权利要求
1.锂冶炼渣和高氟磷砷含量的钨冶炼废水的协同处理方法，其特征在于，包括如下步骤：
S1、将锂冶炼渣与稀酸混合，经搅拌、过滤、水洗、烘干、研磨得到活化渣;
S2、将所述活化渣与稀碱混合，经水热反应、过滤、水洗、烘干得到改性渣;
S3、向调酸后的钨冶炼废水中加入所述改性渣，经搅拌、过滤后得到除氟磷砷废水;
所述步骤S1中，所述锂冶炼渣为锂辉石矿酸法提锂工艺产生的废渣，包含21wt%~43wt%的Al2O3、32wt%~58wt%的SiO2、8wt%~14wt%的CaO、5wt%~9wt%的Fe2O3;
所述步骤S1具体为，将锂冶炼渣与稀酸按照液固比(20~50)mL：1g混合，所述稀酸的氢离子浓度为1.3~4.2mol/L;
所述步骤S2具体为，将活化渣与稀碱按照液固比(25~55)mL：1g混合，所述稀碱的氢氧根浓度为0.5~3mol/L;
所述步骤S3中，调酸后的钨冶炼废水是采用盐酸调节钨冶炼废水的pH至5~7得到的，搅拌的时间为30~60min。
2.根据权利要求1所述的锂冶炼渣和高氟磷砷含量的钨冶炼废水的协同处理方法，其特征在于，所述步骤S1中，所述搅拌的时间为1~3.5h，所述水洗为使用去离子水反复洗涤直至洗水的pH为6~7，所述烘干的温度为60~80℃，时间为2~3h。
3.根据权利要求1所述的锂冶炼渣和高氟磷砷含量的钨冶炼废水的协同处理方法，其特征在于，所述步骤S2中，所述水热反应的搅拌速度为100~200rpm，温度为120~180℃，时间为3~7h，所述水洗为采用去离子水反复洗涤直至洗水的pH为7~8，所述烘干的温度为60~80℃，时间为4~6h。
4.根据权利要求1所述的锂冶炼渣和高氟磷砷含量的钨冶炼废水的协同处理方法，其特征在于，所述钨冶炼废水为黑钨矿、白钨矿或黑白钨混合矿采用碱分解离子交换冶炼工艺所产生的碱性废水，其pH值为9~14，氟元素的浓度为10~200mg/L，磷元素的浓度为0.5~100mg/L，砷元素的浓度为0.5~50mg/L。
5.根据权利要求1所述的锂冶炼渣和高氟磷砷含量的钨冶炼废水的协同处理方法，其特征在于，调酸后的钨冶炼废水与所述改性渣的液固比为1L：(10~40)g。
6.根据权利要求1所述的锂冶炼渣和高氟磷砷含量的钨冶炼废水的协同处理方法，其特征在于，所述步骤S3中，所述除氟磷砷废水中氟元素的浓度≤10mg/L、磷元素的浓度≤0.5mg/L、砷元素的浓度≤0.5mg/L。
说明书
技术领域
背景技术
[0002]钨冶炼是钨行业重要基础工业，承担着将钨矿中有效成分(Fe，Mn，Ca)WO4转化成(Na，NH4)2WO4溶液，进而制备仲钨酸铵(APT)产品的关键任务。然而，随着优质钨矿资源不断耗竭，近年来高萤石(CaF2)、磷灰石(Ca5(PO4)3(F，OH))、毒砂(FeAsS)等复杂钨矿逐渐成为冶炼原料，随之产生高氟、磷和砷的钨冶炼废水。据不完全统计，采用现行主流碱压煮-离子交换工艺冶炼复杂难处理钨矿，废水产生量高达120~150m3/tAPT。
[0003]现有技术公开了处理钨冶炼废水的方法，包括：(1)将钨冶炼废水与除磷砷剂混合并进行过滤，以便得到除磷砷废水;(2)将所述除磷砷废水与依次除氟剂和絮凝剂混合并进行过滤，以便得到除氟渣和除氟废水;(3)将所述除氟渣与酸液混合并进行蒸馏，以便得到含有HF的气体和含有所述除氟剂的残留液。该方法可有效去除废水中磷、砷、氟，但存在药剂使用复杂，需依次使用除磷砷剂(CaCl2和Ca(OH)2)和除氟剂LaCl3以及絮凝剂聚丙烯酰胺(PAM)等多种药剂。同时，体系pH值要求较高，去除磷砷时废水pH值需控制在12左右，而去除氟时废水pH值需为7左右，且实施例中未提及除砷效果。因此，该现有技术存在工艺复杂、操作不便和除砷效果不明等问题。
