锌冶炼污酸中汞的脱除试验研究

本文对聚结脱除污酸中汞的工艺技术进行了详细研究,考察了聚结剂添加量、温度、混合时间、气浮时间和酸度等对汞脱除效果的影响,推荐工艺条件为：M201试剂浓度50g/L,添加量为6mL/L-污酸液、温度为室温、混合时间5min、气浮时间10min、通气速度0.1L/min,酸度为33.67 g/L,脱汞率能够达到99%以上,残余汞含量2mg/L;脱砷除率为31.56%,残余砷含量为21.9 mg/L;较好地分离污酸中砷和汞,实现一步除汞。     

胶体聚结高效脱除污酸中汞的试验研究

污酸中的汞主要以颗粒、胶体和离子三种形态存在,其中以胶体态的汞最难去除,M201脱汞剂依靠胶体聚结技术,可实现污酸中胶体态汞的高效脱除,当m(M201)∶m(Hg)=10∶1,混合时间15 min,混合温度30℃,气浮柱通气时间15 min,给气速率0.25 m~3/L,酸度13.86%时,可将污酸中汞的残余浓度降至0.021 mg/L,可达标排放。     

锡盐共沉淀法净化铜电解液工艺研究

采用锡盐共沉淀法从铜电解液中脱除砷、锑、铋,考察了锡价态、反应温度、锡用量、反应时间和溶液酸度等因素对杂质脱除效果的影响。结果表明,硫酸浓度174.04 g/L、铜浓度48.14 g/L、砷浓度16.54 g/L、锑浓度96.77 mg/L、铋浓度44.24 mg/L的电解液中加入锡盐,当净化条件为Sn(Ⅳ)/As质量比1.0、温度80 ℃、搅拌速度500 r/min、反应时间30 min时,As、Sb和Bi脱除率分别达到82.54%、86.63%和98.39%,而Cu和Ni损失率均小于0.2%。     

含正丁胺的废液处理工艺研究

采用吹脱－冷凝－吸收及吹脱－吸收工艺分别处理正丁胺废水和混合含氮（有机氮及无机氮）废水。正丁胺废液经处理后，氮含量由1．7248g/L降至35．40mg/L，氮脱除率达97．95％，COD值由10911mg/L降至285．7mg/L，脱除率达97．38％；混合含氮废水经处理后，氮含量由13．19g/L降至95．2mg/L，氮脱除率达99．28％，COD值由19105mg/L降至269．8mg/L，脱除率达98．59％。     

铜冶炼污酸二级硫化分步除铜、砷工艺研究

为从污酸中二级硫化分步除铜、砷,以湖南某铜冶炼企业污酸为研究对象,在硫化沉淀理论指导下,考察了氧化还原电位(ORP)、硫化剂种类对污酸中铜、砷去除效率的影响。结果表明: 通过控制ORP可以优先选择性硫化沉淀铜。以H₂S为硫化剂,一级ORP为245 mV,二级ORP为10 mV,硫化沉淀后污酸中铜、砷含量分别为0.03 mg/L和0.22 mg/L; 而铜渣中铜、砷含量分别为3.09%和15.9%,砷渣中铜、砷含量分别为0.03%和23.90%,实现了二级硫化分步从污酸中除铜、砷。     

Sb高效富集与As转化稳定化的砷碱渣清洁利用新技术工业试验

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SO₂发生反应,烟气中SO₂和As含量达到排放标准,实现浸出碱液和烟气SO₂协同治理目的;向高砷废水加入H₂O₂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。      

冶炼污酸中铊、砷协同去除实验研究

以山东省某冶炼企业产生的污酸为研究对象,开展氧化-中和-硫化协同处理污酸中铊、砷的试验研究,分别考察了FeS/As质量比、pH值、FeCl₃/FeS摩尔比、温度、反应时间、搅拌强度等因素对污酸中铊、砷去除率的影响。实验得出最优工艺条件为FeCl₃/FeS摩尔比为3/1,FeS/As质量比为3/1,氧化反应pH值为3,硫化反应pH值为8,硫化反应温度为30℃,转速为250r/min,氧化反应和硫化反应时间均为30min。结果表明,最优工艺条件下,铊的浓度由0.64mg/L降至0.004μg/L,砷的浓度由11.23g/L降至5mg/L以下,砷、铊去除率均能达到99.96%。     

铜渣还原-熔分过程中砷的行为特征

对铜渣直接还原和高温熔分过程中砷的行为特性进行了研究。结果表明,直接还原过程中,砷脱除率较低,只有26.0%左右,升高温度、提高配碳量和炉料碱度均不利于砷的脱除,而延长还原时间可促进砷的脱除。在保证球团金属化率的基础上,在还原温度1 300 ℃、C/O比1.2、碱度0.6、还原时间30 min的最优条件下,还原后球团内砷含量最低为0.073%。高温熔分过程中,砷元素富集进入铁相,少部分进入渣相,在保温温度1 455 ℃、CaO添加量4%、CaF₂添加量1%、保温时间30 min时,铁相中砷含量为0.082%。     

