Recently produced concrete has a tendency to overcome environmental defects. Porous and planting Eco-concrete requires the neutralization process and enough void in concrete to contain water, to pass air freely, and provides necessary nutrients to vegetation roots. The biological environment in concrete is not suitable for planting because the concrete possesses strong alkali constituent of pH 11-13. This study evaluated the strength and serviceability of concrete as well as the chemical characteristics of concrete mixed by low-grade iron ore left in the abandoned mine and treated by Ammonium monohydrogen phosphate, $(NH_4)_2HPO_4$. Test variables include two kinds of coarse aggregates such as crushed stones and low-grade iron ore, the duration time and the period for neutralization treatment by Ammonium monohydrogen phosphate, $(NH_4)_2HPO_4$, and the proportion ratio of cement, blast furnace slag and silica fume.
The grade and recovery rate and its sulphur content of iron concentrate compared respectively as varied with redcued size using the Crocket Magnetic Separator and the Wet-Drum-Magnetic Separator in the magnetic separation test of iron ore from Yangyang mine. The content of sulphur was decreased distinctly as the size was finer. In case of the sample of -100 mesh, using the Crocket Magnetic Separator, the sulphur content of iron ore was decreased to 0.10% and its grade increased to 67.0%, but the recovery rate was no more than 85.1%. In the Wet-Drum type, the grade and the recovery rate of concentrate was better than those in the Crocket Magnetic Separation, but the content of sulphur was more than that in the Crocket Magnetic Separation. The Crocket type is suitable for less sulphur content while the Wet-Drum Magnetic Separator is suitable for better the grade recovery rate of the magnetic concentrate.
The objective of this study is to investigate the possibility of beneficiation of low grade iron ore. Iron ore A might be upgraded by the mineral liberation effect, while iron ore B was expected to be difficult to upgrade. However, the Fe contents of iron ore B were increased from 68% to 81% by the heat treatment process. Iron ore A was found to possibly enrich the Fe components through the physical separation process, such as magnetic separation, floatation and gravity concentration. In the case of iron ore B, it was possible to concentrate the Fe components through the heat treatment process.
We produced magnetite nanoparticles (MNPs) and a Mg-rich solution as a nano-adsorbent and a coagulant for water treatment, respectively, using a low-grade iron ore. The ore was leached with aqueous hydrochloric acid and its impurities were removed by solvent extraction of the leachate using tri-n-butyl phosphate as an extractant. The content of Si and Mg, which inhibit the formation of MNPs, was reduced from 10.3 wt% and 15.5 wt% to 28.1 mg/L and < 1.4 mg/L, respectively. Consequently, the Fe content increased from 68.6 wt% to 99.8 wt%. The high-purity $Fe^{3+}$ solution recovered was used to prepare 5-15-nm MNPs by coprecipitation. The wastewater produced contained a large amount of $Mg^{2+}$ and can be used to precipitate struvite in sewage treatment. This process helps reduce the cost of both sewage and iron-orewastewater treatments, as well as in the economic production of the nano-adsorbent.
We demonstrated the efficacy of magnetic nanoparticles (MNPs) produced from a low grade iron ore as an adsorbent for the removal of Cr(VI), a toxic heavy metal anion present in wastewater. The adsorption of Cr(VI) by these MNPs strongly depended on the dosage of MNPs, the initial concentration of the Cr(VI) solutions, and pH. The highest Cr(VI) adsorption efficiency of 22.0 mg/g was observed at pH 2.5. The adsorption data were best fit with the Langmuir isotherm and corresponded to a pseudo-second-order kinetic model. The used adsorbent was regenerated by eluting in highly alkaline solutions. Sodium bicarbonate showed the highest desorption efficiency of 83.1% among various eluents including NaOH, $Na_2HPO_4$, and $Na_2CO_3$. Due to the high adsorption capacity, the simple magnetic separation, and the high desorption efficiency, this nano-adsorbent produced from inexpensive and abundant resources may attract the attention of the industries to apply for removing various metal anionic contaminants from wastewater.
The experiments were conducted in the leaching of aqueous uranium from low-grade uranium ore by Thiobacillus ferrooxidans. The optimal concentration of ferrous iron in 9K medium was 16.2g/L when the uranium ore concentration in slurry was 40g/L. The leaching rates were increased by decreasing the particle size of uranium ore and by increasing uranium ore concentration. In the leaching experiments in an agitated vessel reactor, only 39.3% of uranium was leached out within 12 days, which was comparable as that in the shaking incubator, without any notable improvement. Hence, it was observed that an agitated vessel reactor was not effective in the leaching of uranium from uranium ore by T. ferrooxidans. In the leaching experiments in a draught-tube reactor, the maximum concentration of uranium leached and cell number were a 12.8mg/L and $2.47{\times}1010cells/mL$ respectively. The uranium yield reached up to 91.4% within 11 days culture due to enhanced aeration and mixing characteristics of draught-tube reactor as compared to agitated vessel reactor.
