混合型捕收剂（共4篇）
混合型捕收剂 篇1
摘要：针对某种低品位钛铁矿,该矿通过原矿分级-强磁-重选-混合强磁流程获得。根据入浮原矿的性质,采用攀枝花地区某选厂的粗、细粒捕收剂按照一定比例进行配制后的混合捕收剂对其进行回收。研究结果表明,混合捕收剂具有的选择性和捕收能力均高于某一种粗或细粒捕收剂的优点,大大提高了粗钛精矿的产率和品位,有利于精矿作业,最终获得Ti O2品位达到47%以上的钛精矿,提高了钛精矿的回收率。
关键词：低品位钛铁矿,混合捕收剂,浮选
中国钛资源居世界之首,储量占世界的40% ,其中90% 以上在攀枝花地区。目前该地区主要对Ti O2含量8% 以上的选铁尾矿进行钛铁矿的回收利用。随着钛资源需求的日益扩大,该地区还尚存大量含钛更低的选铁尾矿急待开发利用[1,2]。由于该类型资源含钛量更低,Ti O2含量在2% ~ 6% 之间,再加上复杂的矿物组成及嵌布关系,造成该类型资源的钛铁矿回收率低,回收成本高。目前攀枝花钛铁矿回收工艺流程主要采用粗细分级分开选别,粗粒浮选采用粗粒MOH捕收剂,细粒浮选采用细粒MOH捕收剂[3,4]。为经济高效地回收低品位钛铁矿,通过研究采用一种新工艺流程原矿分级 - 强磁- 重选 - 混合强磁 - 浮选对该类型钛铁矿进行回收。而该新工艺流程获得的入浮原矿是混合粗、细强磁精矿,混合入浮原矿利用目前该地区使用的单一粗粒或细粒MOH捕收剂进行回收,最终获得的钛精矿无论是品位,还是回收率,均不理想,无法达到高效利用钛资源的目的。因此本文针对攀枝花某低品位钛铁矿新工艺流程获得入浮原矿,根据入浮原矿性质,利用粗、细粒捕收剂配比混合对其中钛铁矿进行回收利用的选矿试验研究[5]。
1 原料性质
1. 1 多元素分析
原料的多元素分析结果见表1。
从表1可知,原料中钛为主要回收对象,其品位为14. 01% ,相较于常规钛铁矿浮选原矿品位较低,脉石矿物为硅盐和铝盐。
1. 2 粒度组成
原料粒度组成见表2。
从表2可知,原料中 - 0. 098 mm 68. 10% ,说明该矿细粒级含量较高,因此浮选时考虑捕收剂配比时,细粒MOH捕收剂居多。
1. 3 原料矿物组成
原料中主要金属矿物为钛铁矿、钛磁铁矿及少量的黄铁矿,主要脉石为橄榄石和辉石,其次为角闪石、长石。矿物组成及含量见表3。
2 试验方法与药剂
采用单因素试验方法,原则流程见图1。选用攀枝花某选厂的粗、细粒MOH作为捕收剂,硫酸作为抑制剂,黄药作为浮硫药剂,2#油作为起泡剂。
3 试验结果与分析
3. 1 捕收剂药剂配比试验
由原料粒度组成结果可看出,各粒级分布较均匀。粗粒MOH捕收剂主要针对 + 0. 098 mm效果较好,而细粒捕收剂则针对 - 0. 098 mm效果较好,为探索合适的捕收剂进行浮选,改变捕收剂类型和配比,采用浮硫后进行浮钛粗选流程试验,捕收剂粗∶细配比结果见表4,试验结果见图2。
