Earticle

방류수의 총인농도가 강화됨에 따라 하수처리장에 총인처리시설이 설치 및 운영되고 있으며 이에 따라 인 응집슬러지가 추가로 발생하고 있으나 발생 슬러지의 해양투기 금지로 총인처리 슬러지의 재이용 필요성이 커지고 있다. 또한 우리나라는 매년 인광석을 전량 수입에 의존하고 있는 실정이므로 폐기되는 인을 회수하여 다시 사용 가능한 순환자원으로재이용할 필요가 있으므로 총인제거 슬러지의 인 회수 특성에 대해 연구를 수행하였다. 본 연구에서는 Alum, FeSO4,PAC 응집슬러지와 생물학적 하수슬러지를 이용하여 각각 세 가지 산성용액 HNO3, HCl, H2SO4와 두 가지 알칼리용액KOH, NaOH을 이용하여 인 용출 실험을 수행하였다. Alum과 FeSO4, 하수슬러지에 대한 용출실험에서는 용출액 중H2SO4이 가장 높은 농도의 인을 회수 하였으며, PAC를 이용한 인 응집 슬러지에 대한 용출실험에서는 KOH 용출액에서 최대 인을 회수율을 나타내었다. 최종적으로 여러 가지 용매에 따른 인 용출량은 “하수슬러지 회분(3740 mg/L) > Alum 인응집 슬러지(2600 mg/L) > FeSO4 인 응집슬러지 > PAC(546 mg/L)”의 순으로 나타났다.

As the phosphorus standard in the sewage effluent was strengthened, the phosphorus treatment facilities in the sewage treatment plants have been installed and operating, and coagulation sludge was generated. And it is a growing need for sludge recycling to the prohibition of ocean dumping. As the Korea is dependent on imports of phosphate rock annually, It is necessary to recover the available phosphate from the coagulation sludge. Therefore, phosphate recovery efficiencies were tested according to various operation parameters. In this study, Alum, FeSO4, PAC coagulation sludges and biological sewage sludge were studied for phosphate dissolution effciency and each of the three acid solutions two alkaline solutions were used for. The dissolution experiments on Alum, FeSO4, and sewage sludge showed the highest concentration of phosphate in the H2SO4 leaching solution and the coagulation sludge using PAC showed best phosphate recovery from the KOH leaching solution. Conclusionally, the phosphate leaching potential followed the order “return sludge ash (3,740 mg/L) > Alum sludge (2,600 mg/L) > FeSO4 > PAC (646 mg/L) sludge.

Spent photovoltaic module is one of the important resource of silver, while related research concerning silver recovery remains limited. In our previous research, HNO3 was utilized to dissolve Ag(I) and Al(III) from the spent silicon solar cells. In order to recover Ag(I) from the leachate of a silicon solar cell, the present study made use of a nitrate solution containing Ag(I) and Al(III), which was subjected to a solvent extraction process with 5,8-diethyl-7-hydroxydodecan-6-oxime (LIX63). Ag(I) was selectively extracted with LIX63 over Al(III) from the nitrate leach solution. Subsequently, quantitative stripping of Ag(I) from the loaded LIX63 was performed by using 20% ammonia water. The McCabe?Thiele plots for the extraction and stripping isotherms of Ag(I) were also constructed. Extraction and stripping simulation tests confirmed an Ag(I) extraction and stripping efficiency of >99.99% and 98.9%, respectively with high purity Ag (99.998%) and Al (99.99%) solution. A process flow sheet for Ag(I) recovery from the nitrate leach solution was proposed.

In order to recover pure alumina from balck dross, precipiatation experiments were done to the NaOH leaching solution of mechanically activated black dross. In this work, hydrogen peroxide was added to the synthic solution as a precipitating agent. Among some variables, the concentration of H2O2 and the volume ratio of H2O2 to solution showed a remarkable effect on the precipitation of aluminum hydroxide. At the optimum conditions, most of the aluminate was precipitated. Calcination of the aluminum hydroxide at 1200o C led to the formation of θ and α-alumina. The charactistics of the synthesized activated alumina was measured by XRD and EDS. The average particles size of the alumina was 3.73 μm.

Thorium extraction and possible separation from monazite leaching solution was studied. Primary amine Primene JM-T was selected for thorium ext ract ion processing. Various experiments were t est ed and e st ablished for t he thorium l iquid -liquid extraction process. The screening of extractant, lower pH conditions, extractant variation and extraction isotherms construction, and finally, stripping studies were established.