高钙高铁煤渣处置含砷污酸的除砷行为及机理

针对重有色冶炼过程中的污酸处置长期存在危废产量大、环境成本高等难题,本文提出一种绿色工艺,结合高铁高钙煤渣特征,提出了高铁高钙煤渣无害化处置含砷污酸的新思路,达到去除污酸中砷离子且生成稳定含砷化合物的目的。研究了污酸与高铁高钙煤渣的在不同条件（加入量、反应时间、初始pH）的反应行为,并借助材料分析手段揭示了除砷机理。结果表明燃煤渣富含钙和铁氧化物,煤渣与污酸具有良好的反应效果和除砷作用。燃煤渣用于污酸除砷,最高除砷率可达98.31%,除砷能力最高可达82.52 mg/g,随着反应时间增加除砷效率和沉淀物稳定性明显提高。初始pH=0.98时,除砷效果最好,并且随着pH升高显著下降。煤渣中氧化铁溶于污酸,释放Fe3+,在氧化条件下沉淀砷酸根离子生成无定形砷酸铁,而后在Si、Al和Ca氧化物保护下,达到除砷固砷目的,形成浸出毒性低于5 mg/L的富砷沉淀渣。      

两段石灰中和-洗涤-絮凝沉淀法脱除污酸中砷的研究

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。     

铜烟灰矿物学基因特性研究及选择性浸出工艺

通过MLA工艺矿物学自动检测技术、X射线荧光光谱、X射线衍射等现代测试技术,对铜烟灰进行了系统的工艺矿物学研究,结果表明,铜烟灰主要成分为铜铅锌铁砷硫酸盐,其中砷主要以硫酸盐和氧化物形式存在,具有良好的浸出特性。研究了液固比、酸度、反应温度、反应时间对砷浸出的影响,结果表明,液固比、酸度是影响砷浸出的重要因素; 在液固比10∶1、酸度100 g/L、反应时间30 min、反应温度60 ℃条件下,砷浸出率达到95%以上。铜烟灰中砷的选择性脱除实现了铜冶炼过程中砷的开路,为主体有价金属(铜、铅、铋等)的协同冶炼创造了良好条件。     

分质回收铜冶炼废酸中酸、砷、铜/锌的电渗析新工艺

为了有效分离冶炼废酸中酸、砷、铜/锌，采用电渗析和双极膜处理模拟废酸，考察了运行时间、酸度、砷初始浓度、铜/锌初始浓度等对酸、砷、铜/锌分离效果的影响，并采用该工艺对铜冶炼废酸进行效果验证，同时对长期使用后的电渗析阴膜、阳膜和双极膜膜面进行分析和表征。结果表明，在运行时间大于80 min、砷浓度小于9 g/L、酸度小于5%、铜/锌浓度小于5 g/L条件下，分质得到含砷、含有价金属盐和含酸的3种溶液，其中砷分离率大于93%、铜/锌回收率大于96%、酸回收率大于97%,且废酸中90%以上的其他金属离子(如Na、K、Mg、Ca等)截留在双极膜盐室，有效实现开路回收酸中无机盐离子；使用近两年后，电渗析膜和双极膜表观形貌无明显变化，无明显沉淀附着。     

艾萨法冶铜过程杂质砷的分布及回收技术现状

摘要：砷是铜冶炼原料中的一种有害元素,砷的化合物存在于不同的冶炼产物中,并且砷的氧化物易挥发,对环境和人体健康危害较大。掌握铜艾萨法冶炼过程中砷分布以及回收工艺是实现砷无害化的关键。通过对艾萨法铜冶工艺中砷元素在投入和产出物料中的占比进行平衡计算。结果表明,其进入到烟尘和硫酸系统中的砷分别占总投入砷量的76.86%和5.54%;结合砷在艾萨法冶炼过程分布特点,介绍了近些年来从含砷烟尘和污酸中处理脱出收砷的一些工艺方法,主要包括火法工艺、湿法工艺、火法-湿法联合工艺及生物法处理工艺。在此基础上,针对未来含砷烟尘和污酸废水提出了真空还原预热脱砷、低温硫化深度脱砷,污酸废水脱砷溶液结合生物法进行进一步的脱砷的新思路。     

氢化物发生—原子荧光法同时测定铁矿石中的砷和汞

采用盐酸-硝酸混合酸消解铁矿石样品,在消解后的样品母液中直接加入硫脲-抗坏血酸混合溶液,以氢化物—原子荧光光谱法同时测定铁矿石中的砷和汞。结果表明,5%的盐酸-硝酸混合酸、20 g/L硼氢化钾溶液能有效保证砷、汞的同时测定,制备的砷、汞标准溶液在21 d内具有稳定性。该方法砷的检出限为0.094μg/L、汞的检出限为0.008 9μg/L,砷检测结果的相对标准偏差(RSD)为0.95%,汞为1.8%。该方法是建立在砷、汞同时测定基础上的一种快速检测方法,具有节约试剂,操作简单,可有效防止试样中待测元素损失,干扰少等优点,能够满足日常检测分析的要求。     