从图2结果可看出,采用1∶3粗细混合MOH捕收剂所获得的粗钛精矿产率和品位都比其他类型捕收剂的好,说明1∶3粗细混合MOH捕收剂更适用于粗细混合浮选的矿样,这也充分体现捕收性能较好的粗粒捕收剂与选择性能较好的细粒捕收剂混合可兼顾药剂的两种性能。
3. 2 捕收剂用量试验
选择捕收剂类型为1∶3粗细混合捕收剂,捕收剂为变量,考察混合捕收剂用量对钛浮选指标的影响。试验结果见图3。
从图3可看出,随着捕收剂用量的增加,粗钛精矿的回收率不断提高,捕收剂用量为2000 g /t时浮选综合指标较好,确定混合捕收剂用量为2000 g /t。
3. 3 抑制剂用量试验
确定混合捕收剂用量为2000 g /t,抑制剂硫酸为变量,考察硫酸用量对钛浮选指标的影响。试验结果见图4。
从图4可看出,抑制剂硫酸用量为3000 g /t时,浮选综合指标较好,确定硫酸用量为3000 g /t。
3. 4 开路流程试验
根据条件试验结果,进行开路流程试验,试验结果见表5。
3. 5 闭路流程试验
根据开路试验结果,进行闭路流程试验。闭路试验结果见表6,闭路试验数质量流程见图4,精矿产品检查结果见表7。
试验结果表明,采用1∶3粗细混合捕收剂,大大提高了钛精矿的产率和回收率,获得了优异的选矿指标。
4 结语
由于该矿矿石性质复杂,且钛品位较低,采用常规的粗粒或细粒捕收剂进行浮选效果不佳,针对该矿的浮选制度探讨,粗粒捕收剂MOH对粒径 +0. 098 mm的矿样捕收效果较好,而细粒捕收剂MOH对粒径 - 0. 098 mm的矿样捕收效果较好,根据原料粒度组成,采用粗细粒MOH捕收剂配比混合,大大提高了粗钛精矿的产率和品位,有利于精选作业,最终获得Ti O2品位达到47% 以上的钛精矿,而且达到提高了钛精矿回收率的目的。
萤石捕收剂试用的研究 篇2
矿区位于内蒙古自治区锡林浩特市南西约38公里。区内地形起伏不大, 属低山丘陵区。水系不发育, 地形切割较差。海拔高度1130-1276.7米, 比高50-140米。据锡林浩特气象台资料, 年平均降水量298毫米, 且60%以上集中在6-8月份。年平均蒸发量为1707毫米, 夏季较热, 最高气温为37.5℃;冬季严寒, 最低气温达-37.7℃。气温昼夜及年变幅度大, 年变幅达72.7℃。年平均气温2.14℃;属内陆半干旱气候带。由于一年四季温差过大, 浮选药剂使用油酸, 温度要求高, 达35℃, 所以试用新药剂YF-01做捕收剂与油酸混用的方法。
一、试用方法的研究
1. 原矿性质
试验用萤石矿属于硅酸盐型萤石矿。矿石主要成分为萤石和石英, 实验采自3个井口, 原矿品位35.61%、36.02%、35.09%, 原矿品位平均35.57%。
2. 浮选工艺流程
根据现场工艺流程, 一段磨矿, φ2100×4000球磨机, 磨矿细度控制在-200目含量75%左右;一次粗选二次扫选六次精选, 中矿顺序返回的浮选流程, 浮选机SF-4.
