생몰정보
소속
직위
직업
활동분야
주기
서지
국회도서관 서비스 이용에 대한 안내를 해드립니다.
검색결과 (전체 1건)
원문 있는 자료 (1) 열기
원문 아이콘이 없는 경우 국회도서관 방문 시 책자로 이용 가능
목차보기더보기
표제지
제출문
보고서 요약서
요약문
SUMMARY
CONTENTS
목차
제1장 연구개발 과제의 개요 23
제1절 기술개발의 개요 23
제2절 기술개발의 내용 24
제2장 국내외 기술개발 현황 27
제1절 해외 금속광물의 일반 현황 27
1. 몰리브덴광 27
2. 니켈광 37
3. 동광 45
4. 코발트광 52
제2절 금속광물의 활용기술 현황 57
1. 국내 기술개발 현황 57
2. 국외 기술개발 현황 58
제3절 금속광물의 품위향상 기술 59
1. 파분쇄 기술 59
2. 부유선별 기술 63
제4절 몰리브덴 정광의 산화배소 기술 68
1. 국내 기술개발 현황 68
2. 국외 기술개발 현황 69
제5절 산업원료화 기술 71
1. 몰리브덴의 초고순도화 기술 71
2. Ni 및 Cu 합금 나노분말 제조 기술 71
3. 슬러리환원법에 의한 미세 니켈 분말 제조 72
제3장 연구개발수행 내용 및 결과 75
제1절 금속광물의 품위향상 기술 개발 75
1. 몰리브덴광의 품위향상 기술 개발 75
2. 산화니켈광의 품위향상 기술 개발 105
3. 동-코발트광의 품위향상 기술 개발 122
제2절 금속광물의 고순도화 및 친환경 제련기술 개발 138
1. 저품위 몰리브덴 정광의 제련 연구 138
2. 납의 휘발 정제 154
3. Co-Cu 광으로부터 유가금속 침출 공정 개발 162
제3절 산업 원료소재화 기술 198
1. 몰리브덴의 플라스마 용해정련 및 극미량 불순물 분석 198
2. 촉매용 금속 분말 제조 기술 206
3. 슬러리환원법에 의한 미세 니켈 분말 제조 217
제4절 콩고민주공화국의 광업 관련법 검토 228
1. 배경 및 정책 방향 228
2. 신광업법 주요 내용 229
3. 광업권 취득 절차 및 소요 비용 240
제4장 목표달성도 및 관련분야에의 기여도 245
제1절 연구개발 목표달성도 245
제2절 대외기여도 248
제5장 연구개발 결과의 활용계획 249
제6장 연구개발과정에서 수집한 해외과학기술정보 250
제7장 참고 문헌 253
컬럼부선을 이용한 미립자 회수 기술 개발 259
제출문 261
요약문 263
SUMMARY 265
Contents 267
목차 268
제1장 서론 269
제1절 연구개발의 목적 및 필요성 269
1. 연구개발의 목적 269
2. 연구개발의 필요성 269
제2장 국내외 기술개발 현황 275
제1절 국내의 경우 275
제2절 국외의 경우 276
제3절 국내외 특허 및 현존 기술과의 관련성 277
1. 국내 특허 277
2. 국외 특허 277
제3장 연구개발수행 내용 및 결과 279
제1절 광물학적 조사 279
1. 기초광물 조사 279
2. 주사전자 현미경(FE-SEM) & 전자현미분석기(EPMA) 조사 281
3. X-ray 광전자분광분석기(ESCA) 286
제2절 입도조절 289
제3절 자력선별 294
제4절 Flotation Test 299
1. AM₂ 적용 실험 301
2. AM28 적용 실험(이미지참조) 302
3. PAX(Potassium Amyl Xanthate) 적용 실험 303
4. Sodium Oleate 적용 실험 304
제5절 Column Flotation 307
1. 포수제 시약량에 따른 컬럼부선 실험 312
2. 기포제 사용량에 따른 컬럼부선 실험 312
3. 급광량에 따른 컬럼부선 실험 313
제4장 결론 314
뉴칼레도니아산 Ni-laterite광의 산침출 연구 315
제출문 317
요약문 319
SUMMARY 323
Contents 325
목차 326
제1장 서론 327
제2장 국내외 기술개발 현황 329
제3장 연구개발 수행 내용 및 결과 333
제1절 실험 방법 및 실험장치 333
제2절 황산용액에서 니켈 라테라이트광의 침출 334
제3절 용매추출에 의한 니켈, 코발트 및 마그네슘의 분리 344
제4절 비누화 D2EHPA에 의한 용매추출과 역추출 350
제5절 농축용액에서 용매추출에 의한 니켈과 코발트의 분리 357
제6절 침전에 의한 니켈과 코발트의 회수 370
제4장 연구개발목표 달성도 및 대외기여도 372
제5장 연구개발결과의 활용계획 373
제6장 참고문헌 375
몰리브덴 배소광 침출액 중의 불순물 정제연구 377
제출문 379
요약문 381
SUMMARY 383
CONTENTS 385
목차 386
제1장 서론 387
제2장 이론적 고찰 389
제1절. 이성분 혼합계의 고-액 상평형 389
제2절. 삼성분 혼합계의 액-액 상평형 391
제3절. gE model 식을 이용한 데이터 상관(이미지참조) 392
제4절. 혼합물의 과잉성질 393
제3장 실험 399
제1절. 시약 399
제2절. 장치 및 실험방법 400
제4장 결과 및 고찰 404
제1절. Solvent 포함 이성분 혼합계의 고-액평형 404
제2절. Solvent 포함 삼성분 혼합계의 액-액 상평형 410
제3절. Solvent 포함 이성분 및 삼성분계 VE 및 △R(이미지참조) 414
제5장 결론 430
제6장 참고문헌 431
Removal of W from Mo by means of anion exchange method 433
Table 1-1. Objective for self-development of strategic mineral resources 23
Table 2-1. Import of molybdenum by nations 28
Table 2-2. Reserve and grade of molybdenum in domestic 29
Table 2-3. Reserve & reserve base of molybdenum in the world 30
Table 2-4. The yield of molybdenum in the world 31
Table 2-5. International price of molybdenum by year 32
Table 2-6. Composition of main molybdenum minerals 35