The spent petroleum catalysts contain rare metals such as vanadium, nickel, molybdenum, and cobalt. Therefore, the leaching of these rare metals from spent petroleum catalysts by organic acid was investigated in the present study. The leaching efficiency of metals by organic acid was in the following order: oxalic acid > tartaric acid > citric acid > maleic acid > ascorbic acid. Among the organic acids employed in this work, oxalic acid can be considered to be superior to the other acids in terms of metals leaching efficiency. The effect of several leaching conditions such as temperature, acid concentration, pulp density, stirring speed, and reaction time on the leaching of metals was investigated. Vanadium and molybdenum were selectively dissolved by oxalic acid from the spent catalysts. The leaching kinetics of vanadium by oxalic acid was also investigated. An activation energy of 8.76 kJ/mol indicated that the leaching kinetics of vanadium by oxalic acid solution was controlled by mass transfer.

전자스크랩중에 함유된 구리 및 주석을 습식공정으로 회수하기 위하여 기초 연구를 실시하였다. 침출제로 질산을 이용하여 분쇄된 전자스크랩에서 구리, 주석, 납, 철 등의 금속 성분들에 대한 침출율을 조사하고 최적 침출조건을 제시 하였다. 이러한 질산 침출 용액으로부터 TBP를 이용하여 유리질산을 분리•추출하여 재활용하기 위한 기초 연구를 실시하였다. 실험 결과 3.0-4.0 M 질산으로 구리를 효과적으로 침출시킬 수 있었으며, 질산 침출액 중 유리질산을 60% TBP에 의해 95%정도 추출이 가능하였고, 유기상에 추출된 질산의 98%를 증류수에 의해 탈거하여 질산침출액으로 재사용이 가능하였다.

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.

국내산 흑연정광으로부터 불순물을 제거하기 위해 황산용액 및 수산화나트륨용액을 이용하여 침출실험을 진행하였다. 황산용액과수산화나트륨용액을 각각 사용하여 침출실험을 진행한 결과, 수산화나트륨과 황산의 농도가 2 mol/L 이상에서 제거효과의 차이가 미미하고, 황산용액침출에서 온도가 증가함에 따라 고정탄소함량이 증가하는 것에 비해 수산화나트륨용액에서는 150°C 이상에서 큰 차이가나타나지 않았다. 수산화나트륨용액침출은 2 mol/L NaOH, 200°C, 1시간의 조건으로 선정하고, 황산용액침출은 2 mol/L H2SO4, 100°C, 1 시간의 조건으로 선정하여 5회까지 반복하여 침출을 진행하였다. 황산용액침출 후 수산화나트륨용액침출을 5회 반복했을 때 고정탄소는 99.95 %까지 증가하였고, 회분은 0.048 %까지 감소하였다. 수산화나트륨용액침출 후 황산용액침출을 5회 반복한 결과, 고정탄소는99.98 %, 회분은 0.018까지 감소하여 수산화나트륨용액 침출 후 황산용액침출을 수행한 결과가 다소 높게 나타났다.

Leaching tests were conducted using sulfuric acid and sodium hydroxide solutions to remove impurities from domestic graphite concentrate. As a result of the leaching experiment using sulfuric acid solution and sodium hydroxide solution, respectively, the difference of removal efficiency was insignificant when the concentration of sodium hydroxide or sulfuric acid was 2 mol/L or more. The fixed carbon content increased with increasing the temperature in the sulfuric acid solution leaching, while it remains constant above 150°C in sodium hydroxide solution. For the repeated sequential leaching tests, the leaching conditions were 2 mol/L NaOH, 200°C, 1 hour in the sodium hydroxide solution leaching and 2 mol/L H2SO4, 100°C, 1 hour in the sulfuric acid solution leaching, respectively. When sulfuric acid leaching followed by sodium hydroxide solution leaching was repeated 5 times, the fixed carbon increased to 99.95% and ash content decreased to 0.048%, while the fixed carbon increased to 99.98% and ash content was reduced to 0.018 when sodium hydroxide solution leaching followed by sulfuric acid solution leaching was repeated 5 times.