3. 选矿药剂
实验1:采用20℃, 单一使用油酸做起泡剂和捕收剂, 用量1.15kg/吨原矿;纯碱做调整剂, 用量0.55kg/吨原矿;水玻璃做调整剂, 用量0.9kg/吨原矿。试验时间3班, 24小时, 统计数据。;
实验2:采用30℃, 单一使用油酸做起泡剂和捕收剂, 用量1.15kg/吨原矿;纯碱做调整剂, 用量0.55kg/吨原矿;水玻璃做调整剂, 用量0.9kg/吨原矿。试验时间3班, 24小时, 统计数据;
实验3:采用20℃, 使用YF-01与油酸混合做捕收剂, 用量0.05kg/吨原矿;油酸做起泡剂, 用量1.15kg/吨原矿;纯碱做调整剂, 用量0.55kg/吨原矿;水玻璃做调整剂, 用量0.9kg/吨原矿。试验时间3班, 24小时, 统计数据;
实验4:采用30℃, 使用YF-01与油酸混合做捕收剂, 用量0.05kg/吨原矿;油酸做起泡剂, 用量1.15kg/吨原矿;纯碱做调整剂, 用量0.55kg/吨原矿;水玻璃做调整剂, 用量0.9kg/吨原矿。试验时间3班, 24小时, 统计数据。
二、实验结果与讨论
结果讨论:实验1中采用单一使用油酸做起泡剂和捕收剂, 在20℃的时候, 精矿回收率为72.08%, 实验2中采用单一使用油酸做起泡剂和捕收剂, 在30℃的时候, 精矿回收率为79.82%, 实验3中采用FY-01与油酸混合做捕收剂, 油酸单一做药剂, 在20℃的时候, 精矿回收率为80.31%, 实验4中采用YF-01与油酸混合做捕收剂, 油酸单一做药剂, 在30℃的时候, 精矿回收率为86.19%。由上述数据可以看出, 当使用YF-01与油酸混合做捕收剂, 油酸单一做药剂的时候, 回收率比同样条件下提高了8.23%和6.37%。可见, YF-01与油酸的混用更能有效的捕收萤石, 提高了浮选回收率, 但是精矿品位也下降了, 不过不影响销售, 只要控制好药剂用量, 精矿品位可以达到销售要求。
结论
药剂制度是选矿工艺中重要的因素之一, 在其它工艺流程条件不变的条件下, 使用正确的药剂制度会提高精矿的回收率, 在增加经济指标的同时也增加的资源的回收, 符合现在资源减少的情况下综合回收金属的目的。本次试用的YF-01和油酸混合做捕收剂, 经过4个实验, 证明了混合使用捕收剂的捕收效果要好于单一使用油酸做捕收剂的效果, 提高了精矿回收率, 增加了经济产值。
参考文献
[1]中冶京诚工程技术有限公司, 内蒙古锡林浩特市中钢集团锡林浩特萤石矿选矿厂初步设计.
龙蟒MPF浮钛捕收剂研究与应用 篇3
1 试验样品
1. 1 样品制备
本次试验入浮样品取自四川龙蟒矿冶有限责任公司二选厂现场,晾干、混匀、缩分后制取试验样品,样品的X-荧光分析结果见表1。
由表1可以看出,样品含S 0. 43% 、Co 0. 01% 、Ni 0. 04% ,表明矿山开采已经进入了中深部分,根据长期的研究,钛的浮选将会复杂化。寻找高效的浮钛捕收剂使浮钛选矿指标提升到一定高度有重大意义。
1. 2 筛分分析
对样品进行了筛分分析,结果见表2。
由表2可以看出,- 0. 030 + 0. 15 mm各个粒级中,Ti O2品位从21. 47% 到25. 02% ,且分布均匀,和钛铁矿浮选的工艺粒度0. 150 mm相比要粗的多,所以要得到好的浮钛指标必须在粗粒上下功夫,全面兼顾各个粒级。
2 龙蟒 MPF 浮钛捕收剂的开发与应用
2. 1 浮钛捕收剂的研制