Table 2-7. Prospect of nickel price 37
Table 2-8. Reserve and grade of nickel in domestic 38
Table 2-9. Import and export of nickel 38
Table 2-10. Reserve & reserve base of nickel in the world 39
Table 2-11. Production of nickel in the world 40
Table 2-12. Minerals containing nickel 43
Table 2-13. Application of nickel alloys. 45
Table 2-14. Reserve of domestic copper ore 46
Table 2-15. World copper price 47
Table 2-16. World copper ore production 48
Table 2-17. World metal copper production 49
Table 2-18. General usage of copper 51
Table 2-19. Domestic cobalt import 52
Table 2-20. International cobalt price 53
Table 2-21. World mining production of cobalt 53
Table 2-22. World refinery production of cobalt 54
Table 2-23. Uses of cobalt 56
Table 2-24. Specifications of crushing and grinding facilities 60
Table 3-1. Chemical analysis of molybdenite minerals used in this study 76
Table 3-2. Chemical analysis of OU concentrate minerals used in this study 77
Table 3-3. Size distribution and chemical analysis of various size fraction 78
Table 3-4. Chemical composition of raw ore 106
Table 3-5. Chemical composition of raw ore for particle size 108
Table 3-6. Chemical composition of copper-cobalt ore 123
Table 3-7. Chemical composition of malachite particle 124
Table 3-8. Chemical composition of fractionated particles of ore 124
Table 3-9. Size distribution by cyclosizer 126
Table 3-10. Chemical composition of flotation products(wt.%) 136
Table 3-11. Recovery and grade of flotation products 137
Table 3-12. Chemical compositions of the molybdenite concentrate 139
Table 3-13. Sulfur contents involved in the samples obtained after the oxidative roasting at 838 K under air atmosphere. 142
Table 3-14. Sulfur contents involved in the samples obtained after the oxidative roasting of 67㎛ for 60 min. 142
Table 3-15. Vapor pressures of PbS, PbO and MoO₃ 156
Table 3-16. The effect of reaction temperature on Pb removals 160
Table 3-17. The effect of reaction time on Pb removals at 850℃ 161
Table 3-18. The effect of reaction time on Pb removals at 850℃ 161
Table 3-19. XRF Analysis of cobalt ore 163
Table 3-20. Weight loss of roasted ore 170
Table 3-21. Chemical analysis of cobalt ore(%) 170
Table 3-22. Chemical composition of the leaching solution of the roasted ore using a sulfuric acid solution(mg/L) 189
Table 3-23. Chemical composition of the leaching solution of the roasted ore using a sulfuric acid solution mixed with H₂O₂(mg/L) 190
Table 3-24. Chemical composition of the leaching solution of the roasted ore using a hydrochloric acid solution(mg/L) 190
Table 3-25. Chemical composition of the leaching solution of the roasted ore using a hydrochloric acid solution mixed with H₂O₂(mg/L) 191
Table 3-26. Chemical composition of the leaching solution of the roasted ore at 300℃ using a nitric acid solution(mg/L) 191
Table 3-27. Chemical composition of the leaching solution of the roasted ore using a nitric acid solution mixed with H₂O₂(mg/L) 191
