含砷氢氧化钠溶液综合回收技术研究

在含砷氢氧化钠溶液中加入氧化剂,35℃~60℃反应后,有效分离其中的锑;再加入石灰乳,常温下反应,将其中的碳酸盐、硫酸盐等除去,并且除去其中0%以上的砷;在加热至0℃~100℃,加入相当于砷重量30~50倍的脱砷剂,反应后冷却,静置,过滤,又能将其中的砷除去%以上;再加入硫酸铁,室温下反应,冷却,澄清,得净化的氢氧化钠溶液,其氢氧化钠含量为60g/L~100g/L,砷含量1.0mg/L。将净化后的氢氧化钠溶液浓缩为氢氧化钠含量2%~6%的固体氢氧化钠,砷含量≤0.05%。该技术流程短,操作简单,实现了对含砷1g/L~5g/L的氢氧化钠溶液的净化提纯和再利用。     

中和氧化联合法从沉锗后液中脱除砷的研究

研究采用一段中和-氧化-二段中和工艺从沉锗后液中脱除砷,考察了中和剂种类、中和剂用量、氧化剂用量、温度、时间对砷脱除率的影响。结果表明:采用一段中和-氧化-二段中和工艺在温度70℃、时间1h、高锰酸钾用量0.9 g/L、锌浮渣用量7 g/L条件下,砷脱除率达98.90%,溶液中砷浓度降至7.49 mg/L,中和渣中砷含量达10.03%。     

锰电解液中氯离子的脱除研究

采用氯化亚铜沉淀法脱除锰电解液中的氯离子,通过正交试验和单因素试验考察了反应温度、反应时间、硫酸铜和铁粉用量等因素对氯离子脱除率的影响。结果表明,硫酸铜用量对氯离子脱除率的影响最大,较适宜的脱氯条件为:反应温度40℃,反应时间30min,硫酸铜用量30.0g/L,铁粉用量3.0g/L。在此条件下,氯离子的脱除率为60.8%。     

铜冶炼烟灰砷开路工艺试验研究

针对铜冶炼过程中高砷返料带来的系列问题,研究了熔炼烟灰硫化碱浸开路脱砷。结果表明:含砷烟灰经水浸脱铜—碱浸脱砷,烟灰中砷质量分数降至0.85%,铜质量分数升至15.95%;烟灰碱浸液经苛化,铜、砷质量浓度分别降至0.18g/L和1.63g/L,碱质量浓度由73.6g/L升至98.8g/L,苛化后液可返回碱浸。该工艺可将烟灰中的砷有效开路,同时综合回收其中的铜、铅、锌等有价元素。     

微波消解-氢化物发生-原子荧光光谱法测定二氧化钛中痕量砷和锑

采用HNO3+HCl+HF作为消解试剂,样品经微波消解后,用L-半胱氨酸预还原,以氢化物发生-原子荧光光谱法对二氧化钛中砷和锑进行了分析。探讨了盐酸、硼氢化钾溶液浓度以及样品还原处理对测定结果的影响,确定了实验的最佳测定条件。结果表明,砷、锑在0~25μg/L范围内线性关系良好,线性相关系数均为0.9999,砷和锑的检出限分别为0.058μg/L和0.075μg/L。对5μg/L的砷、锑连续11次进样,测得结果的相对标准偏差分别为0.71%和0.78%。方法用于二氧化钛样品的测定,测定结果与ICP-AES测定结果相符,回收率为96%-108%。     

