Kim, Hyun Soo;Myung, Eun Ji;Kim, Min Sung;Lee, Sung-Jae;Park, Cheon-young
Korean Journal of Mineralogy and Petrology
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v.33
no.3
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pp.243-250
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2020
The purpose of this study is to find out the possibility of applying microwave-hypochlorous acid leaching to effectively leaching Au in hydrothermal minerals on board. The comparative leaching experiment were confirmed that the leaching rate of Au with(T1)/with out(T2) of microwave nitric acid leaching. In addition, the leaching rate of Au on the conventional leaching by mechanical agitation(T3) and microwave leaching was compared. The result of microwave nitric acid leaching(solid-liquid ratio; 10%, leaching temperature; 90 ℃, leaching time; 20 min) confined that the metal leaching rate was high in the order of As>Pb>Cu>Fe>Zn, and the content of Au in the leaching residue was increased from 33.77 g/ton to 60.02 g/ton. As a result of the comparative leaching experiment using a chloride solvent, the dissolution rate of Au was high in the order of T1(61.10%)>T3(53.30%)>T2(17.30%). Therefore, chloride, which can be manufactured using seawater and that can be recycled by collecting chlorine gas generated in the leaching process, is expected to be an optimal solvent for Au leaching. In addition, the application of microwaves is believed to be effective in terms of time, efficiency and energy.
Kim, Bong-Ju;Cho, Kang-Hee;Jo, Ji-Yu;Choi, Nag-Choul;Park, Cheon-Young
Economic and Environmental Geology
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v.47
no.6
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pp.645-655
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2014
In order to obtain pure metallic Te from gold concentrate, roasting treatment, hypochlorite leaching, Fe removal and electrolysis experiments were carried out. The contents of Au, Ag and Te from the concentrate sample and roasted sample were much more soluble in the hypochlorite solution than in aqua regia digestion, whereas the metals Pb, Zn, Fe and Cu were easier to leach with the aqua regia than the hypochlorite. With the addition of NaOH in the hypochlorite leaching solution prior to electrolysis, the Fe removal rate achieved was only 96% in the concentrate sample, while it reached 98% in the roasted sample. The results of electrolysis for 240 min, 98% of the metallic copper was recovered from the concentrate sample, while 99% was obtained from the roasted sample due to the removal of S by roasting. The amount of anode slime was also greater in the electrolytic solution with the roasted sample than with the concentrate sample. The results on the anode slime after the magnetic separation process showed the amount of metallic pure native tellurium recovered was greater in the roasted sample than in the concentrate sample.
A separation scheme using cation exchange procedure is designed specifically for the rapid determination of thorium in monazite samples. All the coexisting ions in monazite, including rare earth ions, are eluted with 3N hydrochloric acid. The remaining thorium is eluted from the resin column with 5N sulfuric acid prior to spectrophotometric determination with thorin reagent. The radioactive tracers and spectrophotometric methods were used to confirm the quantitative elution of thorium and also the chemical purity of the eluted thorium from the column.
A new spectrophotometric determination method of scandium in the tin slag solution has been investigated using methyl thymol blue as a colorimetric reagent. Scandium is recovered by the anion exchange resin, Amberlite IRA 400, using the mixture solution of ammonium sulfate and sulfuric acid and an eluent. The mole ratio of complex of scandium and MTB at pH 6 is 1 to 1 and the wave length of the maximum absorbance is 585 nm and the molar absorptivity at this wave length is $2.0 {\times} 10^4\;\iota{\cdot}mol^{-1}{\cdot}cm^{-1}$. When tin slag solution is loaded into anion exchange resin and eluted, ions in the solution except scandium ion are eluted rapidly and scandium is eluted lately. So scandium is recovered easily.
