KR101922493B1 - 친환경 백금족 금속의 회수방법 및 이를 위한 백금족 금속 회수 시스템 - Google Patents
친환경 백금족 금속의 회수방법 및 이를 위한 백금족 금속 회수 시스템 Download PDFInfo
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Abstract
본 발명은, (a) 백금족 금속을 포함하는 산업폐기물이 투입된 반응조에 염산을 포함하는 전해액을 공급하고, 전압을 인가하여 백금족 금속을 용해시킨 후, 상기 전해액을 교체 공급하고 전압을 인가하는 순환식 전해 침출 방법으로 백금족 금속을 용해시켜 백금족 금속을 포함하는 침출액을 제조하는 단계; (b) 상기 침출액을 농축시켜 농축 침출액을 제조하는 단계; 및 (c) 상기 농축 침출액 및 염기성 용액을 혼합조에서 혼합하여 혼합 용액을 제조하고, 제조한 혼합 용액을 여과하여 백금족 금속 용액을 수득하는 단계;를 포함하는 백금족 금속의 회수방법을 제공한다.
Description
본 발명은 백금을 포함하는 산업폐기물에서 친환경적으로 백금족 금속을 회수하는 방법과 이를 위한 백금족 금속의 회수 시스템에 관한 것이다.
일반적으로, 백금족 금속은 귀금속 및 전자산업에 고급 유용소재로 널리 사용되고, 고온에서도 물리·화학적으로 안정하여 항공재료, 석유화학, 자동차 촉매 분야 등 공업적으로 광범위하게 사용되고 있으며, 최근 IT산업 발전에 따른 고순도 백금에 대한 수요가 급증하면서 백금족 시장은 지속적으로 늘어나고 있는 상황이다.
하지만, 폐전자기기 스크랩, 석유화학 폐촉매, 자동차 폐촉매 등과 같이 백금을 사용한 후 배출되는 산업폐기물 배출량도 시장 성장에 비례하여 증가하고 있어 백금족 금속을 재활용할 수 있는 기술이 절실히 요구되고 있는 상황이다.
특히, 현재 국내에서 배출되는 백금족 금속 폐기물은 선진화된 재활용 기술의 한계성으로 인해 많은 물량이 해외로 보내져 재활용 처리되어 재수입되고 있는 상황으로 국내 백금 재활용 산업 활성화를 통한 자원 유출 방지 및 자원 자급률을 향상시킬 필요가 있으며, 백금에 관련한 시장이 급성장하고 있는 추세에 발맞춰 관련 신규 산업 활성화를 통한 부가가치 창출은 물론 선진화된 백금족 재활용 기술개발이 시급하게 이루어져야 한다.
상기 백금족 금속은 산화 포텐셜이 낮아 침출이 매우 어렵고 침출속도가 느려 침출시키는 데 필요한 시간이 전체 공정소요 시간의 70% 이상을 차지하는 것을 알려져 있으며, 기존에 상기와 같은 백금족을 분리·정제하기 위한 방법으로 화학침전 및 결정화 방법, 용매추출 방법, 산화증류 방법, 전해정련 방법 등이 알려진 바 있고, 전통적인 백금족 금속의 분리·정제 공정은 용해, 조건부여, 침전공정을 수회 반복 수행해야 하는 공정으로 분리도, 생산성, 조업의 복잡성 및 노동 집약성 등 비효율적인 측면이 높아 현재는 대부분 용매추출 방법을 사용하고 있다.
기존에 백금족 금속을 분리·정제하기 위한 용매추출 방법은 용해된 이온착물의 종, 산화환원 전위, 리간드 교환 속도, 추출제 반응, 추출속도 등에 기반을 두고 있으며, 공정시간을 단축할 수 있고, 높은 분리효율을 나타내며, 분리되는 백금의 고순도화가 가능하고, 고생산성, 공정의 유연성 및 다양성, 조업과 공정제어의 연속성 등의 장점을 가지고 있다.
특히, 상기 용매추출 방법 중 왕수를 이용한 왕수 침출 공정은 침출액에 포함된 백금족 금속을 왕수를 사용하여 침출시킴으로써, 백금과 팔라듐을 침출하는 방법이 활용되고 있으나, 왕수 침출 공정은 침출 공정을 수행한 후, 분별 결정 등의 방법에 의해 침출액에서 백금족 금속을 분리하여 장시간의 처리시간이 요구되고, 로듐을 함유하는 산업폐기물의 경우, 로듐의 포함함량에 비례하여 백금 회수율이 감소하여 유리공업 등에서 배출되는 스크랩 등의 처리에는 부적합하다는 단점이 있다. 특히, 침출 공정을 수행한 후 침출액에 잔류하는 질산을 완전히 제거해야 하므로 환경적인 요인이 발생하는 등의 단점이 있어, 이를 보완할 수 있는 친환경적인 고순도 백금의 회수 기술에 관한 연구가 필요하다.
본 발명은 상기한 바와 같은 종래기술의 문제점을 해결하기 위해 안출된 것으로, 기존에 질산 등을 사용하는 왕수 침출 공정과 달리, 염산을 포함하는 전해액으로 순환식 전해 침출 공정을 수행하여 침출액을 제조하고, 제조한 침출액에 염기성 용액을 공급하여 산업폐기물에서 단시간에 고순도의 백금족 금속을 회수할 수 있는 방법과 이를 구현하기 위한 백금족 금속의 회수 시스템에 관한 기술 내용을 제공하고자 한다.
상기한 바와 같은 기술적 과제를 달성하기 위해서 본 발명은, (a) 백금족 금속을 포함하는 산업폐기물이 투입된 반응조에 염산을 포함하는 전해액을 공급하고, 전압을 인가하여 백금족 금속을 용해시킨 후, 상기 전해액을 교체 공급하고 전압을 인가하는 순환식 전해 침출 방법으로 백금족 금속을 용해시켜 백금족 금속을 포함하는 침출액을 제조하는 단계; (b) 상기 침출액을 농축시켜 농축 침출액을 제조하는 단계; 및 (c) 상기 농축 침출액 및 염기성 용액을 혼합조에서 혼합하여 혼합 용액을 제조하고, 제조한 혼합 용액을 여과하여 백금족 금속 용액을 수득하는 단계;를 포함하는 백금족 금속의 회수방법을 제공한다.
또한, 상기 전해액은 7 내지 10 M의 염산 수용액을 사용하고, 상기 단계 (a)에서는, 7 내지 10 V의 전압을 인가하여 순환식 전해 침출을 수행할 수 있다.
또한, 상기 염기성 용액은 수산화나트륨(NaOH), 아질산나트륨(NaNO2), 질산나트륨(NaNO3), 황산나트륨(Na2SO4), 황화나트륨(Na2S), 수산화암모늄(NH4OH), 염화암모늄(NH4Cl), 옥살산암모늄((NH4)2C2O4), 수산화칼슘(Ca(OH)2), 수산화칼륨(KOH), 디에틸아민(C4H11N) 및 α-벤조인옥심(C14H13NO2)으로 이루어진 군으로부터 선택되는 1종 이상을 포함하는 것을 사용할 수 있다.