含砷含铁冶金废水Fenton氧化脱砷处理

采用Fenton预氧化-中和脱砷法对含砷含铁冶金废水进行净化处理,通过单因素试验分别研究了Fenton氧化剂用量、氧化时间对铁氧化率的影响,以及中和脱砷过程药剂用量、反应时间、搅拌速度和反应温度对脱砷效果的影响,并对最优条件的脱砷后液和中和渣与企业工艺参数进行对比。结果表明：向废水中加入5 mL/L过氧化氢(30%)预氧化5 min后,废水中Fe²⁺浓度从2.23 g/L降至0.01 g/L,Fe²⁺氧化率为99.55%。最优脱砷条件为：石灰加入量15 g/L、搅拌速率300 r/min、温度30℃、反应时间50 min,脱砷率为99.9%。中和渣毒性浸出试验结果为0.32 mg/L,满足危险废物浸出毒性鉴别标准(GB 5085.3—2007),实现砷无害化处理。     

氧化酸浸脱砷及稳定化固砷研究

采用氧化酸浸法对高砷冶金废渣进行处理,确定了最佳脱砷工艺。结果表明,在硫酸浓度1mol/L、液固比4∶1、20℃反应4h时,滤渣中砷残留量降低到1%以内。向高砷浸出液中加入还原铁粉进行预处理,并用二价铁氧气氧化法合成晶型良好的砷酸铁固砷材料,经毒性浸出试验检测,完全满足SPLP毒性浸出试验要求,可安全处置。     

湿法炼锌铁渣源头减量技术

以氧化锌烟尘浸出液沉锗后液为原料,氧化锌烟尘为中和剂,高锰酸钾为氧化剂,采用两段逆流中和工艺,实现湿法炼锌铁渣从源头减量。研究表明,在氧化锌烟尘用量5 g/L、反应温度80 ℃、中和反应时间1 h条件下,溶液砷含量从719.20 mg/L降低至8.60 mg/L,砷脱除率达到98.83%,渣量降低至含8 g/L。渣经过艾萨炉炼铅系统处理,实现锌、铅、锗有价金属的回收和砷的集中处置。     

高砷氯化收尘溶液蒸馏脱砷的研究

难选锄中矿经回转窑高温氯化还原挥发产出的收尘溶液,采取还原—减压蒸馏—冷凝结晶的工艺流程,可有效地脱除溶液中的砷,其分离效率为99％以上,并以白砷产品形式回收。蒸馏残液中有价金属离子浓度富集了4～6倍,便于集中分别回收。研究结果表明,减压蒸馏脱砷法对于高砷工业溶液,是变害为利、便于综合回收有价金属的有效途径。     

新型TMT-硫酸铁固定剂对重金属污染土壤的修复研究

以新型TMT（三巯基均三嗪三钠盐）-硫酸铁复配混合物为化学固定剂,考察了其对湖南郴州某重金属污染土壤中铅、镉、砷的固定效果.结果表明,单一使用TMT（含15 %（质量分数）TMT的水溶液）为固定剂时,土壤中的有效态铅、镉去除率高于60 %,但对砷没有固定效果.使用TMT-硫酸铁复配固定剂时,控制硫酸铁投加量为35.7 g/kg,TMT投加量为0.1 L/kg时,有效态铅、镉去除率达到90 %以上.随着土壤含水量的增加,土壤中有效态铅、镉的含量显著降低.当控制硫酸铁投加量为35.7 g/kg,TMT投加量为0.04 L/kg,控制土壤含水量至田间持水量的70 %,固定60 d,有效态铅、镉的去除率在80 %以上,有效态砷的去除率可达到60 %.      