전기로제강분진을 환원휘발시켜 얻은 조산화아연을 염화암모늄용액으로 침출, 전해채취하여 99.9%(3-Nine) 이상의 고순도금속아연을 회수하기 위하여 침출용액 중의 Pb 및 Cd 불순원소이온들의 석출, 제거에 관한 기초실험을 수행하였다. Pb 및 Cd 이온 등의 석출, 제거는 금속아연분말의 첨가에 의한 cementation 반응을 이용하였으며, 정제된 용액을 전해액으로 사용한 전해채취실험을 수행하여 정액 중의 Pb 및 Cd 이온농도가 회수되는 금속아연 중의 Pb 및 Cd 함량에 미치는 영향을 분석하여 3N 이상의 고순도금속아연 회수를 위한 정액조건을 조사, 검토하였다. Pb 및 Cd 이온농도가 각각 2ppm 및 0.1ppm 이하인 정액을 전해액으로 사용 할 때 3N 이상의 고순도금속아연을 회수할 수 있었으며, 이때 침출용액의 정액에 필요한 금속아연분말 첨가량은 8.5g/l 이상으로 조사되었다. 또한 정액과정에서 금속아연분말 첨가 시 용액의 Eh 변화를 측정하여 Eh 변화에 의한 금속아연분말첨가량의 제어가능성을 검토하였다.

Purification on the leaching solution of the crude zinc oxide obtained by the reduction of EAF dust has been carried out. Pbpurification condition for electrowinning to obtain the high purity zinc metal was investigated by analyzing the effects of Pb andCd ion concentrations on the contents of impurities in the recovered zinc metal. The 3 N purity zinc metal was obtained at theelectrolysis condition of the concentrations of Pb less than 2ppm and Cd less than 0.1ppm in the purified solution. For this pur i -fication, the amounts of zinc metal powder more than 8.5 g/l should be added in the crude zinc oxide leached solution.

망간단괴 매트상 모의 침출용액에서 구리 용매추출과 수산화 침전법에 의해 구리와 철이 제거 된 용액(Co 1.91 g/L, Ni 14.65 g/L)으로부터 용매추출-전해채취 연속공정을 통해 코발트를 분리, 회수를 위한 규모확대 실험(망간단괴 기준 380 kg/day)을 수행하였다. 용매추출의 경우 추출제로는 NaOH로 45% 비누화 된 0.22 M Cyanex 272, 세정용액은 코발트 2 g/L(pH : 3.0), 탈거용액은코발트 전해폐액(Co 36.0 g/L, Na2SO4 70 g/L, pH : 1.5)을 사용하였으며, 탈거된 유기상은 산과 증류수의 세척 공정을 통해 재사용하였다. 추출단, 세정단 그리고 탈거단의 O/A 비는 각각 1/1.5, 10/1 그리고 1.5/1 이었으며, 산세척과 수세척단의 O/A 비는 각각1/1, 6/1이었다. 용매추출공정의 코발트의 추출율과 탈거율은 각각 99.8%와 99.88%이었으며 탈거액의 코발트와 니켈의 농도는 각각40.27 g/L, 4 ppm이었다. 전해액의 pH 조절을 위해 전해폐액 순환 방식을 도입한 전해채취공정은 0.563 A/dm2 의 전류밀도에서67.0%의 전류효율을 나타내었으며, 99.963% 순도의 금속 코발트를 얻었다.

A scale up tests (380 kg/day) using a continuous solvent extraction and electro-winning system was carried out to separate and recover cobalt from a solution containing 1.91 g/L Co and 14.65 g/L Ni. The solution was obtained during a process including solvent extraction and precipitation stages for removal of Cu and Fe from a synthetic sulfuric acid solution of manganese nodule matte. The optimal condition for solvent extraction was : solvent concentration of 0.22M Na-Cyanex 272 (45% saponified with NaOH) and O:A phase ratios of 1:1.5, 10:1 and 1.5:1 used in extraction, scrubbing and stripping stages, respectively. The extraction and stripping efficiencies were found to be 99.8% and 99.88%, respectively. The stripped solution contained 40.27 g/L Co with 4 ppm Ni. Cobalt metal of 99.963% purity was yielded with current efficiency of 67% and current density of 0.563 A/dm2 during the electro-winning process.