또한, 상기 염기성 용액은 10 내지 40% 농도의 수산화나트륨(NaOH) 수용액을 사용할 수 있다.
또한, 상기 단계 (c)에서는, 혼합조에 불활성 가스를 주입하여 상기 농축 침지액을 80 내지 90 ℃의 온도로 가열한 후, 상기 혼합조에 산화성 가스를 주입하여 상기 염기성 용액을 혼합해 산성도가 pH 7 내지 8인 혼합 용액을 제조하고, 혼합조에 불활성 가스를 주입하여 상기 혼합 용액을 냉각하고, 냉각한 혼합 용액을 여과하여 백금 용액을 수득할 수 있다.
또한, 상기 단계 (c)에서는, 상기 혼합 용액을 제조하고 제조한 혼합 용액에 응집제를 투입하는 단계를 추가로 포함하며, 상기 응집제를 투입한 혼합 용액을 여과하여 백금 용액을 수득할 수 있다.
또한, 본 발명은 상기에 기재된 백금족 금속의 회수방법을 수행하기 위한 시스템에 있어서, 1) 백금족 금속을 포함하는 산업폐기물 및 염산을 포함하는 전해액을 담지하고 상기 전해액을 교반하는 교반수단을 구비하여 백금족 금속을 용해시켜 침출액을 제조하는 반응조, 염산을 포함하는 전해액을 저장하고 공급수단을 구비하여 상기 반응조에 전해액을 공급하는 전해액 저장조, 상기 반응조에 구비된 전극에 전압을 인가하여 전해 침출을 유도하는 전원공급 수단 및 상기 반응조와 배관연결되어 제조한 침출액을 공급받아 저장하는 침출액 저장조를 포함하는 침출액 생성부; 2) 상기 침출액 저장조와 배관연결되고, 가열수단이 구비되어 공급되는 침출액을 농축시켜 농축 침출액을 제조하는 농축조를 포함하는 농축부; 3) 교반하는 교반수단을 구비하고 상기 농축조에서 공급되는 농축 침출액 및 염기성 용액을 혼합하여 혼합 용액을 제조하는 혼합조 및 염기성 용액을 저장하고 상기 혼합조에 염기성 용액을 공급하는 염기성 용액 저장부를 포함하는 혼합부; 및 4) 상기 혼합조에서 공급되는 혼합 용액을 공급받아 여과하는 여과수단이 구비된 여과부;를 포함하는 백금족 금속 회수 시스템을 제공한다.
또한, 상기 혼합부는 상기 혼합조에 불활성 기체를 공급하는 제1 기체 공급부 및 산화성 기체를 공급하는 제2 기체 공급부와, 상기 혼합조를 가열하는 가열수단을 추가로 포함할 수 있으며, 상기 혼합조에 응집제를 투입하는 응집제 투입수단을 추가로 포함할 수 있다.
본 발명에 따른 백금족 금속의 회수방법에 따르면, 염산을 포함하는 전해액으로 순환식 전해 침출 공정을 수행하여 침출액을 제조하고, 제조한 침출액에 염기성 용액을 공급하여 산업폐기물에서 고순도의 백금족 금속을 회수할 수 있으며, 질산 등과 같은 별도의 폐기물을 발생시키지 않아 친환경적이면서도, 탈질 공정 등의 추가 공정이 필요 없어 단시간에 고순도의 백금족 금속을 회수할 수 있다.
따라서, 상기한 바와 같은 본 발명에 따른 백금족 금속의 회수방법은 폐전자기기 스크랩, 석유화학 폐촉매, 자동차 폐촉매 등과 같은 통상적인 다양한 폐스크랩에서 백금족 금속 회수를 위한 공정으로 용이하게 활용될 수 있다.
특히, 본 발명에 따른 백금족 금속의 회수방법에서는, 혼합 용액에 산성화 가스를 공급하거나, 응집제를 혼합하는 공정을 추가로 포함하도록 구성함으로써, 미량의 로듐을 포함하여 로듐의 분리가 난해한 폐스크랩으로부터도 고순도의 백금을 단시간에 수득할 수 있어 백금 수득을 위한 용도로 폭넓게 활용이 가능하다.
나아가, 본 발명에 따른 백금족 금속의 회수 시스템을 이용하면, 단시간에 고순도의 백금족 금속을 대량 회수할 수 있을 뿐만 아니라, 모든 공정을 자동화할 수 있어 백금족 금속의 재활용을 위해 용이하게 도입하여 활용할 수 있다.
도 1은 본 발명에 따른 백금족 금속의 회수방법의 각 단계를 나타낸 공정도이다.
도 2는 본 발명에 따른 백금족 금속의 회수 시스템을 모식적으로 나타낸 개념도이다.
도 3은 실시예에 따른 순환식 전해 침출 공정을 수행하기 위한 테스트 베드를 실제 촬영한 이미지이다.
도 4는 실시예 1에서 전해질 농도에 따른 전해 침출률을 분석한 결과 및 왕수 침출 공정에 의한 전해 침출률을 분석한 결과이다.
도 5는 실시예 1에서 인가전압에 따른 전해 침출률을 분석한 결과 및 왕수 침출 공정에 의한 전해 침출률을 분석한 결과이다.
도 6은 실시예 1에서 순환식 전해 침출 공정에 따른 전해 침출률을 분석한 결과 및 왕수 침출 공정에 의한 전해 침출률을 분석한 결과이다.
도 2는 본 발명에 따른 백금족 금속의 회수 시스템을 모식적으로 나타낸 개념도이다.
도 3은 실시예에 따른 순환식 전해 침출 공정을 수행하기 위한 테스트 베드를 실제 촬영한 이미지이다.
도 4는 실시예 1에서 전해질 농도에 따른 전해 침출률을 분석한 결과 및 왕수 침출 공정에 의한 전해 침출률을 분석한 결과이다.
도 5는 실시예 1에서 인가전압에 따른 전해 침출률을 분석한 결과 및 왕수 침출 공정에 의한 전해 침출률을 분석한 결과이다.
도 6은 실시예 1에서 순환식 전해 침출 공정에 따른 전해 침출률을 분석한 결과 및 왕수 침출 공정에 의한 전해 침출률을 분석한 결과이다.
이하, 본 발명을 상세히 설명하도록 한다.
도 1은 본 발명에 따른 백금족 금속의 회수방법의 각 단계를 나타낸 공정도이다.
도 1에 도시된 바와 같이, 본 발명에 따른 백금족 금속의 회수방법은, (a) 백금족 금속을 포함하는 산업폐기물이 투입된 반응조에 염산을 포함하는 전해액을 공급하고, 전압을 인가하여 백금족 금속을 용해시킨 후, 상기 전해액을 교체 공급하고 전압을 인가하는 순환식 전해 침출 방법으로 백금족 금속을 용해시켜 백금족 금속을 포함하는 침출액을 제조하는 단계; (b) 상기 침출액을 농축시켜 농축 침출액을 제조하는 단계; 및 (c) 상기 농축 침출액 및 염기성 용액을 혼합조에서 혼합하여 혼합 용액을 제조하고, 제조한 혼합 용액을 여과하여 백금족 금속 용액을 수득하는 단계;를 포함한다.