Table 3-28. Concentration changes of metallic impurities in the Mo samples before and after H-PAM and the average removal degrees of the impurities. 204
Table 3-29. Diameter of Ni-plated Al wire and corresponding alloy composition 211
Table 3-30. Specific surface areas, pore volumes and pore diameters of porous nano particles prepared by leaching for 9 hours 216
Table 3-31. Chemical reagent used for experiments 217
Table 3-32. The Sorts of Mining Right 241
Table 3-33. The Application Procedure of Mining Right 242
Table 3-34. Taxes for area of mining right. 244
Fig. 2-1. Consumption of molybdenum by purpose. 33
Fig. 2-2. Consumption of molybdenum by area. 34
Fig. 2-3. Major molybdenum minerals. 35
Fig. 2-4. Purpose of molybdenum concentrate. 36
Fig. 2-5. Major nickel minerals. 42
Fig. 2-6. Uses of nickel. 43
Fig. 2-7. Major copper minerals. 50
Fig. 2-8. Major cobalt minerals. 54
Fig. 2-9. Jaw crusher. 60
Fig. 2-10. Cone crusher. 61
Fig. 2-11. Roll crusher. 61
Fig. 2-12. Ball mill. 62
Fig. 2-13. Rod mill. 62
Fig. 2-14. Contact angle between bubble and particle. 63
Fig. 2-15. Principle and schematic view of froth flotation. 65
Fig. 2-16. Principle and schematic view of column flotation. 65
Fig. 2-17. Flowsheet of the pyrometallurgical process for producing molybdenum. 69
Fig. 2-18. Schematic cutaway diagram of commercial MLCC. 73
Fig. 2-19. SEM image of inner face of commercial MLCC and human hair. 73
Fig. 3-1. XRD of raw molybdenite sample from Oyuny Undra mine. 75
Fig. 3-2. XRD of concentrate sample from Oyuny Undra mine. 76
Fig. 3-3. Mapping of raw molybdenite sample by SEM-EDAX. 77
Fig. 3-4. Mapping of raw molybdenite sample by SEM-EDAX(×200, ×500). 78
Fig. 3-5. Principle of froth flotation. 79
Fig. 3-6. Flotator used in this test for froth flotation of molybdenite. 80
Fig. 3-7. Flowsheet for froth flotation of molybdenite minerals. 81
Fig. 3-8. Flowsheet of Rougher flotation as particle size. 81
Fig. 3-9. Flowsheet for multistage froth flotation of molybdenite minerals. 82
Fig. 3-10. Flowsheet for froth flotation of Concentrate molybdenite minerals. 83
Fig. 3-11. Flowsheet for multistage froth flotation of molybdenite concentrate. 83
Fig. 3-12. Photo for recovery process of molybdenite in froth flotation. 84
Fig. 3-13. Effect of collector on grade and recovery of molybdenite in froth flotation. 86
Fig. 3-14. Effect of pH on grade and recovery of molybdenite in froth flotation. 86
Fig. 3-15. Effect of frother on grade and recovery of molybdenite in froth flotation. 87
Fig. 3-16. Effect of cleaning time on grade and recovery of molybdenite in froth flotation. 88
Fig. 3-17. Effect of pulp density on grade and recovery of molybdenite in froth flotation. 89
Fig. 3-18. Effect of Pb depressant on grade and recovery of molybdenite in froth flotation. 90
Fig. 3-19. Effect of dosage of depressant on grade and recovery of molybdenite in froth flotation. 91
Fig. 3-20. Separation efficiency of molybdenite as particle size in 1st flotation. 92
Fig. 3-21. Recovery and grade of molybdenite by flotation with a change of pH. 93