[0004]现有技术中还公开了以钨冶炼碱分解渣为原料净化钨冶炼废水，净化机理为“钙基沉淀(除氟)+Fe/Mn单组分沉淀(除磷砷)”，利用渣中的钙、铁、锰组分，即，羟基磷酸钙(Ca5(PO4)3OH)和Fe(OH)3/MnO2分别与F、P和As(V)发生沉淀反应得以除去。但该技术对废水中的As(Ⅲ)(钨冶炼废水中三价砷的占比为30~60%)无法处理，同时受废水中常含有的Cl-、SO42-等干扰性很大，净化效果不稳定。而且，该技术处理的是低浓度钨冶炼酸性废水(pH值3.42，F浓度73.88ppm，P浓度9.040ppm，As浓度7.729ppm)，而现行的钨冶炼企业实际生产废水为碱性，且受复杂钨矿原料的影响，废水中F、P和As的浓度分别高达200mg/L、100mg/L和50mg/L。因此，高氟磷砷钨冶炼碱性废水的净化还有待于深入研究。
发明内容
[0005]为解决上述技术问题，本发明提供了锂冶炼渣和高氟磷砷含量的钨冶炼废水的协同处理方法，包括如下步骤：
[0006]S1、将锂冶炼渣与稀酸混合，经搅拌、过滤、水洗、烘干、研磨得到活化渣;
[0007]S2、将活化渣与稀碱混合，经水热反应、过滤、水洗、烘干得到改性渣;
[0008]S3、向调酸后的钨冶炼废水中加入所述改性渣，经搅拌、过滤后得到除氟磷砷废水。
[0009]优选的，所述步骤S1中，所述研磨具体为，研磨至颗粒小于等于100目。
[0010]其中，所述步骤S1中，所述锂冶炼渣为锂辉石矿酸法提锂工艺产生的废渣，包含21wt%~43wt%的Al2O3、32wt%~58wt%的SiO2、8wt%~14wt%的CaO、5wt%~9wt%的Fe2O3。
[0011]其中，所述步骤S1具体为，将锂冶炼渣与稀酸按照液固比(20~50)mL：1g混合，所述稀酸的氢离子浓度为1.3~4.2mol/L;
[0012]优选的，将锂冶炼渣与稀酸按照液固比(30~40)mL：1g混合，所述稀酸的氢离子浓度为1.6~2.8mol/L。
[0013]其中，所述步骤S1中，所述搅拌的时间为1~3.5h，所述水洗为使用去离子水反复洗涤直至洗水的pH为6~7，所述烘干的温度为60~80℃，时间为2~3h;
[0014]优选的，所述搅拌的时间为1.5~2.5h。
[0015]其中，所述步骤S2具体为，将活化渣与稀碱按照液固比(25~55)mL：1g混合，所述稀碱的氢氧根浓度为0.5~3mol/L;
[0016]优选的，将活化渣与稀碱按照液固比(35~45)mL：1g混合，所述稀碱的氢氧根浓度为1~2mol/L。
[0017]其中，所述步骤S2中，所述水热反应的搅拌速度为100~200rpm，温度为120~180℃，时间为3~7h，所述水洗为采用去离子水反复洗涤直至洗水的pH为7~8，所述烘干的温度为60~80℃，时间为4~6h;
[0018]优选的，所述水热反应的搅拌速度为120~150rpm，温度为140~160℃，时间为4~5h。
[0019]其中，所述钨冶炼废水为黑钨矿、白钨矿或黑白钨混合矿采用碱分解离子交换冶炼工艺所产生的碱性废水，其pH值为9~14，氟元素的浓度为10~200mg/L，磷元素的浓度为0.5~100mg/L，砷元素的浓度为0.5~50mg/L。