상기 단계 (a)는, 백금족 금속을 포함하는 산업폐기물이 투입된 반응조에 염산을 포함하는 전해액을 공급하고, 전압을 인가하여 백금족 금속을 용해시켜 침출액을 제조하는 단계로서, 본 단계에서는 전해 침출시켜 전해액에 백금족 금속을 용해시켜 침출액을 제조하고, 석출물이 발생되지 않도록 전해액을 교체하여 산업폐기물에 포함된 백금족 금속을 교체 공급된 전해액에 재용해시키는 순환식 전해 침출 방법으로 백금족 금속을 용해시켜 침출액을 제조할 수 있다.
만약, 전해액을 1회 공급하여 산업폐기물에서 백금족 금속을 전해 침출시키면 일정시간이 경과하면서 백금족 금속의 침출량이 증가하게 되고 이에 따라 석출물이 생성되게 되며, 석출물이 환원됨에 따라 침출률이 떨어지는 문제가 있다. 이때, 전해액을 교체하여 백금족 금속을 용해시키는 순환식 전해 침출 방법을 도입하면 이와 같은 문제점을 손쉽게 해결할 수 있으면서도, 우수한 침출률로 백금족 금속을 침출시킬 수 있어 백금족 금속의 용해시간을 현저히 단축하는 효과를 달성할 수 있게 된다.
바람직하게는, 상기 순환식 전해 침출은 60 내지 90분 간격으로 전해액을 교체하여 반복 수행하는 것이 바람직하며, 전해액 교체시간이 길어질 경우 석출물이 형성되고, 석출물에 의한 환원이 유도되어 침출속도가 저하되는 문제가 있고, 전해액 교체시간이 단축될 경우 침출액의 농축시간이 장기화되는 문제가 있으며, 상기 순환식 전해 침출은 산업폐기물의 투입량에 따라 공급되는 전해액의 공급량을 조절하여 수행할 수도 있다.
특히, 상기 전해 침출 공정은 7 내지 10 M의 염산 수용액을 전해액으로 사용하는 것이 바람직하며, 상기 전해액에 염산의 농도가 7 M 미만인 경우 침출률이 떨어지는 문제가 있으며, 보다 바람직하게는, 10 M의 염산 수용액을 사용할 수 있다.
아울러, 상기 전해 침출 공정은 7 내지 10 V의 전압을 인가하여 수행하는 것이 바람직하며, 7 V 미만의 전압으로 전해 침출 공정을 수행할 경우 초기 침출속도가 매우 낮아 침출 시간이 장기화되는 문제가 있고, 10 V를 초과하는 전압으로 수행할 경우 침출 속도를 조절하기 힘든 문제가 있다. 보다 바람직하게는, 상기 전해 침출 공정을 8 내지 9 V의 전압으로 수행할 수 있다.
또한, 본 단계에서는, 상기 백금족 금속을 전해액에 용해시키기 위해서, 티타늄봉 등과 같은 교반수단을 상기 반응조에 투입하여 지속적으로 교반하도록 구성하여 전해 침출을 수행할 수 있으며, 100 내지 300 rpm의 속도고 교반하도록 구성할 수 있다.
예컨대, 상기 백금족 금속 포함 산업폐기물로 유리공장에서 발생된 백금족 부산물인 백금/로듐10%의 합금을 사용할 경우, 해당 합금 8.6 g을 침출시키는데 총 5 L의 전해질이 소모되며, 0.016 L/분의 전해질 순환속도로 순환식 전해 침출을 수행할 시 백금족 이온의 농도가 평균 2000 mg/L인 침출액을 제조할 수 있으며, 석출물이 발생하지 않으면서도, 백금/로듐10%의 합금을 99%이상 침출시키는데 총 5시간 정도만의 시간이 소요되어 침출 시간이 현저히 단축된 특성을 나타내며, 이와 같은 결과를 산술적으로 도입하여 자동화 침출공정 기술을 달성할 수 있다.
또한, 상기 백금족 금속을 포함하는 산업폐기물은 폐전자기기 스크랩, 석유화학 폐촉매, 자동차 폐촉매, 유리공장에서 배출되는 폐스크랩 등과 같은 통상적인 다양한 스크랩을 백금족 금속 회수를 위한 원재료로 활용할 수 있으며, 바람직하게는, 유리공장에서 배출되어 백금 및 로듐을 포함하는 폐스크랩를 원재료로 사용할 수 있고, 이와 관련한 이유는, 후술할 단계 (c)에서 상세히 설명하도록 한다.
한편, 상기 단계 (b)에서는, 상기 침출액을 농축시켜 농축 침출액을 제조하는 단계로서, 본 단계에서는 통상적인 다양한 농축 방법을 이용해 농축 침출액을 제조할 수 있으며, 바람직하게는, 침출액을 가열하여 농축하는 가열 농축 방법을 이용해 농축 침출액을 제조할 수 있고, 백금족 금속을 500,000 내지 800,000 mg/L의 농도로 포함하는 농축 침출액을 제조하는 것이 바람직하며, 보다 바람직하게는, 650,000 mg/L의 농도로 백금족 금속을 포함하는 농축 침출액을 제조할 수 있다.
한편, 상기 단계 (c)에서는, 상기 농축 침출액 및 염기성 용액을 혼합조에서 혼합하여 혼합 용액을 제조하고, 제조한 혼합 용액을 여과하여 백금족 금속 용액을 수득하는 단계로서, 상기 백금족 금속을 포함하는 농축 침출액에서 백금, 로듐, 팔라듐 등과 같은 백금족 금속을 정제 및 회수할 수 있도록 염기성 용액을 혼합할 수 있다.
상기 염기성 용액은 수산화나트륨(NaOH), 아질산나트륨(NaNO2), 질산나트륨(NaNO3), 황산나트륨(Na2SO4), 황화나트륨(Na2S), 수산화암모늄(NH4OH), 염화암모늄(NH4Cl), 옥살산암모늄((NH4)2C2O4), 수산화칼슘(Ca(OH)2), 수산화칼륨(KOH), 디에틸아민(C4H11N), α-벤조인옥심(C14H13NO2) 또는 이들의 혼합물을 사용할 수 있으며, 특히, 상기 염기성 용액은 백금 및 로듐의 분리 효율이 가장 우수한 수산화나트륨(NaOH)을 포함하는 염기성 용액을 사용할 수 있다.
바람직하게는, 상기 염기성 용액으로 10 내지 40% 농도의 수산화나트륨(NaOH) 수용액을 사용하는 것이 바람직하며, 보다 바람직하게는, 20 내지 30% 수산화나트륨 수용액을 사용할 수 있다.
또한, 상기 염기성 용액은 농축 침출액의 산성도가 pH 7 내지 8이 될 때 까지 혼합하여 백금족 금속 중에서도 백금(Pt)을 우수한 분리 효율을 달성할 수 있으며, pH 7 미만의 조건으로 혼합하면 농축 침출액 내에 로듐 등의 백금족 금속의 함량이 증가하는 문제가 있고, pH 8을 초과하는 조건으로 혼합하면 농축 침출액 내에 백금의 함량이 감소하는 문제가 있다.