망간단괴 매트상 침출액 조성으로 제조 된 모의 용액(Cu 10.5 g/L, Co 2.0 g/L, Ni 15.0 g/L, Fe 0.2 g/L)으로부터 용매추출- 전해채취 연속공정을 통해 구리를 분리-회수하기 위하여 규모 확대용 용매추출장치인 6단 혼합-침강기(mixer-settler : 추출 4단, 탈거2단)와 전해조를 이용하였다. 용매추출의 경우 추출제로는 40%(v/v)의 LIX 84I, 탈거용액은 전해폐액(Cu 35.0 g/L, H2SO4 180 g/L)을사용하였으며 추출단과 탈거단의 O/A 비는 각각 1/1과 1.5/1 이었다. 용매추출공정의 구리의 추출율과 탈거율은 각각 96.7%와 91.0%이었으며 탈거액(전해액)의 구리, 니켈, 코발트 그리고 철의 농도는 각각 50~51 g/L, 25 ppm, 5 ppm 그리고 3 ppm 이었다. 전해채취공정은 1.50 A/dm2 의 전류밀도에서 98.9%의 전류효율을 나타내었으며, 99.833% 순도의 금속 구리를 얻었다.

A scale-up test with a continuous solvent extraction and electro-winning system was carried out to separate and recover copper from a synthetic sulfuric acid solution (Cu 10.5 g/L, Co 2.0 g/L, Ni 15.0 g/L, Fe 0.2 g/L). The solution was introduced into mixer-settlers with four stages of extraction and two stages of stripping for continuous countercurrent solvent extraction to separate copper from nickel and cobalt. The loading was carried out using 40% LIX 84-I(v/v) as extractant with a phase ratio of A : O = 1 : 1. Meanwhile, the stripping was undertaken at a phase ratio of A : O = 1 : 1.5 using depleted electrolyte containing 35.0 g/L Cu and 180 g/L H2SO4 as stripping solution. The extraction and stripping efficiencies were found to be 96.7% and 91.0%, respectively. The copper composition of the stripped solution (pregnant electrolyte) was 50.0 g/L Cu with impurities of 25 ppm nickel, 5 ppm cobalt and 3 ppm iron. In the electro-winning process, copper metal of 99.833 purity was yielded with current efficiency of 98.9% and current density of 1.50 A/dm2 .

본 연구에서는 불탄산염 희토류 정광인 바스트나사이트(bastnasite)로부터 분리회수된 수산화세륨을 출발원료로 하여 탄산세륨 제조조건을 확립하고자 하였다. 불화세륨 음이온 함유 용액으로부터 황산나트륨 첨가에 의한 황산나트륨세륨화합물 제조 시, 황산알루미늄 2.5 당량, 반응온도 50 그리고 반응시간 2시간에서 형성된 황산나트륨세륨 내에는 불화세륨이 존재하지 않았다. 수산화세륨으로부터 염화세륨 수용액 제조 시, 염산의 첨가량은 1.0 당량 그리고 4가 수산화세륨의 환원 시, 용액 pH 1에서 과산화수소를 약 1.5 당량 투입하면 4가 세륨의 완전 환원이 일어났다. 산도조절법에 의한 철성분 제거 시 용액의 pH는 3∼4로 유지하는 것이 적절하였다. 탄산세륨 제조시 염화세륨의 농도 90 g/l, 반응온도 75 이하, 그리고 탄산암모늄 수용액 농도 0.5 M에서 결정수를 함유한 탄산세륨 결정을 제조할 수 있었다.

In this study, the preparation of cerium carbonate from cerium hydroxide resulted from cerium-containing solution was investigated through consideration of each stage, such as conversion materials and removal of impurities. When cerium sodium sulfate was synthesised by addition of sodium sulfate in the solution containing cerium fluoride anion, 2.5 equivalent of aluminum sulfate was added into the solution and reacted at 50 and 2 hours in order to prohibit the formation of cerium fluoride. When cerium chloride solution was prepared from cerium hydroxide, 1.0 equivalent of hydrochloric acid was added, and 1.5 equivalent of hydroperoxide was added in order to reduce Ce4+(ceric) and Ce3+(cerous). It was proper to maintain pH of solution 3∼4 for removal of iron by acidity control method. Cerium carbonate with cerium carbonate hydrate crystal structure was prepared at the following conditions : concentration of cerium chloride 90 g/l, reaction temperature 75 and concentration of ammonium carbonate 0.5 M. added in cerium chloride solution.