The effects of physico-chemical properties of soils on PCBs analysis in Korea was studied Three kinds of extraction solvents(toluene, acetone:hexane, dichloromethane) was selected to apply three different soils. The silicagel, florisil and alumina column cleanup also performed to compare the elution patterns, and three different methods (EPA, Japan, Proposed method in this study) of 62 PCBs also compared the individual peaks recoveries. The solvent average recovery was surveyed the order of toluene, acetone:hexane, dichloromethane as 77.94%, 58.59%, 54.20% for soil A, 53.65%, 80.32%, 68.27% for soil B and 44.52%, 60.35%, 56.36% for soil C, respectively. The average recovery was depended on the soil characters. The highest recoveries of each soil were obtained the toluene for soil A, acetone:hexane for soil B and C. However, the coplanar PCBs was obtained the highest recovery with dichloromethane. Thus, to select the solvent for the analysis of PCBs in solid, the selected compounds have to consider to get good result. The silicagel, florisil, alumina I and alumina II column cleanup process were surveyed the range of 38.73%~98.26%, and the higher chlorinated compounds was obtained the lower recovery compared to the low chlorinated compounds, generally. This results are also consistent with the coplanar PCBs isomers. The compared results of three different countries were obtained the 37.15% for USA, 45.92% for Japan and 44.46% for proposed method in this study.
The objectives of this study were to recover silica and iron oxides and $CO_2$ sequestration using serpentine via various acid dissolution and pH swing processes. Serpentine collected from Guhang-myeon in S. Korea were mainly composed of antigorite and magnetite consisting of $SiO_2$ (45.3 wt.%), MgO (41.3 wt.%), $Fe_2O_3$ (12.2 wt.%). Serpentine pulverized ($${\leq_-}75{\mu}m$$) and then dissolved in 3 different acids, HCl, $H_2SO_4$, $HNO_3$. Residues treated with acidic solution were recovered from the solution (step 1). And then the residual solution containing dissolved serpentine was titrated using $NH_4OH$. And pH of the solution increased up to pH=8.6 to obtain reddish precipitates (step 2). After recovery of the precipitates, the residual solution reacted with $CO_2$ and then pH increased up to pH=9.5 to precipitate white materials (step 3). The mineralogical characteristics of the original sample and harvested precipitates were examined by XRD, and TEM-EDS analyses. ICP-AES analysis was also used to investigate solution chemistry. The dissolved ions were Mg, Si, and Fe. The antigorite became noncrystralline silica after acid treatment (step 1). The precipitate at pH=8.6 was mainly amorphous iron oxide, of which size ranged from 2 to 10 nm and mainly consisting of Fe, O, and Si (step 2). At pH=9.5, nesquehonite [$Mg(HCO_3)(OH){\cdot}2(H_2O)$] and lasfordite [$MgCO_3{\cdot}H_2O$] were formed after reaction with $CO_2$ (step 3). The size of carbonated minerals was ranged from 1 to $6{\mu}m$. These results indicated that the acid treatment of serpentine and pH swing processes for the serpentine can be used for synthesis of other materials such as silica, iron oxides and magnesium carbonate. Also, This process may be useful for the precursor synthesis and $CO_2$ sequestration via mineral carbonation.
To investigate the potential for leaching of heavy metals by bacteria from ores stacked on actual mining sites, leaching tests of a complex metallic ore (Pb-Zn-As ore) were conducted over 60 days using acidophile bacteria Acidithiobacillus ferrooxidans and Acidithiobacillus thiooxidans under initial acidic conditions. Initially, a small amount of heavy metals was leached due to the initial acidic conditions. After 20 days, when A. thiooxidans in the reactor was adapted to the ore, the amount of leached heavy metals rapidly increased; the concentrations of leached arsenic, iron, and zinc reached a maximum of 2800, 3700, and 2500 mg/L, respectively. On the other hand, in the presence of A. ferrooxidans or in the control test without bacteria, heavy metals, except zinc, were barely detected in leaching. Through this study, it was confirmed that (i) bacteria could leach heavy metals at mining sites under acidic conditions and (ii) leaching of heavy metals from a high arsenic-containing ore by A. thiooxidans was more significant than that by A. ferrooxidans.