특히, 본 단계에서는, 농축 침출액에 포함된 백금족 금속 중에서도 백금 만을 고순도로 분리할 수 있도록, 반응조건을 조절하도록 구성할 수도 있다.
구체적으로, 본 단계에서는, 혼합조에 아르곤, 헬륨 등과 같은 불활성 가스를 주입하여 상기 농축 침출액을 80 내지 90 ℃의 온도로 가열한 후, 상기 혼합조 내에 혼합 용액에 염소 가스 등의 산화성 가스를 직접적으로 주입한 상태에서 상기 염기성 용액을 혼합해 산성도가 pH 7 내지 8인 혼합 용액을 제조한 후, 혼합조에 불활성 가스를 주입하여 상기 혼합 용액을 냉각하고, 냉각한 혼합 용액을 여과하여 고순도로 백금을 포함하는 백금 용액을 수득할 수 있다.
본 단계에서는 바람직하게는, 상기 산화성 가스로 염소 가스를 사용할 수 있으며, 상기 염화 가스는 상기 단계 (a)에서 염산 포함 전해액을 산업폐기물과 반응시킨 후 기화되어 배출되는 염소 가스를 수집하여 본 단계에 재사용할 수 있어 보다 친환경적인 공정을 수행할 수 있다.
상기와 같이 염소 가스를 혼합조에 주입하면 가열을 통해 염소 가스의 반응활성이 크게 증가한 상태가 유지되어 백금족 금속 염화물이 형성되어 농축 침출액 내에 포함된 백금족 금속의 용해도가 더욱 향상되어 분리 효율을 더욱 증가시킬 수 있으며, 로듐 또는 팔라듐에 비해 용해도가 높은 백금의 순도가 더욱 향상되는 효과를 달성할 수 있다.
나아가, 본 단계에서는, 여과를 통해 로듐 등의 백금족 금속의 함량을 효과적으로 저감시키면서도, 고순도의 백금을 수득할 수 있도록, 제조한 혼합 용액에 응집제를 투입하는 단계를 추가로 포함하도록 구성하여, 상기 응집제에 로듐이 응집되도록 하고, 상기 응집제를 투입한 혼합 용액을 여과하여 고순도의 백금만을 포함하는 백금 용액을 수득하도록 구성할 수 있으며, 이와 같은 응집제로는 로듐을 응집시킬 수 있는 통상적인 다양한 고분자 응집제를 활용할 수 있고, 2-에틸헥사노에이트(2-ethylhexanoate) 등과 같은 고분자를 대표적인 예로 들 수 있다.
상기한 바와 같은 본 발명에 따른 백금족 금속의 회수방법에서는, 전해 침출 공정의 최적 조건을 제시하였으며, 기존에 왕수 침출 공정과 달리 질산을 제거하기 위한 별도의 탈질산 공정이 필요 없어 전체적인 분리공정에서 소요되는 시간을 크게 단축시킬 수 있고, 질산 등의 폐기물이 발생되지 않아 친환경적이다.
또한, 본 발명에서는 백금, 로듐 등과 같은 백금족 금속의 최적 산화 분리 조건을 제시하였으며, 백금의 분리효율을 더욱 향상시켜 고순도의 백금을 수득할 수 있는 방법을 제시하였고, 이와 같은 방법을 통해서 미량의 로듐을 손쉽게 제거하고 1회의 분리작업만으로 순도 99.95%이상의 고순도 백금을 분리할 수 있어, 유리공업에서 발생되는 백금족 부산물뿐만 아니라, 자동차 산업과 석유화학 산업에서 배출되는 백금족 폐촉매와 같은 백금족 스크랩의 재활용을 위한 침출공정에 매우 유용하게 활용될 수 있다.
한편, 본 발명은 상기에 기재된 백금족 금속의 회수방법을 수행하기 위한 시스템에 있어서, 1) 침출액 생성부(100), 2) 농축부(200), 3) 혼합부(300) 및 4) 여과부(400)를 포함하는 백금족 금속 회수 시스템(10)을 제공하며, 각각의 구성요소 들은 테프론관 등으로 연결된 구조를 형성하고, 이와 같은 백금족 금속의 회수 시스템(10)을 이용하여 산업폐기물에서 백금족 금속을 자동으로 대량 생산하는 설비를 구축할 수 있다.
구체적으로, 상기 침출액 생성부(100)는, 백금족 금속을 포함하는 산업폐기물 및 염산을 포함하는 전해액을 담지하고 상기 전해액을 교반하는 교반수단을 구비하여 백금족 금속을 용해시켜 침출액을 제조하는 2중 자켓 탱크와 같은 반응조(110), 염산을 포함하는 전해액을 저장하고 펌프 등과 같은 공급수단(P)을 구비하여 상기 반응조(110)에 전해액을 공급하는 전해액 저장조(120), 상기 반응조(110)에 구비된 전극에 전압을 인가하여 전해 침출을 유도하는 전원공급 수단(130) 및 상기 반응조(110)와 배관연결되어 제조한 침출액을 공급받아 저장하는 침출액 저장조(140)를 포함하는 구조를 갖는다.
상기 반응조(110)는 티타늄봉 등과 같은 별도의 교반수단(113)을 구비하여 산업폐기물 및 전해액을 일정하게 교반하여 전해액을 백금족 금속과 반복 접촉되게 하여 백금족 금속을 전해액에 용해시켜 침출액을 생성하도록 한다. 특히, 상기 반응조(110)는 상단에 아스피레이터(aspirator) 등과 같은 별도의 기체 흡수를 위한 배기수단(115)을 포함하도록 구성하여 염산이 백금족 금속과 반응한 후에 형성되는 염소 기체를 분리하여 저장하는 염소 가스 저장부(150)를 포함하고, 염소 가스 저장부(150)에서 염소 가스를 후술할 혼합조(310)에 공급되도록 하여 고순도 백금의 회수를 위한 용도로 활용할 수 있다.
상기 전해액 저장조(120)는 펌프(P) 등과 같은 별도의 공급 수단을 포함하여 특정 유속으로 전해액을 반응조(110)에 공급하는 역할을 수행할 수 있으며, 상기 침출액 저장조(140)에 침출액이 공급되면 공급되는 침출액과 동일한 양의 전해액을 공급하도록 하여 순환식 전해 침출 공정에서 석출물의 발생을 방지하여 침출속도의 저하가 발생됨 없이 일정하게 침출속도를 유지하도록 할 수 있다.
상기 전원공급 수단(130)은 반응조(110)에 구비된 전극에 7 내지 10 V의 전압을 일정하게 공급할 수 있는 장치라면 제한받지 않고 사용할 수 있으며, 이를 통해, 최적 순환식 전해 침출 공정을 수행할 수 있도록 한다.
상기 농축부(200)는, 상기 침출액 저장조(140)와 배관연결되고, 제1 가열수단(220)이 구비되어 공급되는 침출액을 농축시켜 농축 침출액을 제조하는 농축조(210)를 포함하는 구조를 가지며, 백금족 이온의 농도가 평균 2000 mg/L인 침출액을 장시간 100 내지 200 ℃의 온도로 가열하여 백금족 금속을 500,000 내지 800,000 mg/L의 농도로 포함하는 농축 침출액을 제조할 수 있다.