浮钛捕收剂MPF是四川龙蟒集团公司多年从现场实践到实验室研究的结晶,经过近两年的视验室试验,对多种药剂进行了筛选,最终确认出A、B、C、D和E五类药剂,A类药剂对钛铁矿捕收能力强,同时有一定的选择性,B类药剂具有调节酸碱度,保证药剂在溶液中有一定的溶解性,C类药剂具有很好的协同能力,能加强A类药剂对钛铁矿的捕收,D类药剂是传统的氧化矿类捕收剂,成本低,和A与C有良好的协同作用,E类药剂对浮选泡沫有一定的分散能力,能保证浮选钛铁矿时既有高的回收率,而且能控制合理经济的钛精矿品位,通过选矿协同效应合理调配而成。
2. 2 浮选开路对比试验
本次开路试验的目的是通过先浮硫后一粗一扫三次精选的工艺流程与参照药剂MOH进行对比,寻找最优浮钛捕收剂,得到满足龙蟒集团公司现场生产的需要。试验流程见图1,不同捕收剂用量及种类对比试验结果分别见表3、4。
由表3、4可知,采用同一工艺流程,在不同种类捕收剂相同用量的条件下,龙蟒MPF优于MOH,MPF开路钛精矿产率和回收率高于MOH,MPF表现出较强的捕收能力。
2. 3 浮选闭路对比试验
根据开路条件试验结果,选择荆江浮钛捕收剂MOH用量为2. 8 kg / t与龙蟒MPF浮钛捕收剂用量2. 3 kg / t进行先浮硫后一粗一扫三次精选闭路试验对比。试验流程见图2,试验结果见表5。
由表5可知,MPF的选择性和捕收性均比MOH好,表现在MPF闭路指标钛精矿产率42. 24% 、品位46. 03% 、回收率81. 53% ,尾矿品位6. 66% ; 而MOH闭路指标钛精矿产率39. 86% 、品位45. 26% 、回收率77. 60% ,尾矿品位7. 87% 。龙蟒MPF优于MOH,捕收剂可以投入工业化生产和现场中试进一步验证。
3 闭路试验产品检查
3. 1 闭路试验精矿和尾矿 X-荧光分析
为了能更好的说明MPF浮钛捕收剂的优越性,对MPF和MOH浮钛捕收剂闭路试验的钛精矿和尾矿进行产品检查分析,X-荧光分析结果见表6。由表6可以看出,两者钛精矿的品质几乎一样,但是Mg O在钛精矿中得到了富集,在入浮物料和两者浮选尾矿中都是微量,说明在红格矿影响钛的浮选和钛精矿品质的矿物是橄榄石,今后如何最大限度除掉橄榄石和辉石将是一个重大课题。
3. 2 闭路试验精矿筛析结果
闭路试验钛精矿筛析结果见表7。由表7可以看出,龙蟒MPF选择性和捕收性优于MOH,表现在粗粒级 +0. 150 mm和 + 0. 100 mm MPF分布率分别高出1. 53% 和6. 83%,在细粒级 + 0. 030 mm和 - 0. 030mm MPF含Ti O2分别高出1. 72%和1. 67%。这样与龙蟒MPF和MOH闭路时龙蟒MPF钛精矿品位和回收率高于MOH分别0. 77%和3. 93%相吻合。
3. 3 闭路试验尾矿筛析结果
闭路试验尾矿筛析结果见表8。由表8仍然可以看出,龙蟒MPF对粗粒级捕收性优于MOH,表现在粗粒级 + 0. 150 mm、+ 0. 100 mm和 + 0. 074 mmMPF尾矿含Ti O2分别比MOH低2. 61% 、1. 89% 和0. 28% ,在细粒级 + 0. 045 mm、+ 0. 030 mm和 -0. 030 mm两者含Ti O2几乎一样。也就是说龙蟒MPF对粗粒级钛铁矿有强力的捕收能力。
4 结论
( 1) 应用选矿协同效应成功研制出龙蟒浮钛捕收剂MPF。
( 2) 开路试验表明,龙蟒MPF优于MOH,表现在捕收剂相同用量下,MPF表现出强的捕收能力。闭路试验时,龙蟒MPF和MOH两者耐酸性相当,龙蟒MPF的选择性和捕收性优于MOH。
( 3) X-荧光分析结果表明,两者钛精矿的品质几乎一样,都能得到合格产品。
( 4) 对闭路钛精矿产品检查表明,龙蟒MPF选择性和捕收性优于MOH,与龙蟒MPF和MOH闭路时龙蟒MPF钛精矿品位和回收率高于MOH分别0. 77% 和3. 93% 相吻合。
