煤微波脱硫及其与试样介电性质的关系

煤和浸提剂,在箱式反应器中,以2.45GHz频率微波照射进行脱硫。结果表明:以废碱液-Ⅱ为浸提剂,经一次照射(50秒/次)后,煤的总硫脱除率达50～60%(其中无机硫90%左右,有机硫5～30%);二次照射后,总硫脱除率达75～85%(其中无机硫90%以上,有机硫50～60%)。煤样的介电损耗ε″很小,加入ε″很大的废碱液-Ⅱ,可提高试样的ε″,增强试样吸收微波能力,从而提高了脱硫效果。     

烟煤中黄铁矿夹杂物的原位微波化学反应

微波电磁辐射穿透煤颗粒组织，引激颗粒内部黄铁矿夹杂物与其毗邻的有机组分之间的原位微波化学反频，黄铁矿原相转化成磁黄铁矿和陨硫铁新相。Ｍｏｓｓｂａｕｅｒ数据表明，新相配合物中心Ｆｅ＾２＋离子的电子结构，自旋状态，成键性质与内禀磁性较原相均有明显变化。     

超临界醇萃取脱煤中有机硫

分别在半连续和间歇式反应器中对酸处理后的煤样进行超临界醇萃取脱硫的研究。半连续反应器中的结果表明：随反应温度的升高，有机硫的脱除率和煤失重均增加；从精煤回收角度考虑，应采取较低反应温度和较长萃取时间的方法；在醇中添加适量水对有机硫的脱除有利。间歇式反应器中的结果表明：乙醇的脱硫效果优于甲醇；用酸处理后有机硫煤样的脱硫率高于原煤中有机硫的脱除率；在超临界醇萃取过程中加入ＫＯＨ可极显著地强化脱硫过程。     

Fe_2(SO_4)_3氧化脱除煤中无机硫的研究

以3种高硫煤为对象,考察了反应温度、反应时间、Fe2(SO4)3溶液浓度和原煤粒度等因素对Fe2(SO4)3溶液热处理脱硫效果的影响,并对脱硫前后原煤理化性质的变化进行了研究。结果表明:在Fe2(SO4)3溶液浓度为1mol/L,反应温度为90℃,反应时间为4h,煤粒度小于0.096mm的条件下,原煤中黄铁矿硫的脱除率高达67%,而煤中的有机硫含量并无明显的变化;升高反应温度,增加Fe2(SO4)3溶液浓度,延长反应时间以及减小原煤粒径均可在一定程度上提高原煤的黄铁矿硫和全硫的脱硫率;经Fe2(SO4)3溶液处理后原煤的黏结性均出现了不同程度的下降,其中新峪煤完全失去了黏结性;Fe2(SO4)3溶液脱除原煤中无机硫主要是通过Fe3+的强氧化性将黄铁矿硫氧化为SO2-4进而脱除。     

氧化亚铁硫杆菌L1对煤炭中无机硫脱除的研究

为探讨生物脱硫技术是一种有效的煤炭脱硫方法。本文研究了氧化亚铁硫杆菌L1对南山高硫煤中无机硫的脱除情况。考察了脱硫前后原煤中硫含量、灰分以及煤热值的变化。研究结果表明,用L1对原煤进行生物脱硫后煤中黄铁矿硫含量由原来的0.48%降低到0.20%,无机硫脱硫率达到67%,灰分含量由原来的6.1%降低到4.3%,煤的热值由原来的6349 cal/g增加到6370 cal/g。并且通过XRD、SEM、TG以及FTIR等分析方法分析了煤炭脱硫前后的结构及成分变化。结果显示原煤脱硫后比脱硫前有更好的性能。     

煤中硫的超声波和微波辐射脱除

运用超声波和微波的强化作用，在酸性介质下对煤进行了脱硫研究，采用正交实验法考察了煤质量分数、氧化剂用量等几种因素对煤脱硫率的影响。结果表明：脱硫率随着煤质量分数、反应体系酸的用量、超声波功率、氧化剂用量和反应时间改变而变化，各种因素均存在一个最佳影响范围。     

微波辅助H2O2复配体系脱除煤中硫分研究

为研究微波辅助H2O2复配体系脱除煤中硫分的效果,选取宁夏宁东地区鸳鸯湖煤样作为研究对象。分别用柠檬酸和氢氧化钠与过氧化氢复配作用于煤样,通过微波辐照处理,微波辐照功率为900 W,辐照时间为5 min。结果表明：单独过氧化氢处理后脱硫率为34.29%,过氧化氢–柠檬酸和过氧化氢–氢氧化钠复配体系最大脱硫率分别高达43.67%和45.31%,且脱硫过程大部分硫铁矿硫被脱除,煤中硫形态逐渐向高价态转化,原煤中的噻吩被部分转化为亚砜、砜和硫酸盐硫;微波辅助复配助剂处理后可以增大煤样与助剂的接触面积,提高羟基自由基与煤中含硫基团接触的可能性,从而提高脱硫率。     