상기 혼합부(300)는, 교반수단을 구비하고 상기 농축조(200)에서 공급되는 농축 침출액 및 염기성 용액을 혼합하여 혼합 용액을 제조하는 혼합조(310) 및 염기성 용액을 저장하고 상기 혼합조(310)에 염기성 용액을 공급하는 염기성 용액 저장부(320)를 포함하는 구조를 갖는다.
특히, 상기 혼합조(310)에는 공급되는 염기성 용액에 의해 변화되는 농축 침출액의 산성도를 측정할 수 있는 pH 미터 등의 별도의 수단이 구비되도록 하여 염기성 용액의 공급을 제한하도록 구성할 수 있으며, 온도 감지 수단 및 온도 제어 수단이 구비되어 혼합조(310)의 온도를 조절할 수 있다.
또한, 상기 혼합부(300)는 상기 혼합조(310)에 아르곤 가스 등의 불활성 기체를 공급하는 제1 기체 공급부(330)와, 염소 가스 등과 같은 산화성 가스를 공급하는 제2 기체 공급부(미도시)를 추가로 포함하는 구조를 가지며, 상기 혼합조(310)를 가열하는 가열수단(340)을 추가로 포함하는 구조를 가질 수 있다. 이때, 상기 제2 기체 공급부(미도시)는 전술한 염소 가스 저장부(150)가 이와 같은 역할을 수행할 수 있으며, 이에 의해 염소 가스를 혼합조(310) 내의 혼합 용액 내부에 투입하여 고순도 백금의 제조를 위해 활용될 수 있다.
나아가, 상기 혼합부(300)는 상기 혼합조(310)에 응집제를 투입하는 응집제 투입수단(미도시)을 추가로 포함하도록 구성하여 로듐-응집제 복합체를 형성시킴에 따라, 후술할 여과부(400)에서 농축 침출액의 여과를 통해 백금족 금속 중에서도 백금의 순도를 더욱 향상시킬 수 있게 된다.
상기 여과부(400)는, 상기 혼합조(310)에서 공급되는 혼합 용액을 공급받아 여과하는 여과수단을 포함하는 구조를 가지며, 불순물의 유입을 방지할 수 있는 공경 크기를 갖는 여과지를 구비한 여과수단이라면 제한받지 않고 사용할 수 있으며, 이를 통해, 액체상태의 백금, 고체상태의 로듐 등을 매우 효과적으로 분리할 수 있다.
상기한 바와 같은 본 발명에 따른 백금족 금속의 회수 시스템(10)을 이용하면, 단시간에 고순도의 백금족 금속을 대량 회수할 수 있을 뿐만 아니라, 모든 공정을 자동화할 수 있어 백금족 금속의 재활용을 위해 용이하게 활용될 수 있다.
이하, 본 발명을 실시예를 들어 더욱 상세히 설명하도록 한다.
제시된 실시예는 본 발명의 구체적인 예시일 뿐이며, 본 발명의 범위를 제한하기 위한 것은 아니다.
<실시예 1> 전해 침출 공정 기술
(1) 전해질 농도에 따른 전해 침출률 분석
유리공장에서 분리 배출된 백금 스크랩을 수득하여 원재료로 활용하였고, 전해질로 염산을 사용하였으며, 도 3에 나타낸 바와 같은, 전해 침출용 테스트 베드를 구성하여 전해 침출을 수행하였다.
전해질 농도에 따른 전해 침출률(leachability)을 확인하기 위해 농도별로 염산(1, 5, 10M)을 1 L씩 준비하였으며, 백금 스크랩 시편은 침출률을 확인하기 위해 투입된 원료량의 무게를 측정하였고, 티타늄 봉을 제작하여 백금 스크랩과 결합시켰으며, 상온에서 8.6 g의 백금 스크랩 시편(2 × 5cm, 두께 : 0.5 T)을 염산에 공급하고, 교반하는 상태에서 전극에 전류를 인가하여 염소를 발생시켜 침출 공정을 수행하였으며, 각각의 전해질 농도에서 인가전압과 교반속도를 각각 7 V와 300 rpm으로 동일하게 설정하였고, 침출률은 각각 1, 3, 6 및 12시간에 침출액을 분취하여 농도분석을 통해 산출하였으며, 그 결과를 도 4에 나타내었다.
도 4에 나타난 바와 같이, 전해질의 농도가 증가할수록 백금 스크랩의 침출률이 향상하는 것을 확인할 수 있었으며, 전해질의 농도가 10 M일 경우, 대략 1시간 경과 시까지 전해침출이 효과적이며 최적의 농도임을 확인할 수 있었다. 그리고, 전해침출 시 시간이 경과할수록 백금스크랩 및 티타늄전극 표면에 석출물이 발생하는 것을 확인하였으며, 이는 백금 침출액이 일정농도(약 4000 mg/L)에 도달하면 석출전위에 의해 환원이 발생하며, 침출속도를 저하시키는 요인으로 작용하는 것으로 예측되었다.
(2) 인가전압에 따른 전해 침출률 분석
전해 침출 공정에서, 인가전압을 변경하여 염소의 발생량을 조절할 수 있으므로, 전해 침출시 인가되는 인가전압이 침출에 영향을 미칠 것으로 판단되어, 인가전압에 따른 전해 침출률을 분석하였다.
이를 위해, 상온에서 8.6 g의 백금 스크랩 시편(2 × 5cm, 두께 : 0.5T)을 10 M 염산 1L에 공급하고, 300 rpm으로 교반하는 상태에서 전압을 각각 4, 6, 9 V씩 인가하여 인가전압에 따른 침출률을 측정하고 최적 인가전압을 도출하기 위해 전해침출 공정을 수행하였으며, 그 결과를 도 5에 나타내었다.
도 5에 나타난 바와 같이, 인가전압이 증가할수록 침출률이 향상하는 것을 확인하였으며, 석출 발생이 빠르게 진행된다는 사실을 확인할 수 있었다. 특히, 인가전압 5 V의 경우 12시간 침출 시까지 석출이 발생하지 않았으나 초기 침출속도가 매우 낮음을 확인하였으며, 이를 통해, 최적 인가전압은 8 내지 9 V인 것으로 판단되었고, 석출물 발생과 전압이 밀접한 관계가 있는 것으로 판단되었다.
(3) 교반속도에 따른 전해 침출률 분석
전해 침출 공정에서, 생성되는 염소가 침출반응에 이용되기 위해서는 염소가 유가금속의 표면에 접촉되는 횟수가 많을수록 전해 침출률이 증가할 것으로 사료되며, 이와 같은 접촉 횟수는 침출액 내에서의 물질이동이 활발할수록 증가하게 되므로 교반속도에 따른 전해 침출률 변화를 분석하였다. 이를 위해, 이전 수행된 전해 침출 공정에서 도출한 최적 조건을 바탕으로 10M HCl과 8V의 전압을 인가하고, 0, 100, 200, 300 및 400 rpm의 교반속도로 2시간 동안 교반하여 전해침출 공정을 수행하고, 교반속도별 침출률을 분석하였으며, 그 결과를 하기의 표 1에 나타내었다.