艾萨法炼铜过程中砷的分布及回收技术现状

砷是铜冶炼原料中的一种有害元素。砷的化合物存在于不同的冶炼产物中,并且砷的氧化物易挥发,对环境和人体健康危害较大。掌握铜艾萨法冶炼过程中砷的分布以及回收工艺是实现砷无害化的关键。首先,通过对艾萨法铜冶工艺中砷元素在投入和产出物料中的占比进行平衡计算。结果表明,进入到烟尘和硫酸系统中的砷分别占总投入砷量的76.86%和5.54%;然后,介绍了近些年来从含砷烟尘和污酸中处理脱出收砷的一些工艺方法,主要包括火法工艺、湿法工艺、火法-湿法联合工艺及生物法处理工艺;结合砷在艾萨法冶炼过程分布的特点和现有的处理工艺,针对未来含砷烟尘和污酸废水提出了真空还原预热脱砷、低温硫化深度脱砷,污酸废水脱砷溶液结合生物法进行进一步脱砷的技术思路。     

高铅粗铜火法精炼脱铅技术探讨

针对PS转炉吹炼所产粗铜铅含量高、杂质复杂的问题,在采用金相显微镜和扫描电子显微镜-能谱(SEM-EDS)分析手段分析铅在粗铜中的赋存状态的基础上,采用火法精炼技术脱除高铅粗铜中的铅,对比分析了碱性脱杂剂(含钠钙的高活性碳酸盐)和酸性脱杂剂(含二氧化硅和5%的硼酸钠)对精炼铜品质和铅、砷、锑、铋等杂质脱除的影响。结果表明：PS转炉吹炼所产粗铜中的铅主要以砷锑酸铅(Pb3[(As,Sb)O4]2)形式存在,As与Sb以类质同象相互取代;采用碱性脱杂剂脱铅时的杂质脱除率明显高于采用酸性脱杂剂的,所得精炼铜的杂质含量低;添加粗铜质量0.7%的碱性脱杂剂,在1 210～1 230 ℃、空气流量1.33～1.80 L/min的条件搅动熔体14 min,即可将粗铜中的铅从0.089%降到0.014%,铅、砷、锑、铋杂质的脱除率可分别达到83.93%、96.17%、96.64%、92.80%。研究结果可为粗铜精炼提供参考。     

粉煤灰中汞的水浸脱除研究

粉煤灰中存在重金属汞,在环境中具有迁移的可能性,限制了粉煤灰在生态修复领域的利用。基于汞的赋存状态及其特性,提出了粉煤灰水浸脱汞新思路,采用单因素试验对脱汞新工艺进行了工艺条件的优化,并提出了原位合成水合氧化铝吸附剂的方法对脱汞废液进行净化。结果表明,在优化条件下,即温度为75℃、脱汞时间为2 h、液固比为5时,粉煤灰中汞的脱除率可达80%以上,汞含量可降至约0.1 μg/g,远低于土壤环境质量标准（GB 15618—2018）中土壤污染风险筛选值,大幅降低了粉煤灰生态利用的环境风险。原位合成的吸附剂对脱汞废液中汞的脱除率达到85%左右,净化液中汞的浓度降至2.267 μg/L,低于企业水污染物排放标准限值。      

含氰尾矿浆综合回收治理工程试验研究

采用调酸吹脱法与中和-臭氧氧化法联合处理工艺对东北地区某黄金冶炼企业的含氰尾矿浆进行处理。调酸吹脱法处理最佳工艺参数为加酸量18 m L/L,反应温度38℃,气液比为200∶1,反应吹脱时间为2.0 h,总氰吹脱率在95%以上。中和-臭氧氧化法处理最佳工艺参数为p H值7.5~8.5,石灰乳添加量103.75~126.67 m L/L,臭氧用量4.0 g/(L·h),处理后的废水能够达到《污水综合排放标准》(GB8978—1996)中的一级标准。     

铜电解液含铋复盐沉淀法脱砷新工艺研究

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%。     

普通铁精矿制备超纯铁精矿试验研究

以硫酸与氟化钠混合溶液为浸出剂,采用常压浸出工艺处理普通磁铁精矿制备超纯铁精矿。考察了浸出温度,浸出时间,硫酸浓度,氟化钠浓度,浸出液固比对铁精矿品位、回收率以及二氧化硅脱除率的影响。通过浸出前后主要化学成分对比表明:以硫酸与氟化钠混合液为浸出剂,可以有效除去杂质,提高铁精矿品位,在未加入氟化钠时,主要发生的是碱性氧化物的简单酸溶反应,二氧化硅脱除率较低,铁精矿品位提高不高。加入氟化钠有效可以除去SiO_2,随着氟化钠添加量的增加,铁精矿品位不断提高,同时二氧化硅脱除率明显提高,但氟化钠添加量不宜过多。此外,铁精矿品位浸出时间和浸出液固比的增大而提高,浸出温度不宜过高。浸出过程最佳的条件为温度60℃,浸出时间60 min,硫酸浓度60 g/L,氟化钠浓度12 g/L,液固比3:1。在此条件下SiO_2脱除率为70.53%,可以得到品位71.82%,回收率92.78%的超纯铁精矿。