Most of the gold (-silver) vein deposits at Yeongdong District are mainly distributed in the precambrian metamorphic rocks. Based on the Ag/Au total production and ore grade ratios, the chemical composition of electrum and the associated sulfides, the gold(-silver) deposits at Yeongdong District may be classified into 4 classes: pyrrhotite - type gold deposits( I), pyrite - type gold deposits (IT A; massive vein), pyrite - type gold deposits (II B; nonmassive vein) and argentite - type gold - silver deposits(III). The chemical study on electrum(including native gold) revealed that Au content (2.8 to 92.4 atomic%) of electrums varies very widely for different classes of deposits. The Au content of electrum associated with pyrrhotite (Class I), ranging from 47.1 to 92.4 atomic% Au, is clearly higher than that associated with pyrite (Classes IIA, IIB and III). In contrast, classes I, II, and III deposits do not show clear differences in Au content of electrum. In general, pyrrhotite - type gold deposits(I) are characterized by features such as simply massive vein morphology, low values in the Ag/Au total production and ore grade ratios, the absence or rarity of silver - bearing minerals except electrum, and distinctively simple mineralogy. Although the geological and mineralogical features and vein morphology of pyrite - type gold deposits(IIA)are very similar to those of pyrrhotite - type gold deposits (I), Class II A deposits reveal significant differences in the associated iron sulfide (i. e. pyrite) with electrum and Au content of electrum. The Ag/Au total production and ore grade ratios from Class II A deposits are relatively slightly higher than those from Class I deposits. Pyrite - type gold deposits(II B) and argentite - type gold - silver deposits (III) have many common features; complex vein morphology, medium to high values in the Ag/Au total production and ore grade ratios and the associated iron sulfide (i. e. pyrite). In contrast to Class II B deposits, Class III deposits have significantly high Ag/Au total production and ore grade ratios. It indicates distinct difference in the abundance of silver minerals (i. e. native silver and argentite). The fluid inclusion analyses and mineralogical data of electrum tarnish method indicate that the gold mineralization of Classes I and II A deposits was deposited at temperatures between $230^{\circ}$ and $370^{\circ}C$, whereas the gold (-silver) mineralization of Classes ITB and ill formed from the temperature range of $150^{\circ}-290^{\circ}C$. Therefore, Classes I and IT A deposits have been formed at higher temperature condition and/or deeper positions than Classes IIB and III.
Yun, Young Min;Jung, Jae Hyun;Seo, Sung Kwan;Chu, Yong Sik
Journal of the Korean Ceramic Society
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v.52
no.5
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pp.389-394
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2015
Direct reduced iron was made using an electric furnace. The reduction ratio of direct reduced iron varied depending on the grade of iron ore. Coal played an important role as a reducing agent in making the direct reduced iron. The coal must contain a suitable amount of volatile components having high calorie values and low impurity content. In this study, oxidized pellets were directly reduced using anthracite as a reductant in an electric furnace. Direct reduction behaviors of hematite and magnetite pellets were confirmed in a coal-based experiment. Reduction behaviors were demonstrated by analyzing the chemical compositions, measuring the reducibility, and observing the phase changes and microstructure. The superior reducibility of hematite pellets can be ascribed to their high effective diffusivity, which is due to their high porosity. The quickly after reducing for 40min and achieves a high value at the end of the reduction.
Kim, Woo Jin;Kim, Joon Soo;Kim, Myong Jun;Tran, Tam;Lee, Jin-Young;Shin, Shun-Myung
Resources Recycling
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v.25
no.5
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pp.57-63
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2016
This study were carried out sulfation roasting and selective leaching test for the effective recovery of copper component in concentrate obtained by froth floatation of Autrallian low grade copper ore. The optimum conditions of sulfation roasting were temp. $450^{\circ}C$, $Na_2SO_4$ 2 mole ratio and time 1.5 h, and then selective leaching were room temperature and $H_2O$ or 1M $H_2SO_4$ solutions. Leaching efficiency of optimum sulfation product were 90 wt.% of copper, 20 wt.% of iron and 15wt.% of nickel elements. In this results, it was possible to selective decomposition leaching of the copper component under optimum conditions in this research.
A selective chlorination of titaniferrous magnetite in a fluidized bed reactor was investigated to find the optimum condition for selective removal of Fe component from low grade titaniferrours magnetite ore and to produce a rutile substitute from titaniferrous magnetite ore. The optimum chlorination condition was determined to be a temperaure of $950^{\circ}C$, 2hr of reaction time, reducting agent(petroleum coke) to titaniferrous magnetite weight ratio of 0.12, and $Cl_2$ gas velocity of 5cm/sec. Under the above mentioned condition, 99% of Fe in titaniferrous magnetite was removed and the reaction residue which became rutile substitute was identified as rutile by x-ray diffraction and was found to contain 70% $TiO_2$.
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[게시일 2004년 10월 1일]
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