[0020]其中，所述步骤S3中，调酸后的钨冶炼废水是采用盐酸调节钨冶炼废水的pH至5~7得到的，搅拌的时间为30~60min。
[0021]其中，调酸后的钨冶炼废水与所述改性渣的液固比为1L：(10~40)g。
[0022]优选的，调酸后的钨冶炼废水与所述改性渣的液固比为1L：(20~30)g。
[0023]其中，所述步骤S3中，所述除氟磷砷废水中氟元素的浓度≤10mg/L、磷元素的浓度≤0.5mg/L、砷元素的浓度≤0.5mg/L。
[0024]本发明采用锂冶炼渣作为处理材料，通过“吸附-沉淀-截留”复合协同机制，将钨冶炼废水中的氟、磷、砷同步高效脱除，与现有工艺相比，具有以下发明效果：
[0025]以废治废，实现工业固废高值化利用，本发明创新性地将锂冶炼渣通过“酸活化-碱改性”转化为高效吸附-沉淀材料，既解决了锂渣堆存的环境风险，又实现了锂渣的高值化利用，同时避免了传统工艺中使用化学药剂造成的二次污染问题;
[0026]本发明利用改性锂渣中Al-OH、Fe-OH、Si-OH的协同作用，在同一反应体系中同步实现除氟、磷和砷，将处理流程从多个独立单元简化为单个流程，大大降低了设备投资;
[0027]本发明具有“吸附-沉淀-截留”复合机制：一是氟、磷、砷被固定在渣体表面的Al-F、Fe-P/As化学键中，避免重新释放;二是生成的AlPO4、FeAsO4等难溶盐稳定性远超传统沉淀法产物;三是渣体表面的硅铝骨架多孔结构通过物理吸附将沉淀物及游离的污染物牢牢固定在孔隙内，避免二次污染;
[0028]本发明通过预处理将钨冶炼废水的pH调至5~7后，改性渣在该范围内即可高效反应，对水质波动的耐受能力显著提升，同时，改性渣饱和后可通过NaOH溶液进行再生，再生率较高，且再生成本较传统吸附剂更低，综合药剂、能耗、人工等成本，吨水处理费用较传统分步处理工艺大大降低，具有显著的经济与环境双重效益。
附图说明
[0029]为了更清楚地说明本发明实施例或现有技术中的技术方案，下面将对实施例或现有技术描述中所需要使用的附图作简单地介绍，显而易见地，下面描述中的附图仅仅是本发明的一些实施例，对于本领域普通技术人员来讲，在不付出创造性劳动的前提下，还可以根据这些附图示出的结构获得其他的附图。
[0030]图1为本发明的工艺流程示意图;
[0031]图2为经稀酸活化后的锂冶炼渣的SEM图。
[0032]本发明目的的实现、功能特点及优点将结合实施例，参照附图做进一步说明。
具体实施方式
[0033]下面将结合实施例中的技术方案进行清楚、完整地描述，显然，所描述的实施例仅仅是本发明的一部分实施例，而不是全部的实施例。基于本发明中的实施例，本领域普通技术人员在没有做出创造性劳动前提下所获得的所有其他实施例，都属于本发明保护的范围。
[0034]请参阅图1，图1为本发明的工艺流程示意图;本发明提供了锂冶炼渣和高氟磷砷含量的钨冶炼废水的协同处理方法，包括如下步骤：
[0035]S1、将锂冶炼渣与稀酸混合，经搅拌、过滤、水洗、烘干、研磨得到活化渣;
[0036]本发明先对锂冶炼渣进行活化，锂冶炼渣为锂辉石矿提锂后所产生的废渣，其主要成分为硅铝酸盐，包含21wt%~43wt%的Al2O3、32wt%~58wt%的SiO2、8wt%~14wt%的CaO、5wt%~9wt%的Fe2O3，与稀酸混合后，其中活性态Al2O3、CaO、Fe2O3会被稀酸溶解并脱离，留下原有被填充的空隙，而其中稳定的硅铝酸盐和SiO2仍然保留，形成连续的刚性骨架，支撑起溶解后产生的孔隙，因此，锂冶炼渣经稀酸活化后，渣体表面会形成硅铝骨架的多孔结构，方程式如下：