混合型捕收剂 篇4
以大冶有色金属公司铜冶炼厂电解车间的废水为研究对象,重点研究浮选捕收剂乙基黄药的用量、慢速搅拌时间、快速搅拌时间和pH值等因素对废水中的重金属去除率的影响以及捕集的机理分析。
1 试验部分
1.1 仪器和试剂
试验所用仪器:SHZ-D型循环水式真空泵,AB204-N型电子天平,SKFO-01型电热恒温鼓风干燥箱,雷磁pHS-3C型pH计,JJ六联电动搅拌器,JSM-5610LV型扫描电镜(SEM),电感耦合等离子体发射光谱仪(ICP-AES),Niconet公司410型红外光谱仪。
试验药品:硫酸、氢氧化钠均为分析纯,乙基黄药(青岛澳东有限公司)。
1.2 试验方法
1)试验所用废水取自湖北省黄石市大冶有色金属公司铜冶炼厂电解车间,其水质分析见表1。
2)试验前配制10%的乙基黄药溶液,取100 m L水样加入到250 m L的烧杯中,然后加入乙基黄药溶液,在不同投加量、快速搅拌时间、慢速搅拌时间、p H条件下反应,待静置后抽滤,用ICP-AES法测定滤液中重金属的含量,按下列公式计算重金属离子的去除率:
(1-1)式中:η—重金属离子的吸附去除率,%;
Co—吸附前溶液中重金属离子的初始浓度,mg/L;
Ce-—吸附后溶液中重金属离子的残余浓度,mg/L。
3)用ICP-AES法测定反应后废水中的重金属离子含量,仪器ICAP6000对Cu2+、Pb2+、Zn2+、Cd2+、Ni2+的检出限分别为1ng/m L,1~5ng/m L,0.5ng/m L,0.5ng/m L,1ng/m L。
2 结果与讨论
2.1 电解铜废水处理中捕集条件的探讨
2.1.1 浮选捕收剂投加量对重金属捕集效果的影响
在乙基黄药用量分别为5.0 m L/L、10.0 m L/L、15.0 m L/L、20.0 m L/L、25.0 m L/L、30.0 m L/L的条件下,快速搅拌1 min、慢速搅拌10 min,静置、抽滤后分析滤液中残留的重金属离子浓度,计算重金属去除率,结果见图。
由图1可知,刚开始时,滤液中残留离子浓度随乙基黄药用量的增加而降低,对Cu2+、Pb2+、Cd2+、Ni2+四种离子的去除率随乙基黄药用量的增加而逐渐提高,最后基本保持不变。当用量增加至10.0m L/L后继续增加对Cu2+、Pb2+、Cd2+、Ni2+四种离子的去除率的影响不大,Zn2+离子在用量为5.0 m L时去除率较低,随着用量的增加对Zn2+离子的去除率也逐渐提高,但考虑用量及成本的问题,确定乙基黄药的投加量为20.0 m L/L。
2.1.2 快速搅拌时间对重金属捕集效果的影响
在2.1.1条件下,分别快速搅拌0.5 min、1.0min、1.5 min、2.0 min、2.5 min、3.0 min,慢速搅拌10 min,反应后静置、抽滤分析滤液中残留的重金属离子浓度,计算重金属去除率,结果见图2。
由图2可知,随着快速搅拌时间的增加(>0.5min),滤液中的残余离子浓度和重金属的去除率基本不变,说明快速搅拌时间对重金属的去除率影响不大,乙基黄药能在短时间内完成对Cu2+、Pb2+、Zn2+、Cd2+、Ni2+四种离子的捕集,捕集后大部分去除率在99%以上,综合考虑后取乙基黄药快速搅拌时间为1.5 min。
2.1.3 慢速搅拌时间对重金属捕集效果的影响
在2.1.1和2.1.2条件下,分别取慢速搅拌时间为5 min、10 min、15 min、20 min、25 min和30min,。反应后静置、抽滤分析滤液中残留的重金属离子浓度,计算重金属去除率,结果见图3。