Chemical and electrochemical basis of bioleaching processes

The bioleaching of sulfide minerals involves electrochemical and chemical reactions of the mineral with the leach liquor and the extra-cellular polysaccharide layers on the microorganisms. The microorganisms derive energy by oxidising the sulfur moiety and ferrous iron, which can be interpreted using electrochemistry and chemiosmotic theory. Recently, significant advances have been made in understanding the mechanism by which the bioleaching of sulfide minerals occurs. Kinetic models based on the proposed mechanism are being used successfully to predict the performance of continuous bioleach reactors. The measurement of oxygen and carbon dioxide consumption rates together with the measurement of redox potentials has led to this further elucidation of the mechanism of bioleaching of sulfide minerals and enabled the kinetics of the sub-processes involved to be determined separately. It has been shown that bioleaching involves at least three important sub-processes, viz., attack of the sulfide mineral, microbial oxidation of ferrous iron and some sulfur moiety. The overall process occurs via one of two pathways depending on the nature of the sulfide mineral, a pathway via thiosulfate resulting in sulfate being formed or a polythionate pathway resulting in the formation of elemental sulfur. For the case of pyrite, the primary attack of the sulfide mineral is a chemical ferric leach producing ferrous iron. The role of the bacteria is to re-oxidise the ferrous iron back to the ferric form and maintain a high redox potential as well as oxidising the elemental sulfur that is formed in some cases. The first two sub-processes of chemical ferric reaction with the mineral and bacterial oxidation of the ferrous iron are linked by the redox potential. The sub-processes are in equilibrium when the rate of iron turnover between the mineral and the bacteria is balanced. Rate equations based on redox potential or ferric/ferrous-iron ratio have been used to describe the kinetics of these sub-processes. The kinetics have been described as a function of the ferric/ferrous-iron ratio or redox potential which enables the interactions of the two sub-processes to be linked at a particular redox potential through the rate of ferrous iron turn-over. The use of these models in predicting bioleach behaviour for pyrite is presented and discussed. The model is able to predict which bacterial species will predominate at a particular redox potential in the presence of a particular mineral, and which mineral will be preferentially leached. The leach rate and steady state redox potential can be predicted from the bacterial to mineral ratio. The implications of this model on bioleach reactor design and operation are discussed. Research on the chemistry and electrochemistry of the ferric leaching of sulfide minerals and an electrochemical mechanism for ferrous iron oxidation based on chemiosmotic theory will be presented and reviewed.     

闪速熔炼炉水淬渣排水降As的工业试验

针对闪速炉水淬渣排水砷含量高的特点,提出将整体水淬渣水作为治理对象,用投加硫酸亚铁作为铁砷共沉淀,促使水中的砷离子形成絮状沉淀物的处理工艺。该工艺能够有效地降低水淬渣水中砷的含量,处理后砷含量符合后续工艺中的要求,使最终排外废水砷含量低于国家标准。     

含砷氰化尾渣的固砷试验研究

将含砷氰化尾渣经过破氰处理后,再进行固砷。考察了硫酸亚铁用量、反应时间及矿浆初始pH对固砷效果的影响。结果表明,较优的固砷条件为:每吨尾渣硫酸亚铁用量110kg、反应时间2h、矿浆初始pH=10。在此条件下,对得到的固砷渣进行了浸出毒性试验,浸出液中总砷含量0.32mg/L,小于2.5mg/L的控制限值,可进入尾矿库处置。     

锌焙砂热酸浸出液还原-中和沉铟的工艺试验研究

针对高铁高铟锌焙砂的热酸浸出液,进行了还原-中和沉铟工艺条件试验研究,确定了最佳工艺条件,其中还原过程:硫化锌精矿过量系数1.3,酸度60 g/L,反应温度90℃,反应时间4 h,还原后液Fe3+浓度小于1.0 g/L;中和沉铟过程:反应pH4.0,反应温度60℃,反应时间30 min,采用该条件,在浸出液中铟含量0.15 mg/L情况下,铁还原率93.81%,中和沉铟率99.80%,渣含铟0.36%。采用还原-中和沉铟工艺,既可有效回收铟,又利于下一步针铁矿沉铁。     

高含铁南非氧化锰矿浸出除钾钠试验研究

高纯硫酸锰行业采用氧化锰矿还原焙烧后浸出制取硫酸锰溶液,通常在除钾钠过程中需要额外加入大量的硫酸亚铁,成本较高。本文中介绍采用含铁量较高的南非氧化锰矿焙烧后浸出的试验,在除钾钠过程中不额外添加硫酸亚铁,仅利用矿石中含铁成分进行溶液中钾钠的去除,试验表明除钾钠效果良好,滤液钾含量2.4mg/l,钠含量5.4mg/l。     