[0037]Al2O3+6H+=2Al3++3H2O
[0038]Fe2O3+6H+=2Fe3++3H2O
[0039]CaO+2H+=Ca2++H2O
[0040]请参阅图2，图2为经稀酸活化后的锂冶炼渣的SEM图。
[0041]S2、将活化渣与稀碱混合，经水热反应、过滤、水洗、烘干得到改性渣;
[0042]本发明经稀酸活化后的锂冶炼渣中，硅、铝、铁以活性态存在，其与稀碱发生反应，生成相应的铝酸盐、硅酸盐和铁酸盐，方程式如下：
[0043]Al2O3+2NaOH=2NaAlO2+H2O
[0044]SiO2+2NaOH=Na2SiO3+H2O
[0045]Fe2O3+2NaOH=2NaFeO2+H2O
[0047]NaAlO2+2H2OAl(OH)3↓+NaOH
[0048]Na2SiO3+2H2OH2SiO3↓+2NaOH
[0049]NaFeO2+2H2OFe(OH)3↓+NaOH
[0050]水热条件下，Al(OH)3在锂冶炼渣的硅铝骨架表面发生重构，以及其表面的吸附态Al3+会与水分子作用，最终形成稳定的Al-OH基团，同理，H2SiO3通过氢键或化学键附着在锂冶炼渣体的硅铝骨架表面，发生脱水重构，最终形成稳定的Si-OH基团，Fe(OH)3通过表面羟基化重构，在渣体表面形成稳定的Fe-OH基团，方程式如下：
[0051]
[0054]S3、向调酸后的钨冶炼废水中加入所述改性渣，经搅拌、过滤后得到除氟磷砷废水。
[0055]铝羟基(Al-OH)表面的OH-会与F-发生交换，形成稳定的Al-F键，结合渣体孔道内的Na+(来自稀碱)进一步生成难溶盐，从而脱除废水中的氟，同时，铝羟基(Al-OH)释放的Al3+会PO43-结合，生成难溶的AlPO4沉淀，从而脱除废水中的磷，方程式如下：
[0056]表面-Al-OH+F-→表面-Al-F+OH-
[0057]表面-Al-F+Na+→Na3AlF6↓+表面-Al-OH
[0058]表面-Al-OH+PO43-+2H+→AlPO4↓+表面-OH+H2O
[0059]铁羟基(Fe-OH)可催化氧化废水中的As(Ⅲ)(As(Ⅲ)是钨冶炼废水中砷的主要型体，占比30wt%~60wt%)为As(V)，再形成沉淀，从而成功脱除废水中的As(Ⅲ)和As(V);同时，铁羟基(Fe-OH)释放的Fe3+会PO43-结合，生成难溶的FePO4沉淀，亦能脱除废水中的磷，方程式如下：
[0060]表面-Fe(Ⅲ)-OH+As(Ⅲ)→表面-Fe(Ⅱ)-OH+As(V)+H+
[0061]表面-Fe(Ⅲ)-OH+AsO43-→FeAsO4↓+表面-OH+H2O
[0062]表面-Fe(Ⅲ)-OH+PO43-→FePO4↓+表面-OH+H2O
[0063]硅羟基(Si-OH)可通过氢键作用捕获游离F-，方程式如下：
[0064]表面-Si-OH+F-表面-Si-OH…F-
[0065]锂冶炼渣同步脱除钨冶炼废水中氟磷砷是“吸附-沉淀-截留”的复合协同机制：三种羟基(Al-OH、Si-OH、Fe-OH)通过化学吸附启动反应，再通过沉淀固定污染物，最终依托渣体硅铝骨架的多孔结构完成截留，形成“反应-固定-分离”的闭环;其中，氟的脱除以化学吸附(F-取代Al-OH中的-OH配体，形成稳定的Al-F化学键)为主，沉淀(Na3AlF6)为辅，以及Si-OH通过氢键吸附游离F-;磷和砷的脱除是以沉淀(AlPO4、FeAsO4、FePO4)为主，吸附(沉淀物会通过物理吸附附着在改性渣的多孔表面)与截留为辅(渣体的硅铝骨架具有强截留能力)，将沉淀物牢牢固定在孔隙内，脱除效果稳定。
