유리화된 다공성 구조의 결합체로 변화되었으며, X-선 회절분석을 통하여 산출물은 침철석, 영가철(Fe⁰, iron), 자류철석(Fe_1-xS) 및 황철석(FeS₂) 등으로 구성됨을 확인하였다. 가열 소성 결과물은 왕수분해를 통하여 Fe을 용해시키고, NaCl을 첨가하여 Fe을 침전 회수하였다. 레드머드 내 Fe의 회수는 시험 조건별로 상이하게 나타났으며, 단순히 레드머드를 마이크로웨이브 가열한 시료 내 Fe은 그 함량이 49.0wt.% 였다. 그러나, 활성탄을 첨가한 시료 및 활성탄과 황을 첨가한 레드머드 시료의 가열 소성 결과물 내 Fe의 함량은 각각 58.0wt.%, 59.5wt.% 로서 철 자원가치 품위인 56wt.%를 초과하였다.

• 자원리싸이클링
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• 제1권1호
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• pp.69-77
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• 1992

본 연구는 충주 동양 골석광산에서 사분 및 수선처리하고 버려지는 저온위의 백운암질 골석정광을 회수할 목적으로, 이 광산에서 산출되는 비교적 순수한 골석과 백운석에 대한 부선특성을 조사하고, 이를 기초로 상기 골석광미 시과에 대한 Batch 부선실험을 행하였다. 그 결과를 요약하면 다음과 같다. 1) 비교적 순수한 골석 부선시에는 여러가지 기포제 중에서 Dowfroth 250을 사용하는 것이 가장 효과적이었으며, 그 사용성은 본 실험조건에서 50mg/l(200g/t)정도이다. 2) 골석 부선시 기포제로서 Dowfroth 250을 사용하는 경과, 적당한 광액의 pH는 pH6~pH9의 범위이다. 3) 저온위의 백운암질 골석광미로 부터 골석을 부선 할 경과 본 실험의 조건 하에서 회수 가능한 골석정광의 품위는 CaO 1,.40%, 백색도 84.5 로서 이때의 실수율은 53% 정도였다.

• 자원리싸이클링
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• 제31권2호
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• pp.3-11
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• 2022

전 세계적으로 고강도 합금 및 신재생에너지 산업의 수요 증가로 인하여 핵심 원료인 바나듐의 수요가 증가할 것으로 기대된다. 이에 따라, 지금까지 바나듐은 다른 산업의 부산물로 회수되었으나, 직접적인 개발에 대한 이목이 집중되고 있다. 특히, 매장량과 생산량이 가장 많은 중국에서는 함바나듐 무연탄광과 티탄철광으로부터 바나듐을 회수하는 연구가 활발하게 수행되고 있다. 국내에도 경기 북부 지역에 함바나듐 티탄철광이 대량 부존되어 있다고 알려져, 이를 개발하고자 하는 기초 및 실증연구가 수행되고 있다. 따라서 본 총설에서는 국내외 바나듐 선별 기술 현황을 조사하여 소개하였으며, 이를 토대로 현재 전량 수입에 의존하고 있는 바나듐에 대한 자립 수급의 필요성을 알리고자 한다.

• 자원리싸이클링
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• 제32권2호
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• pp.12-18
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• 2023

우리나라는 2018년 기준 전기전자 분야에서 은 수요는 249백만 톤으로 조사되었으며, 태양광 모듈용으로는 81백만 톤으로 조사되었다. 현재 태양광 모듈 설치의 급증으로 해당 분야의 은 사용량 또한 증가하고 있는 추세이다. 그러나 우리나라의 금속자원 및 부존량은 소비량 대비 부족한 실정이며, 금속자원 중 은광의 국내 자급률은 2021년 기준 약 2.2%로 매우 낮은 상황으로 조사되어 이를 개선하기 위해 금속산업에서 발생하는 폐도금액내 함유되어 있는 유가금속 자원회수기술을 통한 재활용이 필요하다고 판단된다. 따라서, 본 연구에서는 전과정평가를 통해 폐도금액 내 유가금속 회수공정 개선에 따른 영향평가 결과를 비교 분석하고자 하였다. 그 결과, 개선을 통해 GWP 및 ADP는 각각 약 49% 및 67% 저감되는 것으로 나타났다. 그 중, 전기 및 상수의 GWP는 각각 98% 및 93% 저감되는 것으로 나타나 에너지 소비 최소화에 크게 기여하는 것으로 나타났다. 따라서, 재자원화 기술의 발전이 화학물질 및 에너지의 사용 절감할 수 있으며, 이를 통해 도시광산산업에서 자원생산성을 향상시킬 수 있을 것으로 판단된다.