본 연구에서는 바나듐광 염배소-수침출 과정을 거쳐 얻어지는 바나듐 함유 수용액으로부터 바나듐을 암모늄메타바나데이트로 침전시켜 회수할 때, 수용액에 존재하는 다른 성분의 이온들이 바나듐 회수에 미치는 영향을 알아보았다. 바나듐 함유 수용액은 pH가 13 정도인 강알칼리 용액으로서, 암모늄메타바나데이트 침전효율을 높이기 위해서는 수용액 pH를 9 이하로 낮춰야 한다. 그러나 황산으로 수용액 pH를 조절하는 과정에서 알루미늄 이온은 바나듐과 같이 공침되기 때문에 알루미늄 이온을 먼저 제거시켜야 한다. 본 연구에서는 소듐실리케이트를 사용하여 알루미늄-실리케이트 화합물 형태로 침전시킴으로서 알루미늄을 제거하였으며, 이 과정에서 바나듐 손실을 최소화하는 조건에 대하여 알아보았다. 알루미늄 제거 후, 황산을 이용하여 수용액 pH를 9 이하로 조절하는 과정에서 수용액의 실리케이트성분을 침전시켜 제거하였다. 이 때 황산의 농도와 첨가속도가 바나듐 손실에 큰 영향을 미치며, 가급적 25% 묽은 황산을 사용하여 천천히 첨가함으로서 바나듐 손실을 최소화 하였다. 알루미늄 제거 그리고 수용액 pH 조절 과정을 통하여 얻은 바나듐 수용액에 3 당량의 염화암모늄을 첨가하여 상온에서 침전시킨 결과, 전체적으로 81% 이상의 바나듐을 암모늄메타바나데이트로 회수할 수 있었다. 회수된 암모늄메타바나데이트를 세척한 후 550℃에서 2시간 열처리하여 98.6% 순도의 오산화바나듐을 얻을 수 있었다.

In this study, the effects of solution components were investigated in the recovery of vanadium as ammonium metavanadate from vanadium-ore-salt roasting?water leaching solution. The vanadium-containing solution is strongly alkaline (pH 13), so the pH must be lowered to 9 or less to increase the ammonium metavanadate precipitation efficiency. However, in the process of adjusting the solution pH using sulfuric acid, aluminum ions are co-precipitated, which must be removed first. In this study, aluminum was precipitated in the form of an aluminum-silicate compound using sodium silicate, and the conditions for minimizing vanadium loss in this process were investigated. After aluminum removal, the silicate was precipitated and removed by adjusting the solution pH to 9 or less using sulfuric acid. In this process, the concentration and addition rate of sulfuric acid have a significant influence on the loss of vanadium, and vanadium loss was minimized as much as possible by slowly adding dilute sulfuric acid. Ammonium metavanadate was precipitated using three equivalents of ammonium chloride at room temperature from the aluminum-free, aqueous solution of vanadium following the pH adjustment process. The recovery yield of vanadium in the form of ammonium metavanadate exceeded 81%. After washing the product, vanadium pentoxide with 98.6% purity was obtained following heat treatment at 550 ℃ for 2 hours.

폐촉매 염산 침출액으로부터 백금을 회수하기 위해 벤치규모의 Karr 왕복 추출기를 사용하였다. 최적의 유량속도와 진동 빈도에서 철과 백금은 TBP와 Aliquat 336에 의해 모두 추출되었다. 같은 진동 빈도에서 유량을 조절함으로써 염산과 과염소산을 사용하여 철과 백금을 모두 탈거하였다. TEHA를 사용하여 추출여액으로부터 염산을 추출하는 경우 컬럼 추출기의 안정성을 유지하기 어려웠다. 컬럼 추출기와 mixer-settler에 의한 조업 결과를 비교하였다.

In order to recover Pt from the hydrochloric acid leaching solution of spent catalysts, bench scale Karr reciprocating column was employed. At an optimum flow rate and vibration frequency, iron and Pt was completely extracted by using TBP and Aliquat 336. At the same vibration frequency, iron and Pt was completely stripped by HCl and HClO4 after adjusting the flow rate. In the case of extraction of HCl from the raffinate with TEHA, it was difficult to maintain the stability of the column extractor. A comparison of the operation results between column extractor and mixer-settler is reported.

폐리튬이온전지를 고온에서 용융환원하면 금속혼합물, 슬라그와 리튬(I)을 함유한 분진이 발생한다. 분진의 침출 합성액을 이용하여Li2CO3 석출실험을 수행했다. 석출제의 종류와 비수용액의 첨가가 석출에 미치는 영향을 조사했다. (NH4)2CO3에서 해리된 암모늄과 탄산이온의 수화반응으로 인해 Na2CO3가 석출제로서 효과가 우수했다. 또한 용액에 아세톤이나 에탄올을 첨가하면 리튬(I)의 석출률이 증가했다. 특히 (NH4)2CO3을 석출제로 첨가한 조건에서 용액의 pH가 12까지 증가함에 따라 리튬(I)의 석출률도 증가했다. 동일한 석출조건에서 Na2CO3에 의한 리튬(I)의 석출률이 (NH4)2CO3보다 더 높았다.