표 1에 나타낸 바와 같이, 백금 스크랩 전해 침출 공정은 교반속도에 크게 영향을 받지 않는다는 사실을 확인할 수 있었으며, 스크랩 표면에 부착된 기포는 전해질과의 접촉을 차단하여 스크랩 침출에 영향이 있으며 최적 교반속도는 100 rpm인 것으로 판단되었다.
(4) 순환식 전해질 침출 공정 분석
전해 침출 공정을 수행시 침출액 내의 백금족 및 불순물 이온이 일정농도에 도달하게 되면 석출물이 생성되는 것을 확인하였으며, 최적 조건 적용 시 대략 2시간이 경과한 시점에서 석출물이 생성되고, 석출물 생성과 동시에 전해침출의 속도가 저하된다는 사실을 확인하였다. 또한, 종래에 왕수 침출 공정(HCl + HNO3)과 실시예의 전해 침출 공정의 침출률을 비교한 결과, 침출시간 대략 90분 내에서는 실시예에 따른 전해 침출 공정이 왕수 침출 공정보다 효과적이라는 사실을 확인하였다(도 4 참조).
따라서, 실시예에 따른 전해 침출 공정을 이용해 기존의 왕수 침출 공정(HCl + HNO3)보다 효과적인 침출을 수행하기 위해서, 최적의 전해침출 운영조건(상온, 10M HCl, 8V, 200 rpm 조건)을 설정하고, 1시간 간격으로 전해질을 교체하는 순환식 전해 침출 공정을 수행하였고, 시간에 따른 침출액의 함량분석(1, 3, 6, 12시간)을 통하여 침출률을 도출하였으며 왕수 침출 공정(HCl + HNO3)과 비교분석을 수행하였으며, 침출률을 산출하여 그 결과를 도 6에 나타내었다.
도 6에 나타난 바와 같이, 기존의 왕수 침출 공정(HCl + HNO3)은 완전용해까지 총 480분의 침출시간이 필요로 하였지만, 실시예와 동일한 최적의 운영조건으로 순환식 전해 침출한 결과 대략 300 분에서 99%의 침출률을 나타낸 다는 사실을 확인할 수 있었으며, 나머지 1%의 백금 스크랩은 티타늄 전극 부위와의 접착부위로 완전용해하지 못해 발생한다고 사료되었다.
상기와 같은 결과를 통해, 기존의 왕수 침출 공정(HCl + HNO3)은 분리정제를 위해 탈질산 공정까지 필요로 하지만, 실시예에 따른 순환식 전해 침출 공정은 탈질산 공정이 필요 없으므로 분리공정 시간을 크게 단축시킬 수 있다는 사실을 확인할 수 있었다.
(5) 순환식 전해 침출 공정 기술 구축
백금 스크랩으로부터 백금을 분리 회수하는 자동화 공정 시스템의 구축을 위해서, 전해질(10M HCl) 저장조로부터 펌프를 이용하여 전해질을 침출조에 0.016 L/분의 속도로 자동 공급되도록 하였으며, 침출액은 침출액 저장조로 이동하도록 설계하였다. 백금 스크랩이 완전이 용해될 수 있도록 전해질을 지속적으로 공급하였으며 1시간 간격으로 침출조로부터 침출액을 분취하여 함량분석을 실시하였으며, 투입한 백금 스크랩 무게와 침출액의 함량분석을 통해 침출률을 계산하였고, 기존의 왕수 침출 공정(HCl + HNO3)과 비교하여 침출효율을 평가하였다. 이를 위해, 순환식 전해 침출 공정은 상온에서 8.6 g의 스크랩(2 × 5cm, 두께 : 0.5T), 8V의 인가전압, 10M HCl, 200 rpm의 교반속도로 수행하였고, 1, 3, 6, 12시간에 시료를 채취하여 침출률을 분석하였다.
그 결과, 백금/로듐 10%의 합금 약 8.6 g을 침출시키는데 총 5L의 전해질이 소모된다는 사실을 확인할 수 있었으며, 0.016 L/분의 전해질 순환으로 전해질 내의 백금족 이온의 농도가 대략 평균 2000 mg/L를 유지하였으며, 자동화 순환식 침출 공정 기술은 순수한 전해질을 지속적으로 침출조에 공급함으로써 침출액 내의 백금족 농도가 일정하게 유지되었으며, 석출물이 발생시키지 않는다는 사실을 확인할 수 있었다. 따라서, 실시예에 따른 순환식 침출 공정을 이용하면 백금/로듐 10%의 합금 8.6 g을 99% 이상 침출시키는데 총 5시간이 소요되며, 이와 같은 결과는 기존의 왕수 침출 공정(HCl + HNO3) 보다 침출시간을 크게 단축할 수 있고, 침출속도가 빠르다고 판단되었다.
<실시예 2> 농축공정 기술
실시예 1에 따른 방법으로 전해 침출 공정을 수행하여 수득한 침출액은 백금정제 및 불순물 제거를 위해 농축작업이 필요하며, 침출액 내의 백금족 이온 평균 농도가 대략 2000 mg/L이고, 100 내지 170 ℃ 의 온도에서 침출액을 농축하는 공정을 수행하였다.
그 결과, 대략 6 L의 침출액을 100 내지 170 ℃ 의 온도에서 농축공정을 수행하여 24 내지 30시간 동안 농축하여 백금의 농도가 대략 650,000 mg/L가 되도록 농축하였다.
상기와 같은 결과를 통해서, 왕수 침출 공정 등과 같이 기존의 상용화된 백금족 침출공정기술은 질산을 전해질로 사용하기 때문에, 별도의 탈질산 공정이 필요하나 실시예 1에 따른 방법으로 전해질로 10M의 HCl을 사용하여 전해 침출 공정을 수행한 침출액은 전해질로 10M의 HCl을 사용하기 때문에 별도의 탈질산 공정이 필요 없음을 확인할 수 있었다.
<실시예 3> 산화분리 방법을 이용한 정제 기술
(1) 산화분리 방법을 이용한 정제 기술 도출
산화 분리 방법은 침출액의 pH가 일정범위에 도달하면 수산화 로듐을 생성하며, 이를 고액 분리하면 고순도의 백금 용액을 분리 및 회수할 수 있는 방법으로, 약품을 과도하게 투입하면, 염화백금산이 발생되어 침전에 영향을 미칠 수 있기 때문에 pH의 조절이 중요한 방법으로서, 실시예 2에 따른 방법으로 제조한 농축액을 이용하여 백금을 분리 회수하는 정제 조건을 도출하기 위해서, 산화분리 방법을 수행하였고, 산화 분리 방법의 약품 조사에 사용한 시약을 하기 표 2에 나타내었다.