[0066]实施例1
[0067]将锂冶炼渣与2.8mol/L的稀盐酸按照液固比30mL：1g混合，在室温下搅拌2h，过滤，将滤渣用去离子水洗涤至洗水的pH为6.3，将洗涤后的滤渣放入干燥箱中，以温度80℃干燥2h，研磨得到活化渣;
[0068]将活化渣与2mol/L的NaOH溶液按照液固比40mL：1g混合，进行水热反应，水热反应的温度为150℃，时间为5h，搅拌速度为150rpm，反应结束后过滤，将滤渣用去离子水洗涤至洗水pH为7.8，洗涤后的滤渣放入烘箱中，以温度70℃烘干6h，得到改性渣;
[0069]获取1L钨冶炼废水，钨冶炼废水的pH为12，氟元素的浓度为100mg/L，磷元素的浓度为50mg/L，砷元素的浓度为20mg/L，采用盐酸对钨冶炼废水调酸至其pH为6，得到调酸后废水;
[0070]将调酸后废水和改性渣按照液固比1L：25g混合，在常温下搅拌60min，过滤得到除氟磷砷废水，检测除氟磷砷废水，其中氟元素的浓度为5.74mg/L，磷元素的浓度为0.34mg/L，砷元素的浓度为0.26mg/L。
[0071]实施例2
[0072]将锂冶炼渣与4.2mol/L的稀盐酸按照液固比25mL：1g混合，在室温下搅拌1.5h，过滤，将滤渣用去离子水洗涤至洗水的pH为6，将洗涤后的滤渣放入干燥箱中，以温度60℃干燥3h，研磨得到活化渣;
[0073]将活化渣与1mol/L的NaOH溶液按照液固比35mL：1g混合，进行水热反应，水热反应的温度为140℃，时间为4h，搅拌速度为180rpm，反应结束后过滤，将滤渣用去离子水洗涤至洗水pH为7.2，洗涤后的滤渣放入烘箱中，以温度80℃烘干4h，得到改性渣;
[0074]获取1L钨冶炼废水，钨冶炼废水的pH为14，氟元素的浓度为120mg/L，磷元素的浓度为80mg/L，砷元素的浓度为30mg/L，采用盐酸对钨冶炼废水调酸至其pH为5，得到调酸后废水;
[0075]将调酸后废水和改性渣按照液固比1L：30g混合，在常温下搅拌30min，过滤得到除氟磷砷废水，检测除氟磷砷废水，其中氟元素的浓度为6.09mg/L，磷元素的浓度为0.27mg/L，砷元素的浓度为0.40mg/L。
[0076]实施例3
[0077]将锂冶炼渣与1.3mol/L的稀盐酸按照液固比40mL：1g混合，在室温下搅拌2.5h，过滤，将滤渣用去离子水洗涤至洗水的pH为7，将洗涤后的滤渣放入干燥箱中，以温度70℃干燥2.5h，研磨得到活化渣;
[0078]将活化渣与1.5mol/L的NaOH溶液按照液固比45mL：1g混合，进行水热反应，水热反应的温度为160℃，时间为4h，搅拌速度为140rpm，反应结束后过滤，将滤渣用去离子水洗涤至洗水pH为7.6，洗涤后的滤渣放入烘箱中，以温度70℃烘干5h，得到改性渣;
[0079]获取1L钨冶炼废水，钨冶炼废水的pH为10，氟元素的浓度为50mg/L，磷元素的浓度为30mg/L，砷元素的浓度为20mg/L，采用盐酸对钨冶炼废水调酸至其pH为7，得到调酸后废水;