由图3可知,随着慢速搅拌时间的增加(>5min),滤液中的残余离子浓度和重金属的去除率均变化不大,说明慢速搅拌时间对重金属的捕集效果影响不大,乙基黄药在较短的时间内就能与废水中Cu2+、Pb2+、Cd2+、Ni2+四种离子结合生成稳定的重金属螯合物,但对Zn2+离子的去除率明显低于其他四种离子,反应后滤液中的重金属离子浓度均低于国家排放标准的限定值。考虑到实际应用中药剂量少,废水量大,药剂与废水充分接触需要一定时间,搅拌时间一般采用10~15 min为宜,综合考虑后本研究采用慢速搅拌时间为10 min。
2.1.4 pH值对重金属捕集效果的影响
在2.1.1~2.1.3条件下,调节废水pH分别为2.6、3.6、4.6、5.6、6.6、7.6,反应后静置、抽滤分析滤液中残留的重金属离子浓度,计算重金属去除率,结果见图4。
由图4可知,随pH值升高(pH>2.6),滤液中的Cu2+、Cd2+、Ni2+三种离子浓度和重金属离子的去除率的变化较小,Pb2+、Zn2+两种离子去除率随着pH值升高而提高,说明用乙基黄药处理电解废水时pH值对大部分离子处理效果影响不大,残余重金属离子很少,而且处理后废水中的Cu2+、Pb2+、Zn2+、Cd2+、Ni2+的残留浓度均达到了GB8978-2002的限定值,考虑到废水综合排放标准的pH值为6~9,实际中提高pH会增加成本,故确定pH值为6.6。
2.2 乙基黄药捕集重金属的机理及稳定性分析
2.2.1 红外光谱分析
采用Nicolet型红外光谱仪,在室温条件下以KBr压片法对乙基黄药及污泥产物进行红外光谱检测,扫描范围为500~4000 cm-1,所得到的红外光谱图见图5。
由图5可知在1634 cm-1附近的吸收峰为乙基黄药的–C=S–的伸缩振动吸收峰。从图5对比可知,乙基黄药的内部结构没有变化,金属离子对配位基的特征吸收几乎无影响,说明用乙基黄药处理后,其内部结构没有变化,发生的反应是金属离子间的交换吸附。从而也可得出,有机金属化合物在(4000~400cm-1)的吸收主要由配位基的伸缩和弯曲振动所引起。
2.2.2 乙基黄药与重金属离子反应过程
乙基黄药属于黄原酸盐类捕收剂,黄原酸盐俗称“黄药”,黄药可视为碳酸(盐)的衍生物,属烃基二硫代碳酸盐,即两个硫原子取代了碳原子,烃基取代了其中一个氢原子的生成物。二硫代碳酸基是黄药的亲固基,起捕收作用的有效成分主要是二硫代碳酸基,所以黄药也是一类阴离子型捕收剂。
黄药的分子结构式为:
由上式看出黄药分子式具有三维空间结构,中心核原子碳位于中央,上为联接氧原子,下为两个硫原子,黄药分子吸附重金属离子后,虽然主要通过烃基起疏水作用,但黄药三维空间结构实体要占据螯合物的一定表面积,这样可减少螯合物表面与水分子间的作用区域,此外,它还能使水分子与螯合物表面间隔一定距离,这些都有助于削弱矿物表面与水分子间的作用力。
黄药对重金属离子的选择性及吸附固着强度与非极性基直接相关,但与极性基、尤其是与极性基负二价活性硫原子的关系更为密切,其基本特点是:离子半径很大,极化率很高。所以它易与一些具有较强极化力和本身又容易极化变形的金属阳离子结合,形成比较牢固的化学键。乙基黄药与重金属离子(以Pb2+为例)的反应方程式为:
2.2.3 乙基黄药对重金属的捕集量
重金属螯合物沉淀的产生与其溶度积有关系,根据重金属螯合物的溶度积常数Cu2+=5.2×10-20,Pb2+=1.7×10-17,Cd2+=2.6×10-14,Ni2+=1.4×10-12,Zn2+=4.9×10-9,溶度积越小,其捕集量越大,可知理论上的捕集效率为Cu2+﹥Pb2+﹥Cd2+﹥Ni2+﹥Zn2+,其实际捕集量见表2。