표 2에 나타낸 바와 같은 시약을 이용한 산화분리 방법을 통해, 최적 정제 기술의 도출하기 위해, 백금로듐 합금 약 333g을 침출하여 침출액 내의 백금족 이온농도가 약 100 g/L가 되도록 희석용액을 준비하였다. 희석용액에 투입된 약품량은 약품별로 차이가 있으나 대략 20 내지 50 mL을 투입하였으며, 약품투입 후 반응물이 생성되는 시점에 투입을 중단하였고, 투입 중단 후 육안으로 반응성 여부를 확인하였다. 반응물 생성 시 10 내지 20 mL을 추가 투입하여 3시간 교반하고, 필터링하여 농도분석을 실시하였으며, 하기의 표 3에 투입된 약품에 따른 여액의 백금족 농도(단위 : mg/kg)를 분석한 결과를 나타내었다.
표 3에 나타낸 바와 같이, 액체상태의 백금 및 고체상태의 로듐을 기준으로 수산화나트륨(NaOH)이 백금과 로듐의 분리에 매우 효과가 있음을 확인하였다.
(2) NaOH 농도에 따른 분리효율 분석
상기와 같이 산화 분리 방법에 NaOH가 효과적인 것을 확인하였으며, NaOH 농도가 분리 효율에 미치는 영향을 분석하기 위해서, NaOH 농도별 분리효율 분석을 수행하였다. 이를 위해, 5, 10, 20, 30, 40% 농도를 갖는 NaOH 수용액을 준비하고, 백금족 이온농도가 약 100 g/L인 침출액 50 mL에 각각의 농도별 NaOH를 pH 4.5 내지 7.5까지 적정하였으며, NaOH의 투입을 중단한 후 필터링하여 농도분석 후 분리효율을 확인하였으며, 농도별 분리효율 분석 결과를 하기의 표 4(단위: mg/kg)에 나타내었다.
표 4에 나타낸 바와 같이, NaOH의 농도가 30%인 수용액을 이용할 경우, 백금의 분리가 가장 잘 유도된다는 사실을 확인할 수 있었다.
(3) pH에 따른 분리효율 분석
상기와 같이 산화 분리 방법에서 분리효율에 30% NaOH를 사용하는 경우가 분리에 효과적이였던 것을 확인하였으며, pH가 분리 효율에 영향을 미칠 것으로 판단하여 pH에 따른 분리효율을 분석하였으며, 이를 위해, 백금족 이온농도가 약 100 g/L인 침출액 50 mL에 30% NaOH를 pH 3, 4, 5, 6, 7, 8로 각각 적정하였으며, 투입 중단 후 필터링하여 농도분석 후 분리효율을 확인하였으며, 그 결과를 하기의 표 5(단위: mg/kg)에 나타내었다.
표 5에 나타낸 바와 같이, 상온에서 pH 7 내지 8일 때 가장 분리효율이 좋은 것을 확인할 수 있었다.
(4) 온도 상승과 산화성가스 투입에 따른 분리효율 분석
상기와 같이 산화 분리 방법에서 분리효율에 온도 및 산화성 가스의 투입이 미치는 영향을 분석하기 위해서, 백금족 이온농도가 약 100 g/L인 침출액 50 mL을 약 80 ℃까지 가열하고 산화성 가스를 0.2 내지 0.3 L/분의 속도로 주입하였다. 이전 테스트를 통해 분리효율에 효과적이었던 30% NaOH를 투입하여 pH7 내지 8까지 적정하였으며, 투입 중단 후 필터링하여 농도분석 후 분리효율을 확인하였고, 그 결과를 하기의 표 6(단위: mg/kg)에 나타내었다.
표 6에 나타낸 바와 같이, 온도상승과 산화성 가스의 주입으로 pH의 변화가 심하게 나타나 pH의 조절이 어려웠고, 투입되는 약품량도 증가하였으나, 적정 pH에 도달하면 Rh의 분석값이 뚜렷하게 감소하는 경향을 나타내었으며, 이를 통해, 고순도의 백금을 분리할 수 있음을 확인할 수 있었다.
(5) 로듐-고분자복합체 형성에 의한 백금 정제효율 분석
침출액에 포함된 백금 중에 3 내지 5 % 미만의 함량으로 로듐이 합금되어 있는 경우에는 로듐의 함량이 낮아 상기 방법에 따른 순환식 침출 공정을 수행한 후, 산화 분리 공정을 통해 정제할 시 미량의 로듐 수산화물이 형성되어 고순도 백금의 분리가 힘든 문제가 있다. 또한, 미량의 로듐 수산화물이 형성될 경우 로스 및 작업시간이 증가하는 문제가 있다.
상기와 같은 문제점을 해결하기 위해서, 응집제를 이용하여 로듐-고분자 복합체를 형성시켜 미량의 로듐 수산화물의 형성을 억제하여 고순도의 백금을 분리하고자 하였다.
이를 위해, 6 L의 원액에 10 L의 증류수를 혼합하여 침출 희석액을 제조하고, 아르곤 가스, 염소 가스, 20 내지 30% 농도의 NaOH 수용액 및 산도측정기를 준비하고, 투입용기로 이송시켰으며, 내부 온도 검출 센서(T/C) 및 약품 투입의 이상 유무와, 냉각수의 순환여부를 확인하였다.
침출 희석액이 담지된 반응조에 아르곤 가스를 0.5 L/분의 공급속도로 주입하고, 85 ℃로 가열하였으며, 85 ℃ 이상의 온도에서 염소 가스를 투입하고, 정제 약품을 투입하였으며, 정제 약품의 투입량은 온도가 일정하게 유지될 정도로 투입하였고, 침출 희석액의 pH가 7 내지 8이되면, 정제 약품의 투입을 중단하고, 아르곤 가스를 투입하고 냉각수를 순환시켜 침출 희석액을 냉각하였고, 침출 희석액의 온도가 38 ℃ 이하가 되면, 침출 희석액을 실리콘 튜브를 이용해 보관조로 이송시켰다.
침출 희석액이 담지된 보관조에 고분자 응집제를 투입하여 일정시간 동안 교반하여 반응시키고, 반응시킨 침출 희석액을 여과하여 1 mL씩 분취하였으며, 백금 수용액을 수득하였다. 수득한 백금 수용액을 ICP 분석 하였으며, 그 결과, 1회의 분리 작업만으로 순도 99.95%이상의 백금을 분리할 수 있는 것을 확인하였다.
<결론>
(1) 전해 침출 공정
실시예 1에 따른 결과를 통해, 전해 침출 공정의 최적의 운영조건은 전해질농도 10M, 인가전압 8V, 교반속도 200rpm으로 확인되었다.
또한, 최적의 운영조건으로 순환식 전해 침출 공정을 수행한 결과, 기존의 왕수 침출 공정에 비해 침출속도가 현저히 증가한다는 사실을 확인할 수 있었으며, 질산을 제거하기 위한 별도의 탈질산 공정이 필요 없어 전체적인 분리공정에서 소요되는 시간을 크게 단축시킬 수 있음을 확인할 수 있었고, 특히, 질산을 사용하지 않으며 밀폐된 침출 공정 기술로써 친환경적인 기술임을 확인할 수 있었다.
(2) 농축공정
실시예 2에 따른 결과를 통해, 백금 분리 및 불순물 제거 공정인 산화분리법을 위해 침출액 내의 백금족 농도가 약 650,000 mg/L가 되어야 하며, 적정 농축 온도 및 시간을 산출할 수 있었다.
