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相似文献
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1.
为了提高混合菌对高砷金矿的浸出,对混合菌进行了生物多样性分析,并对温度、矿浆浓度、初始pH值和接种量等工艺因素进行了优化,然后通过正交实验研究矿浆浓度、初始pH值和接种量对混合菌浸出高砷金矿中As和Fe的影响.限制性片段长度多态性分析(RFLP)结果发现,混合菌主要为Sulfobacillus属和Leptospirillum属.正交实验结果表明,浸出As的最佳条件为矿浆浓度10%,初始pH=1.5,接种量30%;浸出Fe的最佳条件为矿浆浓度5%,初始pH=1.5,接种量10%.在最佳条件下浸出20d,As和Fe的浸出率分别达到97.12%和96.59%.  相似文献   

2.
氯化铁对砷酸钙渣的药剂稳定化研究   总被引:1,自引:0,他引:1  
通过TCLP毒性程序浸出实验,以砷的浸出率为控制指标,采用FeCl3药剂,对砷酸钙渣进行了药剂稳定化研究.考察了pH值、Fe/As摩尔比、Ca/As摩尔比、温度及浸出时间对砷浸出率的影响.结果表明,砷浸出率随Fe含量的增加而降低,但随Ca含量增加而升高;当Fe/As摩尔比为2,pH=3.5~7.0时,浸出24 h后,砷浸出率较低且基本达到稳定;在自然环境中,随外界温度的升高,砷浸出率也略有升高.  相似文献   

3.
洗涤冶炼烟气产生的含砷酸性废水的利用及处理   总被引:3,自引:0,他引:3  
以洗涤冶炼烟气含砷酸性废水为原料,采用CaO和NaOH分段中和后加入硫酸铜制备得到亚砷酸铜.一段中和时每升废水加入氧化钙16g,二段中和时加入氢氧化钠调节废水pH值为6.0,中和后废水中Pb、Cu、Fe、Mg杂质去除率达到90%以上,砷损失率约为7%.按照铜砷物质的量之比2:1,在中和后废水中加入硫酸铜,采用氢氧化钠溶液调节溶液pH值为8,经过过滤、洗涤、干燥得到亚砷酸铜,其砷转化率达到98.2%.制备亚砷酸铜后的废水采用石灰-聚合硫酸铁絮凝处理,当石灰调节废水pH值为9.0、铁砷物质的量之比为8:1时,处理后废水中砷含量为0.30 mg/L,达到了国家废水排放标准(GB 8978-1996).  相似文献   

4.
以高砷铜烟尘的浸出液为研究对象,采用臭葱石法沉砷,研究了初始pH值、温度、氧气流速对沉砷过程的影响。实验结果表明: 在Fe/As摩尔比1.5、初始pH=4、温度90 ℃、氧气流速80 L/h条件下,沉砷率和沉铁率分别为91.24%和77.92%,沉砷渣中As、Fe含量分别为28.94%和25.04%。实验所得臭葱石颗粒尺寸较大、晶体结构稳定。  相似文献   

5.
为了实现锑冶炼砷碱渣的清洁利用及无害化处置,设计了球磨浸出—重选收锑—废碱喷淋—氧化沉砷—砷稳定固化的砷碱渣清洁利用新工艺。结果表明:常温下液固比为4∶1时,砷碱渣经球磨后水浸,球磨和浸出时间分别20 min和40 min,As浸出率为96. 78%,碱浸出率为97. 35%,实现Sb、As和碱高效分离;为提取回收浸出渣中锑资源,通过摇床高效富集回收Sb,回收率为40%~50%,且精矿中As 1%,Sb≥10%,可通过冶炼系统回收;基于酸碱中和原理,浸出液(高砷废碱)进入锑冶炼中烟气脱硫喷淋系统与烟气中SO_2发生反应,烟气中SO_2和As含量达到排放标准,实现浸出碱液和烟气SO_2协同治理目的;向高砷废水加入H_2O_2对砷进行氧化,再加入脱砷剂(生物制剂)与砷发生沉淀反应而脱除,经两段脱砷后,废水中As含量降低至150 mg/m3,脱砷效率分别为88. 4%和92. 5%;产生的脱砷渣采用铁盐稳定剂处理,在添加质量比为9%时固化体As毒性浸出浓度从348. 67 mg/L降至0. 65 mg/L,达到危险废物填埋场入场标准。工业扩大试验结果表明,新工艺可达到以废治废、清洁利用砷碱渣目的。  相似文献   