Fig. 3-22. Effect of regrinding time on grade and recovery of rougher concentrate(-48mesh, pH 8). 94
Fig. 3-23. Effect of regrinding time on grade and recovery of rougher concentrate.(-48mesh, pH 9). 95
Fig. 3-24. Effect of regrinding time on grade and recovery of rougher concentrate.(-48mesh, pH 10). 96
Fig. 3-25. Effect of dosage of depressant on grade and recovery(48mesh, pH 9). 97
Fig. 3-26. Grade and recovery for molybdenite with a change of collector. 99
Fig. 3-27. Effect of dosage(Na₂SO₃) of Cu depressant on grade and recovery. 99
Fig. 3-28. Effect of dosage (Na₂SO₃) of Cu depressant on grade and recovery. 100
Fig. 3-29. Effect of regrinding time on grade and recovery of molybdenite. 101
Fig. 3-30. Effect of dosage of Cu depressant on grade and recovery(regrinding 3min). 102
Fig. 3-31. SEM/EDAX on concentrate. 103
Fig. 3-32. SEM/EDAX on tailing. 103
Fig. 3-33. SEM/EDAX on raw ore. 104
Fig. 3-34. SEM/EDAX on concentrated ore. 104
Fig. 3-35. Geological map of New caledonia. 105
Fig. 3-36. Profile of laterite ore in New caledonia. 106
Fig. 3-37. XRD pattern of raw ore for color and shape. 107
Fig. 3-38. XRD pattern of raw ore for particle size. 108
Fig. 3-39. The crystal structure of Lizardite. 109
Fig. 3-40. SEM/EDS analysis of Ni ore. 110
Fig. 3-41. EPMA ananlysis of Ni ore. 111
Fig. 3-42. The Schematic of Drum Type Magnetic Separation. 113
Fig. 3-43. High intensity magnetic separator. 114
Fig. 3-44. Cross-belt type magnetic separator. 114
Fig. 3-45. Macro and micro image of grinding. 115
Fig. 3-46. Flowsheet of magnetic separation. 116
Fig. 3-47. XRD pattern of the product by dry magnetic separation. 117
Fig. 3-48. XRD pattern of the products by wet magnetic separation. 117
Fig. 3-49. XRD patterns of Ni ore with various grinding times. 118
Fig. 3-50. FT-IR Spectra of Ni ore with various grinding times. 119
Fig. 3-51. TG-DTA curves Ni ore with various grinding times. 119
Fig. 3-50. Particle size distribution and mean size. 120
Fig. 3-52. SEM of ground Ni ore (a)0min, (b)15min, (c)60min, (d) enlarge of (c). 120
Fig. 3-53. Yield of extraction by (a)0.5N HCl, (b)0.5N H₂SO₄, (c), (d)samples ground 30min. 121
Fig. 3-54. XRD pattern of copper-cobalt ore. 122
Fig. 3-55. XRD pattern of malachite particle. 123
Fig. 3-56. EPMA of malachite particle. 123
Fig. 3-57. XRD patterns of fractionated particles of ore. 125
Fig. 3-58. XRD patterns of fractionated particles by cyclosizer. 126
Fig. 3-59. Wet high intensity magnetic separator. 126
Fig. 3-60. Magnetic products by HIMS at 6,000G. 127
Fig. 3-61. Magnetic products by HIMS at 10,000G. 128
Fig. 3-62. XRD patterns of products by HIMS at 6,000G. 129
Fig. 3-63. Zero point of charge of malachite. 131
Fig. 3-64. Eh-pH of Cu-C-S-O-H system. 132
Fig. 3-65. Recovery of malachite with pH and collectors. 133
Fig. 3-66. Recovery of malachite with different amount of collectors. 134
Fig. 3-67. Recovery of malachite with different types of collectors. 134