Smelting reduction of spent lithium-ion batteries results in metallic alloys, slag, and dust containing Li(I). Precipitation of Li2CO3 was performed using the synthetic leachate of the dust. Herein, the effects of the precipitant and addition of non-aqueous solvents on the precipitation of Li(I) were investigated. Na2CO3 was a more effective precipitating agent than (NH4)2CO3 owing to the hydrolysis reaction of dissolved ammonium and carbonate. The addition of acetone or ethanol improved the Li(I) precipitation percentage for both the precipitants. When using (NH4)2CO3, the Li(I) precipitation percentage increased at a solution pH of 12. Under the same conditions, the Li(I) precipitation percentage using Na2CO3 was much higher than that using (NH4)2CO3.

폐촉매를 침출한 산성용액으로부터 용매추출에 의해 몰리브덴과 바나듐을 회수하는 공정을 조사하였다. 여러 침출액중 황산용액이 두 금속의 회수측면에서 가장 적합하다. 다른 불순물이 혼합된 용액과 순수한 몰리브덴과 바나듐용액에서 여러 추출제(양이온,중성, 아민, 양이온과 중성 혼합추출제)에 의한 두 금속의 추출 및 탈거 거동을 검토하였다. 각 추출제는 금속 분리와 제 3상의 형성측면에서 장단점을 지니고 있다. 폐촉매의 산성 침출액으로부터 몰리브덴과 바나듐을 분리회수하는데 있어서 양이온과 중성의 혼합추출제가 가장 적합하다.

The recovery of molybdenum and vanadium from acid leaching solutions of spent catalysts using solvent extraction has been investigated. Among various acid leaching solutions, sulfuric acid solution is found to be adequate for the recovery of these two metals. The extraction and stripping behavior of the two metals in the absence and presence of other impurity metals by various types of extractants such as cationic, solvating, amine and a mixture of cationic and solvating extractants was discussed. Each type of extractants has advantage and disadvantage in terms of the possibility of separation and of forming a third phase. Among the various types of extractants, a mixture of cationic and solvating extractants seems to be the most promising extractant system for the separation of Mo and V from the acid leaching solutions of spent catalysts.

주요 성분으로서 철(Fe²+/Fe³+=1.03); 47g/L, 니켈; 23.5g/L, 0.90M H₂SO₄의 조성을 갖는 철-니켈 합금 스크랩의 황산 침출액으로부터 시멘테이션법과 용매추출법으로 니켈과 철 이온을 분리하는 연구를 수행하였다. 침출액으로부터 니켈 이온의 시멘테이션을 위하여 철 분말이 환원제로 사용되었다. 60~80˚C에서 4.0 당량의 철 분말을 투입하였을 때 니켈 이온의 환원율은 17~20%에 불과하였으며, 이것은 니켈 이온의 환원석출이 Fe³+의 환원반응과 황산의 중화반응이 완료된 후에 시작되었기 때문이다. 이로부터 주성분으로 Fe³+를 함유하고 있는 침출액으로부터 니켈 이온의 분리회수에 있어서 시멘테이션은 비효율적임이 확인되었다. D2EHPA를 추출제로 사용하는 철 이온의 용매추출을 위하여 Fe²+는 Fe³+로 전환시켰다. 1.2 당량의 35% H₂O₂를 첨가함으로서 침출액에 존재하는 모든 Fe²+는 Fe³+로 산화되었다. 20 vol.% D2EHPA를 사용하여 cross-current 방식으로 침출액(23.5 g/L Fe³+)으로부터 Fe³+의 용매추출을 행하였을 때, 4단 추출에서 99.6%의 Fe³+를 추출하여 제거할 수 있었으며 순도가 98.5%인 황산니켈 용액이 얻어졌다.