6.
采用响应曲面法中心组合设计对中和铁盐法处理高砷酸性废水工艺过程进行设计并分析了稀释倍数、铁砷摩尔比、pH值及其交互作用对滤液砷含量的影响,建立了关于滤液砷含量的数学模型。方差分析表明,铁砷摩尔比、pH值对滤液砷含量有较显著影响,建立的数学模型拟合度良好,获得优化工艺参数为稀释倍数1.3、铁砷摩尔比为4、pH值为4,实际值与模型预测值相差0.02%,经处理后废水中砷含量为0.35 mg/L。结果表明模型预测结果可靠有效,应用响应曲面法优化得到中和铁盐法处理高砷废水工艺条件合理可行。  相似文献   

7.
朝鲜平北冶炼厂湿法提砷工艺设计   总被引:1,自引:0,他引:1  
介绍朝鲜平北冶炼厂利用我国湿法提砷技术处理含砷烟尘生产As2 O3的工艺设计。两段分别水浸烟道尘和灰斗尘 ,浸出液经澄清、脱色、浓缩结晶、洗涤等过程产出优质白砷。技术经济指标为 :砷回收率 ,5 8% ;烟道尘浸出率 ,5 8 6% ;灰斗尘浸出率 ,83 14 % ;活性炭粉消耗 ,119kg/t 白砷 ;蒸汽消耗 ,2 40t/t 白砷 ;电能消耗 ,460 0kW·h/t 白砷。废气、废水和废渣分别经过适当的处理 ,不对环境和操作产生污染和影响  相似文献   

8.
蒋霖  伍珍秀  罗翔 《金属矿山》2016,45(4):169-171
以浓度为30%的H2O2作为氧化剂、Fe2(SO43为除砷剂,采用砷酸铁沉淀法对钒铬溶液进行除砷条件试验。结果表明:在反应初始pH=3.0、n(Fe)/n(As)=5、反应温度为40 ℃、反应时间为2 h条件下,钒铬溶液除砷率可达92.07%,钒、铬损失率均在5%以下。最佳除砷条件下获得的钒铬溶液经浓硫酸水解,水解产物沉淀过滤后添加硫酸铵纯化,纯化物烘干后在温度为500 ℃的马弗炉中煅烧3 h,最后得到粉状V2O5,可以满足YB/T 5304-2011中牌号V2O5 98质量要求。  相似文献   

9.
正交方法研究改性膨润土吸附处理含砷废水   总被引:3,自引:0,他引:3  
采用硫酸和高分子絮凝剂聚二甲基二烯丙基氯化铵(PDMDAAC)对膨润土进行改性,通过正交试验研究改性膨润土吸附处理含砷废水.结果表明:在pH值=9,改性膨润土用量为25g/L,吸附半衡时间60min,反应温度为25℃,废水中砷的去除率可达97%以上,处理后砷的剩余浓度达国家第一类污染物排放标准.该工艺简单,成本低廉,具有良好的应用前景.  相似文献   

10.
在Fe-As(Ⅲ)-Cu(Ⅱ)-H2O体系中, 研究了酸性废水中As(Ⅲ)、Cu(Ⅱ)与金属铁粉的反应行为, 考察了反应过程中As在气、液、固三相中的分配比。结果表明, As(Ⅲ)和Cu(Ⅱ)离子被Fe还原为单质As和Cu后, As、Cu进一步结合成Cu5As2等金属间化合物, 从而促进As(Ⅲ)沉淀反应的发生, 且无AsH3生成。在反应时间40min、铁粉过量系数1.2、溶液初始pH=0.0、温度40 ℃、Cu/As摩尔比1.0条件下, As在气、液、固三相中的分配比分别为0、20.7%和79.3%, 沉砷率为79.3%。  相似文献   

11.
随着地下水砷污染问题的加重,砷污染已成为世界普遍关注的问题。为寻求经济合理的除砷技术,采用Fenton试剂氧化—絮凝法进行了水中As(Ⅲ))的去除试验。当废水初始As(Ⅲ)浓度为0.5 mg/L时,试验确定的最佳除砷条件为,调节废水初始pH=3.0、H_2O_2用量10 mg/L、Fe~(2+)与H_2O_2的摩尔比0.2、反应时间10 min,此时As(Ⅲ)去除率为95.17%。采用此最佳条件对赣州某实际废水进行除砷试验表明,As(Ⅲ))去除率可达94.71%,反应后水中As(Ⅲ))浓度为0.004 2 mg/L,低于《GB5749—2006生活饮用水卫生标准》中0.01 mg/L的标准。Fenton氧化—絮凝法除砷是利用Fenton反应产生的中间产物(包括H_2O_2、·OH、O_2·、·HO_2等)将As(Ⅲ)氧化与铁盐絮凝结合起来的一种方法。  相似文献   