Fig. 3-68. Recovery of malachite after sulfurization of ore surface. 135
Fig. 3-69. XRD patterns of flotation products. 136
Fig. 3-70. Schematic diagram of the experimental for TGA thermal analysis. 140
Fig. 3-71. XRD patterns for each particle size of the sample. 141
Fig. 3-72. Standard Gibbs free energy of the sulfide compounds. 143
Fig. 3-73. Effect of oxygen partial pressure on the oxidative roasting 823 K. 143
Fig. 3-74. Effect of reaction temperature on the oxidative roasting of 67 ㎛ in air. 144
Fig. 3-75. TGA of the oxidative roasting of 53, 67 and 103㎛ in air at 838 K. 145
Fig. 3-76. TGA of the oxidative roasting of 53, 67 and 103㎛ in air at 808 K. 145
Fig. 3-77. Effect of reaction temperature on the oxidative roasting of 53 ㎛ in air. 146
Fig. 3-78. Effect of reaction temperature on the oxidative roasting of 103㎛ in air. 146
Fig. 3-79. SEM of particles before and after the oxidative roasting of 67㎛ in air for 60 min at 823 K. 147
Fig. 3-80. Plot of the results in Fig.3-62 according to eq. (3). 148
Fig. 3-81. Plot of the results in Fig.3-63 according to eq. (3). 149
Fig. 3-82. Plot of the results in Fig.3-66. according to eq. (3). 149
Fig. 3-83. Plot of the results in Fig.3-67. according to eq. (3). 150
Fig. 3-84. Dependence on oxygen partial pressure of the oxidative roasting rate constant calculated from the results of Fig. 3-73. 151
Fig. 3-85. Arrhenius plot of the oxidative roasting rate constant obtained from the results of Fig. 3-74. 151
Fig. 3-86. Arrhenius plot of the rate constants obtained from the results of Figs. 75-76.(E₁ is the activation energy of 53 ㎛ molybdenite particle size and E₂is the activation energy of 103 ㎛ molybdenite particle size.) 153
Fig. 3-87. EDS Images of Molybdenite Concentrate 155
Fig. 3-88. Schematic of Pb sublimation refinery. A : Sample Boat, B : Thermocouple, C : Tube Furnace, D: Gas Bomb, E : MFC, F : Temperature Controller, G : Flask, H : Washing Solution 157
Fig. 3-89. Pb content in the residue and the sublimed sample (Holding time : 30 min. air flow rate : 2 ℓ / min.) 158
Fig. 3-90. Sublimation yield of Pb and Mo vs. temperature (Holding time : 30 min. air flow rate : 2 ℓ / min.) 158
Fig. 3-91. Pb content in the residue (Holding time: 10 min. N₂ flow rate : 2 l/min.) 159
Fig. 3-92. Pb content in the residue (Temperature: 850℃ N₂ flow rate : 2 ℓ /min.) 160
Fig. 3-93. Flow chart of Pb removal from molybdenite. 162
Fig. 3-94. Leaching apparatus for cobalt concentrate. 163
Fig. 3-95. XRD pattern of cobalt concentrate. 165
Fig. 3-96. SEM image of cobalt concentrate(×2,000). 165
Fig. 3-97. EDS analysis of cobalt concentrate. 166
Fig. 3-98. EDS image of cobalt concentrate. 167
Fig. 3-99. TG, DT analysis of cobalt concentrate. 168
Fig. 3-100. XRD analysis of roasted cobalt ores. 169
Fig. 3-101. Raw and roasted cobalt ore. (a) Raw Ore, (b) 300℃, (c) 650℃, (d) 800℃ 170
Fig. 3-102. Leaching efficiency of the raw ore according with leaching time.(2M H₂SO₄ 60℃, 200 rpm, 50g/500ml) 171
Fig. 3-103. Leaching efficiency using sulfuric acid solution. (2M H₂SO₄ 60℃, 200 rpm, 50g/500ml, 2hr.) 172