The aim of this study was to leach penalty elements, such as Bi and As, effectively through microwave leaching of a gold concentrate sample containing penalty elements with nitric acid solution. For this purpose, the time effect of microwave leaching, nitric acid concentration effect, and sample addition effect in a microwave were examined. The experiment, demonstrated that the leaching rate of penalty elements increased as microwave leaching time and nitric acid concentration increased and concentration addition decreased. When a microwave heating experiment was carried out on the concentrate and ore minerals, Bi was removed by as much as 90%, and the phase of arsenopyrite was transformed in the order of arsenopyrite (FeAsS), pyrrhotite (FeS), and hematite ($Fe_2O_3$). When the X-ray diffraction (XRD) analysis was carried out with solid residue, elemental sulfur and anglesite were identified. The intensity of the XRD peaks of elemental sulfur and anglesite increased, and the peaks were sharper when the microwave leaching time was 12 min instead of 1 min, the nitric acid concentration was 4 M in rather than 0.5 M, and the concentration addition was 30 g rather than 5 g. This was probably because more elemental sulfur and anglesite were generated in the leaching solution as the leaching efficiency increased. Bi can be leached as valuable elements in the leaching solution through microwave leaching processes while they are released to the environment through a microwave heating processes.
The tail portion of dried 6-year old white ginseng was extracted and sugars and nitrogen compounds were also evaluated for chemical properties depending on varying conditions of extractions. The factors studied were extraction temperature in the range of 70-$100^{\circ}C$, ethanol concentration of 0-90% and the times of extractions which was taken 8 hours per each extraction in water at $80^{\circ}C$. For the effect of ethanol concentration in the extraction solvent, it was found that the amounts of free, reducing and total sugars and starch recovered in extract were almost linearly decreased along with the increase of concentration and the nonprotein nitrogen accounted over 84% of total nitrogen in extract. As ethanol concentration became increased, extractions of total nitrogen and water souluble nonprotein nitrogen were decreased especially in 90% ethanol. For the extraction temperature, all the sugar fractions with water and 70% ethanol except free sugar have tended to increase along with the temperature raised from 70 to $100^{\circ}C$ and it was found there is little changes of nitrogen compounds in the temperature range except a rapidly increase in water soulble protein at $100^{\circ}C$. For the times of extractions, showed that most of extractable compounds were extracted in 3 times of extractions with water at $80^{\circ}C$. It was shown that more than 95f) of sugars and 80% of nitrogen compounds were yielded with water extraction. Accordingly it was efficient to extract with water or 70% ethanol in 3 times in terms of !actor and energy consumption.
Proceedings of the Membrane Society of Korea Conference
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1994.10a
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pp.68-68
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1994
현재의 도금폐수처리는 침전옹집법에 의해 슬러지화 하여 매립되고 있으나, 이 매립물은 침출수를 방출하여 수질오염에 문제가 되고 있다. 특히 크롬폐수는 환원 침전시키고 있으나, 공기에 의한 산화로 재용출 가능성이 비교적 높다. 따라서 크롬 고금폐수를 역삼투압법에 의해 크롬이온을 농축 회수하고, 생성되는 투과수는 도금공정에 재투입하여 공해물질이 발생되지 않는 무배출 공정 (Zero-Discharge System)을 개발하는데 본 연구의 목적이 있다. 본 실험에서는 유가금속 중 크롬을 회수하기 위하여 크롬 모델폐수의 농도, pH등을 변화시키면서 연속공정으로 R.O. Cell에 의한 투과수와 막의 상태 변화등을 살펴보았으며, 크롬 실폐수를 R.O. Cell 테스트와 역삼투기기 (1-2ton/day)를 이용하여 농축수 및 투과수의 재이용에 관하여 실험하였다.
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[게시일 2004년 10월 1일]
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