12.
两段石灰中和-洗涤-絮凝沉淀法脱除污酸中砷的研究   总被引:1,自引:0,他引:1  
应国民  阴树标  陈雯  李庆超 《矿冶》2017,26(2):71-76
以高砷铜冶炼污酸废水为原料,采用两段石灰中和-洗涤-絮凝沉淀法处理,研究了该工艺除砷原理、影响因素、及效果,讨论了不同终了pH时溶液及渣中砷含量变化情况,洗涤对渣中砷含量变化的影响和絮凝剂PFSS对溶液深度除砷效果的影响。结果表明:一段中和后溶液中砷含量由13.69g/L降到12.90g/L,除砷率仅为5.77%,渣中砷含量为2.80%。用蒸馏水洗涤一段中和渣,液固比为10:1,洗涤5次后,渣中砷含量降至0.06%;用0.1mol/L的Na2CO3溶液洗涤一段中和渣,液固比为10:1,洗涤4次后,渣中砷含量降至0.05%。两者均可使中和渣由固体危废变为普通固废,减少危废排放量25%以上。当溶液pH中和到12.04时,砷的残留量仅为3.6mg/L,除砷率达99.97%,PFSS的滴加可使溶液中砷含量低于0.5mg/L,甚至低于0.01mg/L,出水砷含量满足排放标准。  相似文献   

13.
钨矿选矿过程中加入了大量的水玻璃和油酸,造成废水中残留大量水玻璃,使废水呈现黏稠的胶状,悬浮物难以沉降。目前国内外关于选矿废水处理的研究大多集中在选矿废水中有机选矿药剂的降解和重金属离子的去除,而对难沉降胶体的去除主要以传统的混凝剂聚合氯化铝(PAC)为主。本研究对不同的絮凝剂和助凝剂进行筛选组合并优化实验参数,使处理后选矿废水达到选矿用水水质要求。实验结果表明:基于实际选矿废水水质调研配制的模拟选矿废水pH值为1226,浊度为1 390 NTU,悬浮物(SS)为2 780 mg/L,Zeta电位为-59.9 mV;优化絮凝剂氯化钙(CaCl2)的投加量为500 mg/L,助凝剂1 500万分子量阳离子型聚丙烯酰胺(PAM)的投加量为30 mg/L,450 r/min快速搅拌反应5 min,160 r/min慢速搅拌2 min后静置沉淀20 min,则上清液浊度为7.11 NTU,浊度去除率高达99.48%。  相似文献   

14.
以某混烧准东煤与北塔山煤的660 MW超超临界四角切圆锅炉为研究对象,使用ANSYS FLUENT软件,模拟当准东煤与北塔山煤的混烧质量比分别为8∶2、9∶1和10∶0时,分离燃尽风喷口投用位置对炉膛出口NOx浓度和煤粉燃尽率的影响,确定分离燃尽风的最佳位置。研究表明,各混烧比下,还原区高度为4 m时,炉膛出口NOx浓度和煤粉燃尽率达到最佳值,NOx浓度分别为2270、2403、2605 mg/m3,煤粉燃尽率分别为9877%、9867%、9775%。保持还原区高度4 m不变,改变高低位燃尽风间距,当高低位燃尽风之间的距离为25 m时,炉膛出口NOx浓度和煤粉燃尽率达到最佳值,NOx浓度分别为227010、240300、260525 mg/m3,煤粉燃尽率分别为9877%、9867%、9775%。研究结果可为类似炉型混烧或全烧准东煤提供参考。  相似文献   