Fig. 3-104. Sulfuric acid leaching efficiency of ore roasted at 300℃ with leaching time. (2M H₂SO₄ 60℃, 200 rpm, 50g/500ml, 2hr) 173
Fig. 3-105. Sulfuric acid leaching efficiency of the ore roasted at 300℃. (2M H₂SO₄ 60℃, 200 rpm, 50g/500ml, 2hr.) 174
Fig. 3-106. Leaching efficiency of the ore roasted at 300℃ with leaching time. (2M H₂SO₄, 5 vol.% H₂O₂, 60℃, 200 rpm, 50g/500ml) 175
Fig. 3-107. Leaching efficiency of the ore roasted at 300℃. (2M H₂SO₄, 5 vol.% H₂O₂, 60℃, 200 rpm, 50g/500ml, 2hr.) 175
Fig. 3-108. Leaching efficiency of the ore roasted at 300℃ with leaching time. (2M HCl, 60℃, 200 rpm, 50g/500ml) 176
Fig. 3-109. Leaching efficiency of the ore roasted at 300℃. (2M HCl, 60℃, 200 rpm, 50g/500ml, 2hr) 177
Fig. 3-110. Leaching efficiency of the ore roasted at 300℃ with leaching time. (2M HCl, 5 vol.% H₂O₂, 60℃, 200 rpm, 50g/500ml) 178
Fig. 3-111. Leaching efficiency of the ore roasted at 300℃. (2M HCl, 5 vol.% H₂O₂, 60℃, 200 rpm, 50g/500ml, 2hr.) 178
Fig. 3-112. Leaching efficiency of the ore roasted at 300℃ with leaching time. (2M HNO₃, 60℃, 200 rpm, 50g/500ml) 179
Fig. 3-113. Leaching efficiency of the ore roasted at 300℃ with leaching time. (2M HNO₃, 60℃, 200 rpm, 50g/500ml, 2hr) 180
Fig. 3-114. Leaching efficiency of the ore roasted at 300℃ with leaching time. (2M HNO₃, 5 vol.% H₂O₂, 60℃, 200 rpm, 50g/500ml) 181
Fig. 3-115. Leaching efficiency of the ore roasted at 300℃. (2M HNO₃, 5 vol.% H₂O₂, 60℃, 200 rpm, 50g/500ml, 2hr.) 181
Fig. 3-116. Sulfuric acid leaching efficiency of ore roasted at 650℃ with leaching time. (2M H₂SO₄, 60℃, 200 rpm, 50g/500ml) 182
Fig. 3-117. Sulfuric acid leaching efficiency of ore roasted at 650℃. (2M H₂SO₄, 60℃, 200 rpm, 0g/500ml, 2hr.) 183
Fig. 3-118. Leaching efficiency of the ore roasted at 650℃with leaching time. (2M H₂SO₄, 5 vol.% H₂O₂, 60℃, 200 rpm, 50g/500ml, 2hr) 184
Fig. 3-119. Leaching efficiency of the ore roasted at 650℃. (2M H₂SO₄, 5 vol.% H₂O₂, 60℃, 200 rpm, 50g/500ml, 2hr.) 184
Fig. 3-120. Leaching efficiency of the ore roasted at 300℃ with leaching time. (2M HCl, 60℃, 200 rpm, 50g/500ml) 185
Fig. 3-121. Leaching efficiency of the ore roasted at 650℃. (2M HCl, 60℃, 200 rpm, 50g/500ml, 2hr.) 186
Fig. 3-122. Leaching efficiency of the ore roasted at 650℃ with leaching time. (2M HCl, 5 vol.% H₂O₂, 60℃, 200 rpm, 50g/500ml) 187
Fig. 3-123. Leaching efficiency of the ore roasted at 650℃. (2M HCl, 5 vol.% H₂O₂, 60℃, 200 rpm, 50g/500ml, 2hr.) 187
Fig. 3-124. Leaching efficiency of the ore roasted at 800℃ with leaching time. (2M H₂SO₄, 60℃, 200 rpm, 50g/500ml) 188
Fig. 3-125. Leaching efficiency of the ore roasted at 800℃. (2M H₂SO₄, 60℃, 200 rpm, 50g/500ml, 2hr.) 189
Fig. 3-126. Leaching efficiency of the ore roasted at 300℃ using various acid solutions. 192
Fig. 3-127. Leaching efficiency of the roasted ore at 300℃ using various acid solutions mixed with H₂O₂. 193
Fig. 3-128. Leaching efficiency of the ore roasted at 650℃ using various acid solutions. 194