Cementation and solvent extraction processes were studied to separate nickel and iron ions from the H2SO4 leaching solution with 47g/L Fe(Fe²+/Fe³+=1.03), 23.5g/L Ni and 0.90 M H₂SO₄ which leached from Fe-Ni alloy. Iron powder was used as a reducing agent for the cementation of Ni ion from the leaching solution. The reduction percentage of Ni ion was 17~20% by adding 4 times stoichiometric amount of iron powder at 60~80 . This may result from the fact that the cementation of Ni ion occurred after the reduction of Fe²+ to Fe²+ and the neutralization of H₂SO₄ with iron powder. The cementation process was proved to be unfeasible for the separation/recovery of Ni ion from the leaching solution including Fe³+ as a major component. Fe²+ present in the leaching solution was converted to Fe³+ for solvent extraction of Fe ion using D2EHPA in kerosene as a extractant. The oxidation of Fe2+ to Fe³+ was completed by the addition of 1.2 times stoichiometric amount of 35% H2O2. 99.6% Fe³+ was extracted from the leaching solution (23.5g/L Fe³+) by 4 stages cross-current extraction using 20 vol.% D2EHPA in kerosene. NiSO4 solution with 98.5% purity was recovered from the H₂SO₄ leaching solution of scrapped Fe-Ni alloy.

블랙드로스로부터 고순도 알루미나를 회수하기 위해 기계적 활성화 처리한 블랙드로스를 수산화나트륨용액으로침출하면 미량의 규소(IV)가 함유된 알루미네이트 용액을 얻을 수 있다. 본 연구에서는 hydrotalcite를 사용하여 알루미늄(III)과 규소(IV)의 농도가 각각 13000과 150 mg/L인 5 M의 수산화나트륨용액에서 규소(IV)의 선택적 흡착거동에 대하여 조사했다. Hydrotalcite는 수산화나트륨용액으로부터 규소(IV)만을 선택적으로 흡착하였다. Hydrotalcite 의 소성과 농도 및 NaOH의 농도가 규소(IV)의 흡착에 미치는 영향을 조사하였다. 5 M의 수산화나트륨용액에서규소(IV)의 흡착률은 낮으나 물로 48배 희석하여 소성한 hydrotalcite의 농도가 4.5 g/L 이상인 조건에서 규소(IV) 를 대부분 흡착시켜 고순도 알루미나용액을 회수할 수 있었다. 소성한 hydrotalcite에서 규소(IV)의 흡착은Freundlich 등온흡착식과 잘 일치하였다.

In order to recover pure alumina from black dross, leaching of mechanically activated black dross with NaOH solution resulted in an aluminate solution containing a small amount of Si(IV). Selective adsorption of Si(IV) onto hydrotalcite was investigated from 5 M NaOH solution where the concentration of Al(III) and Si(IV) was 13000 and 150 mg/L, respectively. Only Si(IV) was selectively loaded onto hydrotalcite, while Al(III) remained in the solution. Effect of the calcination treatment of hydrotalcite and concentration of calcined hydrotalcite and NaOH on the loading of Si(IV) was investigated. Although the loading percentage of Si(IV) was low from 5 M NaOH solution, most of the Si(IV) was removed by adjusting the concentration of NaOH by 48 times dilution with water when the concentration of calcined hydrotalcite was higher than 4.5 g/L. The loading of Si(IV) onto calcined hydrotalcite followed Freundlich adsorption isotherm.

폐 초내열합금으로부터 침출된 염산용액에서 레늄을 회수하기 위하여 용매추출법을 이용한 레늄의 분리연구를 수행하였다. 용매추출공정을 통해 수상은 레늄이 용해된 합성용액을 사용하고 추출제의 종류 및 농도, 수상의 pH, HCl의 농도, 불순물의 영향을 조사하는 연구를 진행하였다. 레늄의 원료로 Ammonium perrhenate ((APR), Aldrich, NH4ReO4)을 사용하였고, 수상에 존재하는 레늄을 유기상으로 추출하기 위해 추출제는 음이온추출제인 Alamine304-1, 양이온추출제인 Cyanex272과 D2EHPA를 사용하였다. 음이온추출제인 Alamine304-1 사용시 레늄의 추출율이 99% 이상 나타났으며 수상의 pH 는 0-2 사이에서 99% 추출되었다. Alamine304-1의 농도를 0.1, 0.5, 1 및 2%으로 조절하여 추출실험한 결과, 농도가 증가함에 따라 추출율이 증가한다. 레늄용액에 알루미늄, 코발트, 바나듐을 첨가하여 용매추출법에 의해 분리 실험한 결과 레늄은 99.8 %으로 추출되었으나 기타 금속들은 거의 추출되지 않았다.

Solvent extraction experiments for the separation and recovery of Re from hydrochloric acid leaching solution of spent super alloy by Alamine 304-1 were carried out. The effects of some variables, such as the nature and concentration of the extractants, HCl concentration, and the presence of impurities were investigated. The synthetic solutions of Re were prepared by dissolving ammonium perrhenate (APR), Alamine304-1, Cyanex272 and D2EHPA were used solvent extractants distilled in kerosene. The extraction percentage of Re by Alamine304-1 was higher than the other extractants as Cyanex272 and D2EHPA and the percentage is about 99%. Only 99% of Re was extracted in the presence of Al, Co and V in HCl solution.