15.
周吉奎  喻连香 《金属矿山》2013,42(12):139-142
云南某金矿采用传统氰化工艺生产黄金。为使该矿的含氰废水能达标排放,采用“次氯酸钠两段氧化+活性炭吸附”联合工艺对其进行了除氰试验。结果表明:在一段局部氧化反应的pH=10.5、m(NaClO)∶m(CN-)=2.5,二段完全氧化反应的pH=9.1、m(NaClO)∶m(CN-)=7,两段氧化反应的反应时间均为15 min条件下,废水经次氯酸钠两段氧化,游离氰根含量可由原来的45.01 mg/L下降到0.19 mg/L。两段氧化后的废水再用200 mg/L的活性炭吸附1 h,可使其游离氰根含量<0.05 mg/L,从而达到《生活饮用水卫生标准》和《工业企业设计卫生标准》的要求。  相似文献   

16.
针对目前诱导法脱砷产能不足、脱除率低的问题,开发了电解液含铋复盐沉淀法脱砷新工艺,优化沉淀条件为: 含铋复盐沉淀剂用量Bi/As摩尔比1∶1、温度55 ℃、时间30 min,此时电解液中铜、砷、锑沉淀率分别为4.75%、63.62%和91.30%; 在NaOH浓度50 g/L、液固比5∶1、温度80 ℃,时间0.5 h条件下,碱浸砷浸出率可达78.98%; 沉淀剂再生性能良好,可循环使用; 碱浸液经苛化再生循环利用,经过一次碱浸-苛化,NaOH损失率仅为2.7%。  相似文献   

17.
余彦岚 《金属矿山》2021,50(2):215-220
铅锌有色金属矿选矿废水中残留大量的有机选矿药剂,COD浓度高达165 mg/L,远超废水的国家排放标准,将其直接回用亦会对选矿指标带来不利影响。为降解废水中残留的有机药剂,使其达到排放或回用标准,通过热分解法将四氧化三铁(Fe3O4)纳米颗粒负载于埃洛石天然矿物表面,制备得到Fe3O4/埃洛石复合材料,并将其作为类芬顿反应的催化剂,用于选矿废水的催化降解。试验考察了Fe3O4/埃洛石复合材料制备过程中的升温速率、所制备材料中Fe3O4含量,催化反应中初始pH值、反应温度及H2O2投加量对选矿废水中COD去除效果的影响。结果表明:在热分解升温速率为2~5 ℃/min、Fe3O4含量为35%的条件下合成的复合材料催化性能最佳;在反应温度为30 ℃、初始pH为3、H2O2投加量为10 mmol/L、Fe3O4/埃洛石复合材料用量0.5 g/L的条件下,铅锌选矿废水中COD由165 mg/L降为39 mg/L,去除率达到76.35%,实现了选矿废水中COD的高效、低成本降解,净化后选矿废水达到一级排放标准。  相似文献   

18.
胡瑞彪  梁晓  王星 《现代矿业》2018,34(2):90-93
某高硫高砷含碳金矿石金品位为4.21 g/t,含砷0.82%、含碳0.85%,呈细粒、微细粒嵌布。硫化物包裹金和裸露金占总金的98.31%,金多分布于黄铁矿与石英、绢云母等脉石矿物连生体中。为回收利用矿石中的金,分别进行直接氰化浸出、预处理-氰化浸出、浮选-预处理-氰化浸出试验。结果表明,直接氰化浸出、预处理-氰化浸出金回收指标均较差;原矿经一段磨矿(-0.074 mm 90%)-1粗3精2扫浮选-二段磨矿(-0.038 mm 93%)-1粗3精2扫闭路浮选-尾矿预处理-氰化浸出选别,浮选可获得金品位23.36 g/t、含银96.00 g/t的金精矿,金精矿回收率为6722%,金浸出率23.36%,金总回收率达90.58%,指标较好,可作为该金矿石选矿工艺流程。  相似文献   

19.
董风芝  王苹 《金属矿山》2012,41(2):159-161
针对武汉某化工公司的硫铁矿烧渣进行弱磁选富集铁矿物-化学法除砷试验,结果表明:在磨矿细度为-0.038 mm占80%、磁场强度为160 kA/m的条件下弱磁选1次,所得精矿铁品位为61.91%、铁回收率为92.96%、硫含量为0.682%、砷含量为0.381%;弱磁选精矿以盐酸作浸出药剂,在矿浆浓度为40%、酸固比为1∶25、搅拌强度为300 r/min条件下浸出40 min,滤除废酸后用水清洗3次,最终能够制备出铁品位为63.35%、铁回收率为92.88%、硫含量为0.325%、砷含量为0.083%的铁精粉。如何在保证脱砷效果的同时提高硫的脱除率是需要进一步研究的课题。  相似文献   

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