서울시는 최근 자원회수시설에서 쓰레기 소각 시 발생하는 질소산화물 저감방식을 개선해 매년 54억원의 예산을 절감하게 됐다고 밝혔다. 이번 아이디어는 독일 쉬텔링거 모어 소각장의 열교환시스템을 벤치마킹한 것으로 마포 자원회수시설 담당 공무원(김창환 주무관)이 지난 해 6월 독일을 방문한 뒤 제안하면서 탄생하게 됐다. 개선 방식은 질소산화물을 제거하기 위해 설치된 SCR촉매탑의 가온시스템을 LNG를 이용한 닥터버너 방식에서 '소각증기 사용 열교환 방식'으로 전환시킨 것이다.
A study on the recovery of tin from the steel ball scraps for barrel plating has been carried out the physical treatment and leaching experiment. The recovery of iron component was over 95% by the physical treatment, and the recovery of tin component was also over 95% by the hydro process.
This study was carried out to develop a process flow sheet for recovering valuables (gold and high purity silica) from the gold mine tailings containing 1.7 g/ton of gold and 79.48 wt.% $SiO_2$. Float-sink tests using heavy liquids was conducted to explore the possibility of recovering gold by gravity separation. Hydrocyclone, froth flotation, and triboelectrostatic separatoin tests were conducted to recover high purity silica from the gold mine tailings. The results of float-sink tests showed that particles containing 5.58 g/ton of gold could be obtained at 2.72 specific gravity, but with very low yields around 3%. Meanwhile, all tests with hydrocyclone, froth flotation, and triboelectrostatic separation showed that high purity silica with $SiO_2$ content over 90% could be obtained. The purity could be improved further up to about 94% by employing several recleaning steps in the froth flotation and triboelectrostatic process.
In order to develop a technology for the recovery of pure tin from the Sn containing industrial wastes (SIWs), a process consisted of high temperature reduction and electrorefining was investigated. The tin which exists as oxide in SIWs was successfully reduced by two consecutive high temperature treatments and 92.7% of the tin was recovered. The purity of the tin thus obtained was increased to 99.87% by electrorefining. By applying the results obtained in this work, a commercial process can be developed to produce pure tin metals from domestic spent resources, which can reduce the amount of tin imported from abroad.
Journal of the Korean Society of Mineral and Energy Resources Engineers
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v.55
no.6
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pp.660-669
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2018
Enhanced oil recovery (EOR) is a method used to improve the recovery factor of remaining hydrocarbon in reservoir. Polymer and surfactant EOR techniques have limitations depending on reservoir or production conditions (temperature, salinity, etc.) because the polymer and surfactant are highly affected by the reservoir conditions. In this study, analysis of the current improvements to chemical substances and application technologies was performed based on recent research data. Conventional polymer is readily degraded by the conditions of high temperature and high salinity. Therefore, new polymers and injection techniques have been developed to remediate such problems. In addition, surfactant applicable to shale and carbonate reservoirs is developed as petroleum recovery expands to unconventional reservoirs. However, these chemical substances are not widely used in the current oil fields due to high costs. Therefore, further studies must be conducted to reduce the cost and thus increase the effectiveness of EOR techniques.
The flowsheet for the recovery of gallium and indium from zinc residues has been established based on the sulfuric acid treatment. In comparison with the alkali treatment, the method proposed in this work allowed the recovery of indium together with gallium. The majority of iron contained in leach liquor could be removed through the two-stage neutrallization under oxidative or reductive atmosphere. Crude gallium and indium could be obtained through the alkali and/or acid leaching of the products generated from the above treatment. In addition, cementation of indium with zinc powders could also be used for the concentration of it from weak acid solutions.
Rare platinum group (RPG)including rhodium, ruthenium, iridium, osmium, exists at the rate of 0.4 ppb or less in the earth's crust. For the purpose of suggestion to developing necessity for recycling technology with the RPG, survey on the characteristics and the recovery technologies was carried out by using patent information.
In this study, the leaching behavior of vanadium (V) was investigated through CaO roasting and sulfuric acid leaching from domestic V-bearing titanomagnetite (VTM). Changes in the phase according to the amount of CaO added and roasting temperature were analyzed. Regardless of the roasting conditions, perovskite (CaTiO3) was preferred to form. When the CaO content was increased, the calcium ferrite (CaFeOx) phase was formed; otherwise, ferrite (Fe2O3) was preferred. After CaO was roasted, leaching was performed for 6 h with 1M sulfuric acid at 50℃ and a 10% solid-liquid ratio. Results of leaching revealed that when the roasted product was sintered, V was not sufficiently oxidized, and the leaching efficiency decreased. In addition, when the roasting temperature was low, the leaching efficiency of V decreased due to the influence of unreacted excess CaO. To lower the leaching efficiency of iron and titanium in VTM concentrates, suppressing the formation of CaTiO3 and CaFeOx was necessary by minimizing the amount of CaO added. Consequently, a leaching efficiency of 86% V, 4.3% Fe, and 6.5% Ti was obtained when the roasted product of 1150℃ and 10 wt% CaO was leached.
Ho-Sung Yoon;Seo Jin Heo;Yujin Park;Rina Kim;Chul-Joo Kim;Kyeong Woo Chung;Hong In Kim
Resources Recycling
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v.32
no.3
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pp.26-37
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2023
Good control of the solution pH and temperature is required to recover vanadium from the water leaching solution of vanadium ore after sodium roasting. However, such adjustments could lead to aluminum-vanadium and sodium-vanadium co-precipitation, which greatly affects the efficiency of vanadium recovery. In this study, a process that can increase the efficiency of vanadium recovery as ammonium metavanadate [NH4VO3] and ammonium polyvanadate [(NH4)2V6O16·H2O] was investigated by examining the characteristics of vanadium-containing aqueous solutions during precipitation. The aluminum content of vanadium-containing water leaching solutions has a great effect on the loss of vanadium when the pH of the aqueous solution is adjusted to 9. Therefore, a process to minimize aluminum leaching is also required. In this study, ~99% or more of vanadium present in vanadium-containing aqueous solutions was precipitated and recovered as NH4VO3 by adding 3 equivalents of ammonium chloride relative to the vanadium content at pH 9 and room temperature. (NH4)2V6O16·H2O was precipitated from the aluminum-vanadium coprecipitates generated during the pH-adjustment of the aqueous solutions to 9 by dissolving the coprecipitate in the solutions at pH 2.5 and controlling their sodium content to 2,000 mg/L or less. Approximately, 98% or more of the available (NH4)2V6O16·H2O could be precipitated and recovered from a solution with a vanadium content of 2,200 mg/L and a sodium content of 1,875 mg/L at pH 2.5 by adding approximately 3 equivalents of ammonium chloride relative to the vanadium content at 95℃ or higher. The overall process could precipitate and recover, approximately 91% or more of the total vanadium in the water leaching solution as NH4VO3 and (NH4)2V6O16·H2O.
Typical examples as unrecycled materials in Korea were Zinc from the electric arc furnace dust (EAF Dust), and Moiybdenium and Vanadium from the desulfurizing spent catalyst of petrochemical industries. In the otherwise, though recovery of valuable metals from the waste electronic scrap such as printed circuit boards (PCBs) and platinum group metals (PGM) from the waste automobile catalyst have been interesting issues, it is difficult to collect the exact informations or statistics on their material flow system. In this article, The current domestic research trends for unrecycled or less recycled materials have been reviewed, and material flow and recycling technologies on the desulfurizing spent catalyst were surveyed.
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[게시일 2004년 10월 1일]
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