Fig. 3-129. Leaching efficiency of the roasted ore at 650℃ using various acid solutions mixed with H₂O₂. 194
Fig. 3-130. Leaching efficiency of the roasted ore at various temperatures using a sulfuric acid solution. 195
Fig. 3-131. Leaching efficiency of the roasted ore at various temperatures using a sulfuric acid solution mixed with H₂O₂. 196
Fig. 3-132. Leaching efficiency of the roasted ore at various temperatures using a hydrochloric acid solution. 196
Fig. 3-133. Leaching efficiency of the roasted ore at various temperatures using a hydrochloric acid solution mixed with H₂O₂. 197
Fig. 3-134. Flow diagram of experimental procedure. 198
Fig. 3-135. (a) Power supply and flow meter for Ar+H₂, (b) main chamber and (c) power controller. 199
Fig. 3-136. Schematic diagram of the plasma arc furnace. 199
Fig. 3-137. Appearance of GDMS VC 9000. 200
Fig. 3-138. Schematic diagram of the sample holder and the cell body. 200
Fig. 3-139. Vapor pressures of Mo and main impurities as a function of temperature. 201
Fig. 3-140. Relation between the temperature of several materials and the output of Ar plasma gas and Ar-10vol%H₂ plasma gas. 202
Fig. 3-141. Photograph of (a)Mo rod, (b)during HPAM and (c)melted Mo ingot. 203
Fig. 3-142. Concentration change of main impurities in the Mo metals refined by Ar+H₂ PAM as a function of added H₂ contents. 205
Fig. 3-143. Schematic of electroplating device. 206
Fig. 3-144. X-ray diffraction patterns of Al-Cu nano powder and leached powders 207
Fig. 3-145. Lattice parameter of pure Cu and Cu crystalline in leached powders 208
Fig. 3-146. Crain sizes of Cu4Al9 phase in raw nano powder, Cu₂O and Cu phases in leached powders.(이미지참조) 208
Fig. 3-147. FE-SEM micrographs of Al-Cu alloy nano powder(a), leached powders for 5 hours, (b) and leached powders for 24 hours(c). 209
Fig. 3-148. Specific surface area with leaching time. 210
Fig. 3-149. X-ray diffraction patterns of Al-Ni alloy nano powders prepared by electrical wire explosion of Ni coated Al wires. 212
Fig. 3-150. X-ray diffraction patterns of porous nano powders leached by alkali aqueous solution. 213
Fig. 3-151. Specific surface areas of porous nano powders with leaching time. 214
Fig. 3-152. The increasing ratios of specific surface areas with leaching time. 214
Fig. 3-153. TEM micrographs of Al-29.3wt%Ni alloy nano powder (a) and leached powders for 9 hours 215
Fig. 3-154. Nitrogen isotherms at 77K for leached nano powders. 215
Fig. 3-155. Pore-size distributions of leached nano powders calculated by the BJH equation in desorption branch. 216
Fig. 3-156. Experiment apparatus for preparation of fine Ni powder. 218
Fig. 3-157. Flow sheet of experiment procedure by slurry reduction methods. 219
Fig. 3-158. Flow sheet of Experiment procedure by polyol process. 219
Fig. 3-159. SEM images of Ni powder from various reaction time. (NiCl₂ = 1.5 M, N₂H₄ = 6 M, NaOH = 4.5 M) 221
Fig. 3-160. XRD patterns of Ni powder on the variation of reaction time. (a) 30min, (b) 60min, (c) 90min 222