燃煤微生物预处理浮选脱硫的试验研究

研究了煤样中黄铁矿硫的赋存状态以及影响生物预处理浮选脱除煤中硫的几个因素,如不同的煤粒度、不同驯化菌种及不同的细菌组成等,指出煤样中黄铁矿硫的赋存状态适合用微生物预处理浮选脱硫的方法脱除,微生物预处理浮选脱硫是一种有效的洁净煤技术,全硫脱除率可达到42%·同时指出煤驯化接种二次的菌液脱硫效果要比用9k培养基培养的菌液和用煤驯化接种一次的效果要好,但是差别不是太大;细菌的分泌物和细菌细胞在浮选脱硫中是共同起作用的·     

微波辅助H2O2复配体系脱除煤中硫分研究

为研究微波辅助H₂O₂复配体系脱除煤中硫分的效果,选取宁夏宁东地区鸳鸯湖煤样作为研究对象。分别用柠檬酸和氢氧化钠与过氧化氢复配作用于煤样,通过微波辐照处理,微波辐照功率为900 W,辐照时间为5 min。结果表明：单独过氧化氢处理后脱硫率为34.29%,过氧化氢–柠檬酸和过氧化氢–氢氧化钠复配体系最大脱硫率分别高达43.67%和45.31%,且脱硫过程大部分硫铁矿硫被脱除,煤中硫形态逐渐向高价态转化,原煤中的噻吩被部分转化为亚砜、砜和硫酸盐硫;微波辅助复配助剂处理后可以增大煤样与助剂的接触面积,提高羟基自由基与煤中含硫基团接触的可能性,从而提高脱硫率。     

微波辐射下苯并噻吩的氧化脱硫研究

将苯并噻吩(BT)溶于正辛烷配成模型油,以H2O2为氧化剂,研究微波辐射作用下磷钼酸镧盐和磷钼酸氧化钒(IV)盐催化模型油的氧化脱硫.结果表明,在微波功率为400 W和温度为70 ℃的条件下反应90 min,用磷钼酸镧盐催化,脱硫率可达89.6%,而用磷钼酸氧化钒(IV)盐催化,脱硫率仅为48.7%.催化剂用量、H2O2初始浓度、反应温度和反应时间等因素对模型油的氧化脱硫均有影响.     

Bio-oxidation of pyrite, chalcopyrite and pyrrhotite by Acidithiobacillus ferrooxidans

This paper deals with the bio-oxidation processes by Acidithiobacillus ferrooxidans of pyrite, chalcopyrite and pyrrhotite. Our experimental results show distinctive bio-oxidation characteristics for the three sulfide minerals. In the presence of A. ferrooxidans, the sulfide oxidation rates generally decrease in the order of pyrrhotite, chalcopyrite and pyrite. The pH during bio-oxidation of pyrite tends to decrease as a whole, whereas a rise-fall pattern was recorded for both chalcopyrite and pyrrhotite in their pH variations. No deposition was observed during the bio-oxidation of pyrite, suggesting a possible link to lower pH value in the process. However, large amounts of jarosite and element sulfur were determined in the bio-oxidation processes of chalcopyrite and pyrrhotite. A. ferrooxidans individuals were found directly as attachments to erosion pits on the smooth surface of pyrite. The erosion pits are similar to the bacterium in shape and length, and thus are probably products of dissolution of organic acid secreted by the cells on the mineral surface. More complicatedly, biofilm exists on the surfaces of chalcopyrite and pyrrhotite. This type of structured community of A. ferrooxidans is enclosed in the extracellular polymeric substances (EPS), and covered with the deposition generated in the bio-oxidation processes of chalcopyrite and pyrrhotite. Different bio-oxidation processes of pyrite, chalcopyrite and pyrrhotite may be linked mainly to characteristics of individual minerals and the pH in the reaction solution of the bio-oxidation system.     

贵州高硫煤的微生物浮选脱硫实验研究

为了探索贵州高硫煤洁净利用新途径,分析了贵州高硫煤样的煤岩学特征、煤化学工艺特性、煤中硫含量及形态,并通过微生物浮选实验研究,探讨了不同高硫煤对于实验条件的适应性以及影响脱硫率的因素。结果表明:微生物对于黄铁矿表面性质的改变既有正面的,也有负面的;不同高硫煤对于预处理时间、粒径等实验条件具有不同的适应性,脱硫率变化趋势也较复杂;除了脱硫实验条件,煤样本身性质对于高硫煤脱硫率同样具有重要作用,影响因素包括:煤中各种形态硫的含量与分布状态、煤中黄铁矿硫占全硫的比例、黄铁矿与黏土矿物伴生组合关系。     