[0080]将调酸后废水和改性渣按照液固比1L：20g混合，在常温下搅拌40min，过滤得到除氟磷砷废水，检测除氟磷砷废水，其中氟元素的浓度为7.33mg/L，磷元素的浓度为0.39mg/L，砷元素的浓度为0.25mg/L。
[0081]实施例4
[0082]将锂冶炼渣与2.8mol/L的稀盐酸按照液固比25mL：1g混合，在室温下搅拌3.5h，过滤，将滤渣用去离子水洗涤至洗水的pH为6.1，将洗涤后的滤渣放入干燥箱中，以温度60℃干燥3h，研磨得到活化渣;
[0083]将活化渣与0.5mol/L的NaOH溶液按照液固比45mL：1g混合，进行水热反应，水热反应的温度为160℃，时间为6h，搅拌速度为150rpm，反应结束后过滤，将滤渣用去离子水洗涤至洗水pH为8，洗涤后的滤渣放入烘箱中，以温度80℃烘干4h，得到改性渣;
[0084]获取1L钨冶炼废水，钨冶炼废水的pH为11，氟元素的浓度为160mg/L，磷元素的浓度为60mg/L，砷元素的浓度为50mg/L，采用盐酸对钨冶炼废水调酸至其pH为6.5，得到调酸后废水;
[0085]将调酸后废水和改性渣按照液固比1L：40g混合，在常温下搅拌50min，过滤得到除氟磷砷废水，检测除氟磷砷废水，其中氟元素的浓度为8.10mg/L，磷元素的浓度为0.32mg/L，砷元素的浓度为0.26mg/L。
[0086]对比例1
[0087]与实施例1的区别在于，活化渣不采用去离子水洗涤;
[0088]检测除氟磷砷废水，其中氟元素的浓度为34.59mg/L，磷元素的浓度为7.88mg/L，砷元素的浓度为2.53mg/L。
[0089]对比例2
[0090]与实施例1的区别在于，改性渣不采用去离子水洗涤;
[0091]检测除氟磷砷废水，其中氟元素的浓度为27.46mg/L，磷元素的浓度为4.15mg/L，砷元素的浓度为6.31mg/L。
[0092]对比例3
[0093]与实施例1的区别在于，不对钨冶炼废水进行调酸;
[0094]检测除氟磷砷废水，其中氟元素的浓度为50.41mg/L，磷元素的浓度为18.20mg/L，砷元素的浓度为10.07mg/L。
[0095]对比例4
[0096]与实施例1的区别在于，锂冶炼渣与稀酸按照液固比60mL：1g混合;
[0097]检测除氟磷砷废水，其中氟元素的浓度为44.10mg/L，磷元素的浓度为28.53mg/L，砷元素的浓度为7.28mg/L。
[0098]对比例5
[0099]与实施例1的区别在于，锂冶炼渣与稀盐酸按照液固比15mL：1g混合;
[0100]检测除氟磷砷废水，其中氟元素的浓度为31.09mg/L，磷元素的浓度为21.37mg/L，砷元素的浓度为5.88mg/L。
[0101]对比例6
[0102]与实施例1的区别在于，活化渣和NaOH溶液按照液固比15mL：1g混合;
[0103]检测除氟磷砷废水，其中氟元素的浓度为35.12mg/L，磷元素的浓度为22.50mg/L，砷元素的浓度为6.39mg/L。
[0104]对比例7
[0105]与实施例1的区别在于，活化渣和NaOH溶液按照液固比60mL：1g混合;
[0106]检测除氟磷砷废水，其中氟元素的浓度为47.13mg/L，磷元素的浓度为26.20mg/L，砷元素的浓度为7.64mg/L。
[0107]对比例8
[0108]与实施例1的区别在于，水热反应的温度为100℃;
[0109]检测除氟磷砷废水，其中氟元素的浓度为31.07mg/L，磷元素的浓度为20.85mg/L，砷元素的浓度为5.09mg/L。