注:“微”表示剩余离子浓度低于检出下限。
由表2可以看出,在较优条件下乙基黄药对重金属离子的捕集量关系即可得到重金属离子的实际捕集规律[9]为:Cu2+﹥Ni2+﹥Zn2+﹥Pb2+﹥Cd2+。
2.2.4 处理后污泥产物的扫描电镜分析
条件试验表明浮选捕收剂乙基黄药处理电解废水效果较好,同时本研究也选择了效果不错的硫化钠与其比较[10],硫化钠与重金属反应生成硫化物沉淀也能很好地处理重金属废水。在3个250 m L的烧杯中,分别加入100 m L pH为6.6的废水,然后分别加入等当量的乙基黄药和Na2S,慢搅1 min,再快搅10 min。观察沉降效果并采用JSM-5610LV型扫描电镜观察浮选捕收剂乙基黄药与Na2S处理后的污泥产物表面的形貌,结果如图6所示。
从电镜分析可以看出硫化物沉淀颗粒较圆滑,而乙基黄药螯合物表面粗糙、凹陷。硫化物沉淀颗粒较均匀,基本上在55μm附近,说明硫化物沉淀物的颗粒小,易形成胶体[11]。而乙基黄药沉淀不规则,而且颗粒大小不同,沉淀时,小颗粒可以填满大颗粒间的缝隙,减少了污泥产量,所以乙基黄药的捕集效果要优于硫化钠。
实际比较中,硫化钠沉降时间几乎是乙基黄药的一倍,乙基黄药的污泥产物比硫化钠的沉降速度快、产生矾花大,而硫化钠的颗粒较细产生的矾花较小,用乙基黄药所处理废水的污泥量少,两者去除率都较高,但乙基黄药的效果要优于硫化钠。
2.2.5 乙基黄药捕集重金属后的稳定性分析[12]
用4 mol/L的NaOH分别调节100 m L的蒸馏水至pH=3、5、9、11,称取0.5 g乙基黄药处理后的污泥产物,以200 r/min搅拌30 min后静置、抽滤,取滤液,测量溶液中的重金属离子含量,计算得出乙基黄药处理后污泥产物的重金属泄漏量[13]如图7所示。
由图7可知,随着pH的增加Cu2+、Pb2+、Zn2+的泄漏量都为0,而Cd2+、Ni2+在pH升高时泄漏量先降低后又缓慢升高。在碱性环境中,重金属离子易于产生氢氧化物沉淀,pH值升高时可能对螯合物沉淀产生影响,会出现返溶从而导致溶液中重金属离子含量出现增加的现象。
3 结论
(1)乙基黄药处理电解铜废水较佳工艺条件为:在废水pH=6.6的条件下,乙基黄药(10%)用量为20.0 m L/L,快速搅拌时间为1.5 min,慢速搅拌时间为10 min。此时,Zn2+的去除率为100.00%,处理后水中Zn2+浓度为微量,Cd2+的去除率为100.00%,处理后水中Cd2+浓度为微量,Pb2+的去除率为100.00%,处理后水中Pb2+浓度为0.056 mg/L,Cu2+的去除率为100.00%,处理后水中Cu2+浓度为微量,Ni2+的去除率为99.97%,处理后的出水达到了国家污水综合排放标准(GB8978-2002)的一级标准。
(2)乙基黄药处理电解铜废水后污泥产物的扫描电镜分析表明:与硫化钠比较,乙基黄药产生的颗粒大小不同,沉淀时矾花较大,沉淀快,污泥量少,乙基黄药的处理效果优于硫化钠。
(3)捕集规律与机理:乙基黄药对重金属离子的捕集效率为:Cu2+﹥Ni2+﹥Zn2+﹥Pb2+﹥Cd2+。捕集过程中乙基黄药的内部结构没有发生变化,金属离子对配位基的特征吸收几乎无影响,所发生的反应是金属离子间的交换吸附。
(4)污泥产物稳定性分析表明,乙基黄药捕集重金属离子后产生的螯合物都很稳定,并且受溶液pH值变化的影响很小,在pH=9时,乙基黄药的重金属螯合物中Zn2+、Pb2+、Cu2+的泄漏量均为0 mg/g,Cd2+的泄漏量为0.8×10-6mg/g,Ni2+的泄漏量为14.2×10-6mg/g。