还原剂与脱硫剂对硫酸渣直接还原焙烧同步脱硫的影响

研究了还原剂云南煤和脱硫剂SH对硫酸渣在直接还原焙烧过程中提铁降硫效果的影响.采用X射线衍射与扫描电镜方法分析了云南煤与脱硫剂SH的作用机理.结果表明:在高温还原气氛下,硫酸渣中的黄铁矿生成具有挥发性的气态单质硫和气态羰基硫、金属铁和非磁性的陨硫铁;硫酸渣中的赤铁矿和磁铁矿则被还原为金属铁;云南煤对硫酸渣在焙烧过程中的脱硫效果比较明显,但无法达到要求的指标;添加脱硫剂SH可以进一步降低还原铁中的硫,其机理是脱硫剂与硫酸渣中的黄铁矿在直接还原焙烧过程中反应生成金属铁和没有磁性的硫化钙,通过磨矿--磁选的方法将硫化钙与金属铁分离,从而达到脱硫目标.     

深度解离高硫煤的表面特性及表征

选择具有代表性的高硫煤(山东兖州煤与重庆南桐煤)为研究对象,通过深度解离(-200目以下),采用红外光谱、X-射线衍射、电子能谱仪、扫描电镜等表征手段对两种煤中煤和黄铁矿硫的物理性质、矿物成分及解离面的表面化学组成、界面物理化学特性差异进行分析。研究揭示高硫煤在高解离度下煤与煤系黄铁矿硫的物理特性、表面特性、煤与煤系黄铁矿硫表面特性的差异.     

载金硫化物焙烧--自浸出过程研究

针对传统氧化焙烧-氰化浸金工艺环境污染严重的现状,采用焙烧-自浸出工艺提取载金硫化物中的金.研究焙烧温度、焙烧时间和试样量对单质硫转化率和金浸出率的影响,通过X射线衍射分析、扫描电镜观察、能谱分析等手段分析焙烧过程中载金硫化物中硫的物相转变规律.载金硫化物中黄铁矿发生热分解反应生成单质硫和磁黄铁矿,随焙烧温度的升高和焙烧时间的延长,黄铁矿的特征衍射峰强度逐渐减小直到消失,磁黄铁矿的特征衍射峰逐渐生成并增强,原本致密状的黄铁矿颗粒变得疏松多孔.50 g试样在氮气流量1 L·min-1、焙烧温度800℃、焙烧时间60 min的条件下,单质硫的转化率达到42.53%,金浸出率达到88.70%,实现载金硫化物的高效非氰浸出.     

不同能源物质对At.f菌浸出低品位铜尾矿的影响

以嗜酸氧化亚铁硫杆菌LD-1菌株(At.f LD-1)为研究对象,研究硫酸亚铁、硫代硫酸钠和黄铁矿3种能源物质对At.f LD-1菌株浸出低品位铜尾矿浸出体系及铜浸出效率的影响.研究结果表明:At.f LD-1菌株浸出铜尾矿初期加入适量的硫酸亚铁、硫代硫酸钠、黄铁矿均能提高铜的浸出效率,其中以硫代硫酸钠的效果最为显著;初始加入二价铁质量浓度为5 g/L时浸出效果较好,46d铜浸出率达35.00%,与不加硫酸亚铁的相比提高13.63%;硫代硫酸钠中S质量浓度为1 g/L时浸铜效果最好,46d铜的浸出率达到38.10%,与不加硫代硫酸钠的相比提高23.70%;加入黄铁矿对提高铜浸出率也能起到促进作用,浸出46d后铜浸出率达34.17%,与不加黄铁矿时相比提高11.00%.     

Influence of acid leaching and calcination on iron removal of coal kaolin

Calcination and acid leaching of coal kaolin were studied to determine an effective and economical preparation method of calcined kaolin. Thermogravimetric-differential thermal analysis (TG-DTA) and X-ray diffraction (XRD) demonstrated that 900℃ was the suitable temperature for the calcination. Leaching tests showed that hydrochloric acid was more effective for iron dissolution from raw coal kaolin (RCK), whereas oxalic acid was more effective on iron dissolution from calcined coal kaolin (CCK). The iron dissolution from CCK was 28.78wt%, which is far less effective than the 54.86wt% of RCK under their respective optimal conditions. Through analysis by using M?ssbauer spectroscopy, it is detected that nearly all of the structural ferrous ions in RCK were removed by hydrochloric acid. However, iron sites in CCK changed slightly by oxalic acid leaching because nearly all ferrous ions were transformed into ferric species after firing at 900℃. It can be concluded that it is difficult to remove the structural ferric ions and ferric oxides evolved from the structural ferrous ions. Thus, iron removal by acids should be conducted prior to calcination.