Fig. 3-161. XRD patterns and SEM images of Ni powder from initial concentration of precursors in solution. 223
Fig. 3-162. XRD patterns and SEM images of Ni powder from various NaOH concentration. (NiCl₂ = 1.5 M, N₂H₄ = 6 M) (a) NaOH = 4.5 M, (b) NaOH = 6.0 M 224
Fig. 3-163. SEM images and XRD pattern of Ni powder from condition. (NiCl₂ = 0.1M, NH₄OH = 1.2M, PVP = 1.287g, PdCl₂ = 5×10-5M, N₂H₄ = 0.4 M)(이미지참조) 226
Fig. 3-164. PSA data of Ni powder from condition. (Condition NiCl₂ = 0.1M, NH₄OH = 1.2M, PVP = 1.287g, PdCl₂ = 5×10-5M, N₂H₄ = 0.4M)(이미지참조) 226
Fig. 3-165. SEM images and XRD pattern of Ni powder from condition. (Condition NiSO₄ = 0.1M, NH₄OH = 1.2M, PVP = 1.287g, PdCl₂ = 5×10-5M, N₂H₄ = 0.4M)(이미지참조) 227
Fig. 3-166. PSA data of Ni powder from condition. (NiSO₄ = 0.1M, NH₄OH = 1.2M, PVP = 1.287g, PdCl₂ = 5×10-5M, N₂H₄ = 0.4M)(이미지참조) 228
Fig. 3-167. Distribution of Mineral Resources in DRC 229
초록보기 더보기
I. 제목
해외 금속광물 개발을 위한 활용기술 연구
II. 연구개발의 목적 및 필요성
(1) 해외 금속광물의 개발을 위한 조사, 선광, 제련 및 원료소재화 기술개발
(2) 해외 부존 금속 광물로부터 침출, 분리, 정제 등 녹색기술 개발
(3) 5N급 몰리브덴의 초고순도 기술개발 및 순도평가 기반 구축의 필요성 대두
(4) 합금 나노분말 제조 및 입자표면 활성화 공정 개발을 통하여 고효율 촉매개발 향상 및 활용을 위한 물리화학적 처리기술 연구
III. 연구개발의 내용 및 범위
(1) 몰리브덴광, 동-코발트광의 품위향상 기술 연구
(2) 니켈광의 품위 산화배소 속도론적 연구
(4) 몰리브덴광으로부터 Pb 제거기술 개발
(5) 동-코발트광의 유가금속 침출공정 개발
(6) Mo의 플라즈마 용해정련 조건 확립 및 GDMS에 의한 극미량 불순물 분석
(7) Ni, Cu 합금 나노분말제조 및 나노분말의 선택적 침출에 의한 활성표면 극대화
(8) 1-2㎛ 크기의 Ni 분말을 합성하기 위한 최적 조건을 도출하기 위한 기초연구
IV. 연구개발결과
(1) 몰리브덴 및 동-코발트광의 품위향상을 위한 선별기술 개발
○ Mo 품위 54.5%, 회수율 92.3% 정광 회수기술 개발
○ Mo 정광 중 Pb 0.4% 이하 억제기술 개발
○ Malachite 회수를 위한 부유선별 기반기술 확립
○ 동-코발트 원광석의 특성에 따른 Malachite 회수 특성 연구
(2) 산화니켈광의 품위향상 및 활용을 위한 물리화학적 처리기술 개발
○ 건식 및 습식 자력선별을 이용한 품위향상 기술 연구
○ 산화니켈광의 고에너지 분쇄 특성 연구
○ 분쇄 산물의 물리화학적 특성 변화 및 산침출 거동 연구
(3) 몰리브덴광의 산화배소 속도론적 연구 및 품위향상 연구
○ Jander식에 의한 속도론적 데이터 분석 연구
○ Technical grade MoO₃ 제조를 위한 S 함량 5% 미만 제어기술 개발
○ Pb 함량 0.05% 이하, 제거율 99% 제어기술 개발
(4) 동-코발트광의 유가금속 추출기술 개발
○ 동-코발트광의 침출효율 분석
○ 코발트 침출율 96.3%, 동 침출율 87.9% 침출기술 개발
(5) 몰리브덴의 초고순도화 기술
○ 3N급 몰리브덴으로부터 5N급 몰리브덴 제조
○ 몰리브덴 내 대부분의 불순물을 1ppm 이하 제거기술 개발
(6) 전기선 폭발법에 의한 Ni, Cu계 합금 나노분말 제조 및 선택적 침출
○ 전기폭발법에 의해 45.5~127.3nm 크기의 구형 나노 합금분말을 제조
○ 합금 분말의 선택적 Al을 침출로 비표면적 41.3㎡/g분말 제조
○ 분말의 비표면적은 Al-29.3wt%Ni 합금이 21.7㎡/g로 가장 큼
○ 모든 합금조성에서 지름 약 3.0~3.5nm 기공 분포를 보임
(7) 슬러리환원법에 의한 미세 니켈 분말 제조
○ 슬러리 환원법을 이용한 니켈분말 제조
○ 반응시간 90분에서 0.18㎛의 구형 니켈분말을 제조 가능
○ 전구체의 농도 1.5M 이상에서 니켈 분말로 환원
○ NaOH의 농도 4.5M에서 0.18㎛의 구형 니켈분말을 제조 가능
○ NiCl₂을 사용한 polyol 공정으로 약 0.2㎛의 구형 니켈분말 제조 가능
○ NiSO₄를 사용시에는 약 0.1㎛ 이하의 구형 니켈분말 제조 가능
V. 연구개발결과의 활용계획
(1) 개발된 금속광물의 품위향상 및 활용 기술을 해외 자원개발에 적극 활용
(2) 비철금속 제련분야의 친환경 공정 개발에 활용
(3) 고순도 Mo는 Interconnect, barrier metallization 및 gate electrode 제조용 타켓으로 활용
(4) 본 연구로 얻어진 나노분말은 수소개질용, 화학 촉매로 적용 가능
(5) Ni, Co 분말은 초경공구의 점결제, 초합금, 전극재료, 전자파 차폐소재 등에 활용
이용현황보기
원문구축 및 2018년 이후 자료는 524호에서 직접 열람하십시요.
도서위치안내: / 서가번호:
우편복사 목록담기를 완료하였습니다.
* 표시는 필수사항 입니다.
* 주의: 국회도서관 이용자 모두에게 공유서재로 서비스 됩니다.
저장 되었습니다.
로그인을 하시려면 아이디와 비밀번호를 입력해주세요. 모바일 간편 열람증으로 입실한 경우 회원가입을 해야합니다.
공용 PC이므로 한번 더 로그인 해 주시기 바랍니다.
아이디 또는 비밀번호를 확인해주세요