过氧化氢氧化-亚铁盐沉淀联合工艺处理含氰尾矿试验研究

某金精矿冶炼企业含氰尾矿中总氰化合物及砷含量较高,采用过氧化氢氧化—亚铁盐沉淀联合工艺对其进行无害化处理,并对试验条件进行了优化。最佳试验参数:除氰阶段为过氧化氢用量2.0 mL/L,pH值6.0~6.5,反应时间2 h;除砷阶段为七水硫酸亚铁用量0.50 g/L,过氧化氢用量1.0 mL/L,pH值6.0~6.5,反应时间1 h。处理后的含氰尾矿压滤渣毒性浸出液中的总氰化合物和砷质量浓度均稳定低于HJ 943—2018《黄金行业氰渣污染控制技术规范》尾矿库处置标准要求,实现尾矿库堆存。     

加压氧化浸出工艺的机理研究

加压浸出法具有流程短、砷浸出率高、浸出时间短及无SO2等有毒物质产生的优点,是预处理含硫、砷金矿石或金精矿的有效手段.在酸性介质中,硫化物、铁化合物与砷化物发生高温氧化的主要反应包括3种形式:硫化物全部被氧化成硫或硫酸盐,反应过程中产生的Fe2+被氧化成Fe3+,砷被氧化成砷酸盐.随着易处理矿石资源日益减少,加压浸出法...     

Novel atmospheric scorodite synthesis by oxidation of ferrous sulfate solution. Part I

A new atmospheric scorodite synthesis process was investigated. A large size and good crystalline scorodite was precipitated at 95 °C even in a short time of 1 to 7 h when ferrous ions were oxidized by oxygen gas in the presence of As(V) ion with concentrations as high as 50 g/L As in sulfuric acid solution. The key point of the process is the ferrous state of iron in solution and the oxidation of ferrous ions during the scorodite precipitation. This scorodite has a particle size of 15 μm with approximately 10% moisture content (wet base) even under atmospheric conditions. The arsenic content was about 30% by mass. The results of the leach test are very desirable. The process can be applied to a primary smelter which produces copper, zinc, lead and other secondary materials.     

银金混合精矿中 砷的细菌脱除

万年银金矿混合精矿系高砷精矿。经实验室详细研究,该精矿中的砷经细菌氧化处理后可脱除90％以上(即可使精矿含砷量由原近20％降至<2％)。关键因素是选用菌种要能对毒砂氧化力强、必须伴有Fe~(3+)7～8g/L的酸性硫酸高铁溶液、精矿粒度要细(至少-320目占80％以上)以及矿浆浓度较低(5～6％)。     

钕铁硼磁材二次废料制备高纯硫酸亚铁

钕铁硼磁材废料经回收稀土后产生大量的二次废料,针对该废料含铁量高的特点,对废料中的铁元素提取进行了相关研究,铁元素以硫酸亚铁产品形式回收。酸浸提铁阶段考察了酸浓度、浸提温度、反应时间、液固比(酸体积/废渣质量)、浸取次数等因素对铁离子浸出效果的影响,通过单因素实验得到较优的酸浸工艺参数：硫酸浓度6 mol/L、浸提温度80℃、反应时间120 min、液固比4∶1(mL/g)和浸取次数2次,在此条件下铁的浸出率约为97.8%。还原阶段考察了温度、反应时间及废铁屑过量系数等因素对Fe³⁺转化为Fe²⁺效果的影响,得到较优的还原工艺参数：还原温度为80℃、反应时间为120 min和废铁屑过量系数为1.2,在此优化条件下,Fe³⁺转化为Fe²⁺的转化率约为97.69%。最终采用浓缩、冷却结晶、重结晶的方法制得硫酸亚铁产品,产品纯度99.92%。