Inconel713C에는 Ni 70 wt.%, Cr 11 ~ 14 wt.%, Al 5 ~ 6 wt.% 및 Mo 4 wt.% 가량 함유되어 있다. 본 연구에서는Inconel713C 모사용액으로부터 Mo을 회수하고자 용매추출공정을 이용하여 Mo 분리 추출하는 기초연구를 수행하였다. 실험변수로는 추출제의 종류 및 농도, 침출액의 평형 pH, H 2 SO 4 의 농도 및 불순물의 영향 실험을 수행하여 Mo을 회수하는 최적조건을 조사하였다. 음이온 추출제인 Alalmine336은 평형 pH 1 이상에서 99% 추출되고, 양이온 추출제인 Cyanex272는 96%의 추출률을 나타내어 Alamine336의 Mo 추출률이 우수하다. 또한 수상의 평형 pH가 1~ 4인 조건에서 Mo의 회수율은 Alamine336이 Cynex272 보다 높게 나타났다. 본 연구의 경우 용매추출공정을 이용한 Mo 회수의 최적조건은 평형 pH 1, Alalmine336 1 wt.%, 황산의 활성화처리 농도는 1 : 0.5이었다.

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 2 SO 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 2 SO 4 1:0.5.

네오디뮴 폐자석 침출액으로부터 희유금속인 네오디뮴을 회수하는 연구와 함께 네오디뮴과 같이 침출되는 철의 부가가치를 높이는 연구가 필요하다. 본 연구에서는 네오디뮴과 같이 침출되는 철의 유용자원화를 위한 기초연구로 철 나노분말을 제조하는 실험을 수행하였다. 본 연구는 FeCl3 용액을 철 분말 원료로, 분산제는 Na4P2O7와 Polyvinylpyrrolidone를 이용하였고, 환원제로는NaBH4, 철 나노분말 핵생성 촉진제 seed로 염화팔라듐을 사용하였다. 제조한 철 나노분말을 XRD, SEM을 이용하여 분말의 형상및 크기를 분석하였다. Fe와 NaBH4의 몰 비를 1 : 5로 조절하여 철 분말을 제조하였으며, 이 때 철 분말은 구형이었으며, 입도는약 50 ~ 100 nm 였다. 분산제 Na4P2O7의 경우 100 mg/L에서 철 이온의 제타포텐셜이 음의 값을 가졌고, FeCl3 과 PVP와 Pd의질량비 1 : 4 : 0.001에서 분산이 양호하고, 입도가 100 nm 인 철 나노분말을 합성하였다. 같은 반응 조건에서 폐 Nd 침출액의 Fe이온을 pH를 조절하여 슬러리화한 후 실험을 진행한 결과, pH 9에서 구형의 철 분말을 합성할 수 있었으며, 20 L 이상의 Scale-up공정에서는 분산제 없이 환원제로 175 nm 크기의 철 분말을 합성할 수 있었다.

Recycling process of iron should be developed for efficient recovery of neodymium (Nd), rare metal, from acid-leaching solutionof Nd magnet. In this study, FeCl3 solution as iron source was used for preparation of iron nano particles with the conditionof various factors, such as, reductant, and surfactant. Na4P2O7 and Polyvinylpyrrolidone (PVP) as surfactants, NaBH4 as reductant,and palladium chloride (PdCl2) as a nucleation seed were used. Iron powder was analyzed by using XRD, SEM for measuringshape and size. Iron nano particles were prepared at the ratio of 1:5 (Fe (III) : NaBH4). Size and shape of iron particleswere round-form and 50 ~ 100 nm size. Zeta-potential of iron at the 100 mg/L of Na4P2O7 was negative value, which was good for dispersion of metal particle. When Na4P2O7 (100 mg/L), PVP(FeCl3 : PVP = 1 : 4, w/w) and Pd(FeCl3 : PdCl2 = 1 : 0.001,w/w) were used, iron nano particles which were round-shape, well-dispersed and near 100 nm-sized range. In this condition,FeCl3 solution changed with spent Nd leachate solution, and then it is possible to be made round-formed iron nano particles atpH 9 and at the reaction bath over 20 L which is not include any surfactant.