[0110]对比例9
[0111]与实施例1的区别在于，水热反应的温度为200℃;
[0112]检测除氟磷砷废水，其中氟元素的浓度为45.31mg/L，磷元素的浓度为27.36mg/L，砷元素的浓度为8.42mg/L。
[0113]对比例10
[0114]与实施例1的区别在于，将调酸后废水和改性渣按照液固比1L：5g混合;
[0115]检测除氟磷砷废水，其中氟元素的浓度为40.33mg/L，磷元素的浓度为25.07mg/L，砷元素的浓度为6.90mg/L。
[0116]对比例11
[0117]与实施例1的区别在于，将调酸后废水和改性渣按照液固比1L：50g混合;
[0118]检测除氟磷砷废水，其中氟元素的浓度为7.55mg/L，磷元素的浓度为0.84mg/L，砷元素的浓度为0.63mg/L。
[0119]实施例1~4所得到的反应后的钨冶炼废水中氟元素的浓度均低于10mg/L，磷元素的浓度均低于0.5mg/L，砷元素的浓度均低于0.5mg/L;而对比例1未对酸化渣进行水洗，所得到反应后废水中氟、磷、砷浓度均高于废水排放标准，这是因为未水洗的活化渣含有可溶性盐，其会堵塞活性位点，导致羟基生成量下降;对比例2未对改性渣进行洗涤，残留的强碱性环境导致Al-OH、Fe-OH发生溶解，废水中氟、磷、砷的脱除效果随之变差;对比例3未对碱性钨冶炼废水调酸，碱性环境下改性渣的Al-OH会失活，Fe-OH的催化活性也降低，Si-OH的氢键亦遭破坏，同时硅铝多孔骨架受过量的OH-影响而出现坍塌，对沉淀的截留率降低，由此可见，活化渣的水洗、改性渣的洗涤以及钨冶炼废水的调酸，对Al-OH、Fe-OH、Si-OH的稳定生成及其在“吸附-沉淀-截留”复合机制中的效能发挥至关重要，进而直接决定钨冶炼废水中氟、磷、砷的深度脱除效果。
[0120]本发明采用锂冶炼渣作为处理材料，通过“吸附-沉淀-截留”复合协同机制，将钨冶炼废水中的氟、磷、砷同步高效脱除，与现有工艺相比，具有以下发明效果：
[0121]以废治废，实现工业固废高值化利用，本发明创新性地将锂冶炼渣通过“酸活化-碱改性”转化为高效吸附-沉淀材料，既解决了锂渣堆存的环境风险，又实现了锂渣的高值化利用，同时避免了传统工艺中使用化学药剂造成的二次污染问题;
[0122]本发明利用改性锂渣中Al-OH、Fe-OH、Si-OH的协同作用，在同一反应体系中同步实现除氟、磷和砷，将处理流程从多个独立单元简化为单个流程，大大降低了设备投资;
[0123]本发明具有“吸附-沉淀-截留”复合机制：一是氟、磷、砷被固定在渣体表面的Al-F、Fe-P/As化学键中，避免重新释放;二是生成的AlPO4、FeAsO4等难溶盐稳定性远超传统沉淀法产物;三是渣体表面的硅铝骨架多孔结构通过物理吸附将沉淀物及游离的污染物牢牢固定在孔隙内，避免二次污染;
[0124]本发明通过预处理将钨冶炼废水的pH调至5~7后，改性渣在该范围内即可高效反应，对水质波动的耐受能力显著提升，同时，改性渣饱和后可通过NaOH溶液进行再生，再生率较高，且再生成本较传统吸附剂更低，综合药剂、能耗、人工等成本，吨水处理费用较传统分步处理工艺大大降低，具有显著的经济与环境双重效益。
[0125]以上所述仅为本发明的优选实施例，并非因此限制本发明的专利范围，凡是在本发明的发明构思下，利用本发明说明书内容所作的等效结构变换，或直接/间接运用在其他相关的技术领域均包括在本发明的专利保护范围内。
说明书附图(2)