• 자원리싸이클링
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• 제32권3호
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• pp.26-37
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• 2023

바나듐광 염배소 산물의 수침출 용액으로부터 바나듐을 회수하기 위해서는 수용액의 pH 와 온도 조절 과정이 필요한데, 이 과정에서 알루미늄-바나듐, 소듐-바나듐 공침이 일어나면서 바나듐 회수율에 큰 영향을 미친다. 그러므로 본 연구에서는 바나듐을 회수하기 위한 암모늄메타바나데이트[NH₄VO₃], 암모늄폴리바나데이트[(NH₄)₂V₆O₁₆·H₂O] 침전 과정에서 바나듐 함유 수용액 특성이 이들의 침전에 미치는 영향을 검토하여 바나듐 회수율을 높일 수 있는 회수공정에 대하여 알아보았다. 바나듐 함유 수침출 용액으로부터 암모늄메타바나데이트를 침전시키기 위하여 수용액 pH 9로 조절하는 과정에서 수용액의 알루미늄 함량은 바나듐의 손실에 많은 영향을 미치며, 따라서 수침출 과정에서 알루미늄 침출을 최소화 하는 과정이 필요하다. 수용액 pH 9, 상온에서 바나듐 함량 대비 3당량의 염화암모늄 첨가에 의하여 수용액에 존재하는 바나듐의 약 99% 이상을 암모늄메타바나데이트를 침전회수하였다. 또한 수용액 pH 9로 조절하는 과정에서 발생하는 알루미늄-바나듐 공침전물로부터 암모늄폴리바나데이트 침전를 위해서는 pH 2.5 수용액에 용해시키고, 수용액의 소듐 함량은 2,000 mg/L이하로 조절되어야 한다. 바나듐 함량 2,200 mg/L, 소듐 함량 1,875 mg/L인 수용액 pH 2.5, 온도 95℃ 이상에서 바나듐 함량 대비 약 3당량의 염화암모늄 첨가에 의하여 98% 이상의 암모늄폴리바네데이트를 침전회수하였다. 이와 같은 일괄공정 조건에서 수침출용액의 바나듐 함량 대비 약 91.2% 이상의 바나듐을 암모늄(메타, 폴리)바나데이트로 침전회수하였다.

• KSBB Journal
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• 제16권1호
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• pp.54-60
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• 2001

저품위 광석으로부터 유가 금속을 회수하기 위한 생물용출법의 적용에 있어 미생물의 활성은 매우 중요하며, 제련미생물은 금속이온에 대해 어느 정도 내성을 가지고 있어야 한다. 본 연구에서는 대표적인 제련미생물인 Thiobacillus ferrooxidans의 철산화속도에 미치는 단독 혹은 혼합 금속이온의 영향을 조사하여, T. ferrooxidans의 금속이온에 대한 내성 특성을 조사하였다. 생장 배지에 $Zn^{2+}$, $Cu^{2+}$, $Ni^{2+}$, 및 $Cd^{2+}$를 단독으로 첨가한 경우(첨가농도범위, $Zn^{2+}$ 60g/L이하, $Cu^{2+}$, $Ni^{2+}$, 및 $Cd^{2+}$ 6 g/L 이하)에는 T. ferrooxidans에 의한 철산화속도는 금속이온의 첨가량에 크게 저해 받지 않았다. $Zn^{2+}$를 제외한 $Cu^{2+}$, $Ni^{2+}$, 및 $Cd^{2+}$의 2 성분 혹은 3 성분의 혼합금속이온을 첨가한 경우에는 T. ferrooxidans의 철산화 활성에 대한 혼합 금속이온의 저해 효과는 최대 50% 정도로 크게 나타나지는 않았다. 그러나, $Zn^{2+}$을 타 금속이온과 2 성분 혹은 3 성분을 혼합하여 생장 배지에 첨가한 경우에는 T. ferrooxidans의 철산화 활성 저해에 대한 혼합 금속이온의 상승 효과가 큰 것을 밝혔다.

• 보존과학회지
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• 제33권6호
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• pp.519-532
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• 2017

고대 제철기술에 대한 연구는 고고학적 조사와 자연과학적 분석 자료를 기본으로 하며 복원실험 결과와의 비교분석을 통해 기술체계를 연구하게 된다. 현재까지의 고고학적 조사를 통한 고대 중원지역의 제철기술은 직접제련법을 통한 탄소량이 낮은 1차 철소재를 생산하고 이를 단타가공하여 철기를 제작하는 체계로 확인된다. 이에 본 연구에서는 제련에서 단야로 이어지는 철 생산기술의 연구를 목적으로 20여회의 제련실험과 4회의 단야실험을 실시하였으며 생산한 철괴 및 부산물의 자연과학적 분석을 통해 제철유적에서 출토되는 유물과 비교하고자 하였다. 실험 및 분석의 종합적 연구결과 제련 및 단야공정에서 나타나는 물리화학적 성질의 변화 및 각 공정별 특징을 확인할 수 있었다. 제련의 경우 적절한 노 내 환원분위기 조성과 원활한 슬래그 분리를 통해 철의 회수율을 높이는 것이 중요하며 이러한 양질의 1차 철소재의 생산은 다음 공정의 효율성을 위해 중요한 것으로 확인된다. 직접제련을 통해 만들어진 철괴는 내부에 불순물이 존재할 수밖에 없어 정련단야를 통해 추가적으로 불순물을 제거하는 공정이 불가피하며 실험을 통해 단야 공정별 효과적인 노의 구조와 온도를 확인 할 수 있었다. 또한 본 실험을 통해 제작된 철정의 자연과학적 분석 결과는 성분조성보다 1차적으로는 비금속개재물이나 기공 등 물리적 결함요인의 감소를 통한 품질의 개선이 더 중요한 것으로 확인되었다. 이외에도 다양한 제철공정 부산물들의 비교연구 자료를 확보하였으며 추후 제철유적 출토유물 연구에 활용될 것으로 보인다.

• Korean Chemical Engineering Research
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• 제53권1호
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• pp.46-52
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• 2015

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.