(3) 백금 정제 기술
실시예 3에 따른 결과를 통해서, 산화 분리 방법을 이용해 백금 및 로듐의 분리효율이 가장 좋은 조건은 30% NaOH를 투입하고, 침출액의 pH가 7 내지 8임을 확인하였다.
또한, 침출액의 80 ℃의 온도를 유지하고, 산화성 가스를 투입하면 백금의 분리 효율을 더욱 향상시켜 고순도의 백금을 수득할 수 있음을 확인할 수 있었으며, 응집제를 이용하여 로듐-고분자 복합체를 형성시키면 1회의 분리작업만으로 순도 99.95%이상의 고순도 백금을 분리할 수 있음을 확인할 수 있었다.
Claims (10)
- (a) 백금족 금속을 포함하는 산업폐기물이 투입된 반응조에 염산을 포함하는 전해액을 공급하고, 전압을 인가하여 백금족 금속을 용해시킨 후, 상기 전해액을 교체 공급하고 전압을 인가하는 순환식 전해 침출 방법으로 백금족 금속을 용해시켜 백금족 금속을 포함하는 침출액을 제조하는 단계;
(b) 상기 침출액을 농축시켜 농축 침출액을 제조하는 단계; 및
(c) 혼합조에 불활성 가스를 주입하여 상기 농축 침출액을 80 내지 90 ℃의 온도로 가열한 후, 상기 농축 침출액에 산화성 가스를 주입하고 염기성 용액을 혼합하여 산성도가 pH 7 내지 8인 혼합 용액을 제조하고, 상기 혼합조에 불활성 가스를 주입하여 상기 혼합 용액을 냉각하며, 냉각한 혼합 용액을 여과하여 백금족 금속 용액을 수득하는 단계;를 포함하는 백금족 금속의 회수방법. - 제1항에 있어서,
상기 전해액은 7 내지 10 M의 염산 수용액인 것을 특징으로 하는 백금족 금속의 회수방법. - 제1항에 있어서,
상기 단계 (a)에서는, 7 내지 10 V의 전압을 인가하여 순환식 전해 침출을 수행하는 것을 특징으로 하는 백금족 금속의 회수방법. - 제1항에 있어서,
상기 염기성 용액은 수산화나트륨(NaOH), 아질산나트륨(NaNO2), 질산나트륨(NaNO3), 황산나트륨(Na2SO4), 황화나트륨(Na2S), 수산화암모늄(NH4OH), 염화암모늄(NH4Cl), 옥살산암모늄((NH4)2C2O4), 수산화칼슘(Ca(OH)2), 수산화칼륨(KOH), 디에틸아민(C4H11N) 및 α-벤조인옥심(C14H13NO2)으로 이루어진 군으로부터 선택되는 1종 이상을 포함하는 것을 특징으로 하는 백금족 금속의 회수방법. - 제4항에 있어서,
상기 염기성 용액은 10 내지 40% 농도의 수산화나트륨(NaOH) 수용액인 것을 특징으로 하는 백금족 금속의 회수방법. - 삭제
- 제1항에 있어서,
상기 단계 (c)에서는, 상기 혼합 용액을 제조하고 제조한 혼합 용액에 로듐을 응집시키는 응집제를 투입하는 단계를 추가로 포함하며, 상기 응집제를 투입한 혼합 용액을 여과하여 백금 용액을 수득하는 것을 특징으로 하는 백금족 금속의 회수방법. - 제1항 내지 제5항 및 제7항 중 어느 한 항에 기재된 백금족 금속의 회수방법을 수행하기 위한 시스템에 있어서,
1) 백금족 금속을 포함하는 산업폐기물 및 염산을 포함하는 전해액을 담지하고 상기 전해액을 교반하는 교반수단을 구비하여 백금족 금속을 용해시켜 침출액을 제조하는 반응조, 염산을 포함하는 전해액을 저장하고 공급수단을 구비하여 상기 반응조에 전해액을 공급하는 전해액 저장조, 상기 반응조에 구비된 전극에 전압을 인가하여 전해 침출을 유도하는 전원공급 수단 및 상기 반응조와 배관연결되어 제조한 침출액을 공급받아 저장하는 침출액 저장조를 포함하는 침출액 생성부;
2) 상기 침출액 저장조와 배관연결되고, 가열수단이 구비되어 공급되는 침출액을 농축시켜 농축 침출액을 제조하는 농축조를 포함하는 농축부;
3) 교반하는 교반수단을 구비하고 상기 농축조에서 공급되는 농축 침출액 및 염기성 용액을 혼합하여 혼합 용액을 제조하는 혼합조 및 염기성 용액을 저장하고 상기 혼합조에 염기성 용액을 공급하는 염기성 용액 저장부를 포함하는 혼합부; 및
4) 상기 혼합조에서 공급되는 혼합 용액을 공급받아 여과하는 여과수단이 구비된 여과부;를 포함하는 백금족 금속 회수 시스템. - 제8항에 있어서,
상기 혼합부는 상기 혼합조에 불활성 기체를 공급하는 제1 기체 공급부 및 산화성 기체를 공급하는 제2 기체 공급부와, 상기 혼합조를 가열하는 가열수단을 추가로 포함하는 것을 특징으로 하는 백금족 금속 회수 시스템. - 제8항에 있어서,
상기 혼합부는 상기 혼합조에 응집제를 투입하는 로듐을 응집시키는 응집제 투입수단을 추가로 포함하는 것을 특징으로 하는 백금족 금속 회수 시스템.
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|---|---|---|---|
| KR1020170095930A KR101922493B1 (ko) | 2017-07-28 | 2017-07-28 | 친환경 백금족 금속의 회수방법 및 이를 위한 백금족 금속 회수 시스템 |
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Cited By (2)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| KR20230063072A (ko) | 2021-11-01 | 2023-05-09 | 주식회사 제이엘이 | 이리듐 환원 장치 |
| KR20230068805A (ko) | 2021-11-11 | 2023-05-18 | 한국기술교육대학교 산학협력단 | 백금족 금속의 추출효율이 우수한 이온교환수지의 제조방법 |
Citations (2)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| KR101323754B1 (ko) * | 2013-04-29 | 2013-10-31 | 한국지질자원연구원 | 폐촉매의 침출용액으로부터 산 및 백금족 금속의 회수방법 |
| KR101392179B1 (ko) * | 2013-02-08 | 2014-05-08 | 강희남 | 백금족 금속의 회수방법 및 이에 사용되는 백금족 금속의 회수장치 |
-
2017
- 2017-07-28 KR KR1020170095930A patent/KR101922493B1/ko active IP Right Grant
Patent Citations (2)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| KR101392179B1 (ko) * | 2013-02-08 | 2014-05-08 | 강희남 | 백금족 금속의 회수방법 및 이에 사용되는 백금족 금속의 회수장치 |
| KR101323754B1 (ko) * | 2013-04-29 | 2013-10-31 | 한국지질자원연구원 | 폐촉매의 침출용액으로부터 산 및 백금족 금속의 회수방법 |
Cited By (2)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
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