煤沥青溶解性及可溶物中的多环芳烃分布

选用石油醚、甲醇和二硫化碳等9种常见有机溶剂对山西某厂所产煤沥青(简称CTP)进行超声萃取,对比萃取率和溶剂溶解度参数,发现溶解度参数在9~10(cal/cm3)1/2的溶剂对CTP煤沥青有较好的溶解性。采用气相色谱仪(GC)定量分析各萃取物中多环芳烃的含量,然后对各萃取物进行红外光谱(FTIR)测试,并且对FTIR光谱图进行分峰拟合,以此来研究煤沥青中芳环结构在不同溶剂中的分布特征。结果表明:在9种溶剂的萃取物中均检测到了美国环保署优先监控的除苊烯外的有毒多环芳烃;各萃取物中荧蒽的含量均为最高,且石油醚和正己烷对荧蒽的萃取选择性较好,通过后续分离手段有望获得荧蒽纯品;各萃取物中检测到的多环芳烃主要以高致癌的苯并芘和二苯蒽等环数为4或5的芳烃为主,且环己烷可高选择性地萃取这些芳烃,因此在对CTP进行脱毒时,可选择环己烷作为介质,以实现煤沥青高效脱毒的目的。根据红外拟合参数结果,对比了各萃取物的芳香度和芳环的缩合程度,发现二硫化碳和甲苯等萃取物的芳香度和芳环缩合度较大,可作为生产炭材料的前驱体。     

萃取条件对制备煤系针状焦原料的影响

以煤焦油沥青为原料,采用一次溶剂萃取静置沉降的办法,制得2~4环芳烃为主的精制沥青,考察了烷烃含量和溶剂溶质比等条件对萃取效果的影响,并用精制沥青热聚合制备针状焦。结果表明,随着烷烃含量的升高,萃取液粘度变低,精制沥青的收率变小;精制沥青收率随溶剂溶质比的增大而增加,萃取液的黏度随着溶剂溶质比的增大而减小;温度升高,沥青的溶解度先增大后变缓。综合考虑适宜的操作条件为:当烷烃含量为5%~10%、溶剂溶质比为2∶1、沉降时间为6h以及沉降温度为60℃时,将所得精制沥青热聚合制备针状焦,微观结构良好,具有广泛的纤维状结构。     

复合有机溶剂协同萃取煤炭脱硫研究

将复合有机溶剂萃取法用于煤炭脱硫,研究了煤样粒度、复合溶剂的体积比、液固比、萃取温度、萃取时间等因素对煤脱硫效果的影响.结果表明,四氯乙烯和对甲酚复合溶剂萃取脱硫的优化工艺条件:煤样粒度为0.075 mm,四氯乙烯和对甲酚的体积比为1∶1,液固比为12∶1,萃取温度为120℃,萃取时间为100 min.在该优化工艺条件下,煤中全硫的脱除率为62.7%.四氯乙烯和对甲酚复合溶剂萃取脱硫能有效地脱除煤中的硫分,是一种温和有效的脱硫方法.     

热萃取小康庄1/3焦煤制备超纯煤的工艺研究

为获得制备超纯煤的最优工艺条件,以工业洗油为溶剂,采用热萃取技术从小康庄1/3焦煤中制备了超纯煤,考察了初始压力、停留时间、煤粒度、冷热过滤方式、溶剂体积比等因素对煤热萃取性能的影响,同时对工业洗油的循环使用进行了考察。结果表明:在惰性环境中,萃取、过滤温度380℃下,当煤粒度0.177 mm(80目),停留时间10 min,溶剂体积与煤的质量比为6∶1(mL/g)时,超纯煤的热萃取率为66.8%。回收后的工业洗油依然具有优良的热萃取性能,循环使用4次后超纯煤的热萃取率仍大于60%。     

褐煤与液化残渣共热解对煤气组成的影响研究

为了实现煤直接液化残渣的高值化利用,以褐煤及残渣的热解特性差异为基础,进行褐煤与残渣的共热解试验研究,考察了不同的褐煤/残渣配比和不同热解温度对热解煤气组成的影响,并分析了共热解过程对煤气组成的协同作用规律。结果表明:在600℃,褐煤/残渣的配比为9∶1、8∶2、7∶3、6∶4、5∶5的条件下,褐煤与液化残渣共热解对H2和CO2产出存在负协同作用,对CH4和CO产出存在正协同作用,7∶3和6∶4的配比对CmHn产出起到正协同作用,其他配比为负协同作用,发生最大协同作用的配料比为7∶3~8∶2。在配比为7.5∶2.5,温度为500~800℃条件下,共热解对H2、CO2和CmHn产出存在负协同作用,对CO产出存在正协同作用,500~700℃对CH4产出起到正协同作用,750~800℃对CH4产出起到负协同作用。发生最大协同作用的温度为550~600℃。     

微乳液萃取分离铜和钴镍的研究

制备了曲拉通X-100/正丁醇/正庚烷/水/P507/NaOH组成的微乳液萃取体系。确定萃取分离铜最佳工艺条件为:曲拉通X-100微乳液各组分体积比为:V(曲拉通X-100)∶V(正丁醇)∶V(正庚烷):V(水)=0.4∶18.5∶0.5∶0.5,然后再由曲拉通X-100微乳液、P507和NaOH溶液组成的微乳液体系用于铜和钴镍的分离,此微乳液各组分最佳体积比为:V(曲拉通X-100微乳液)∶V(P507)∶V(NaOH溶液)=20∶0.4∶0.4,其中NaOH浓度为1.9 mol/L,外水相pH为3.5,乳水比为1∶4,NaCl投加量0.5 g(外水相20 mL),水浴60℃,萃取时间3 min,在此条件下铜的最佳萃取率高达92.63%,而钴和镍萃取率只有14.06%和9.86%,从而实现铜和钴镍较好分离。     

含钪黑钨渣酸浸液中锆的N235+TBP预萃取

湖南某黑钨渣硫酸浸出液(硫酸的浓度为1.8 mol/L)的钪、锆元素含量分别为48.18、138.00 mg/L,为消除锆对萃取钪的影响,在萃取钪前以N235和TBP为复合萃取剂进行了除锆预萃取试验。结果表明:1在复合萃取剂N235、TBP与磺化煤油的体积比为15∶15∶70,有机相与水相相比为1.5∶1,萃取时间为5 min,萃取温度为25℃,萃取振荡频率为120 r/min情况下进行单级萃取,对应的锆、钪萃取率分别为92.03%和0.96%;在硫酸溶液浓度为5mol/L、反萃相比为3∶1、反萃时间为30 min、反萃温度为25℃、振荡频率为180 r/min情况下进行3级反萃,对应的锆、钪反萃率分别为99.23%和98.22%。因此,该工艺可高效地分离锆、钪。2再生有机相对萃原液中锆的萃取率可达91.97%,与新配制萃取剂效果接近,说明再生萃取剂可以循环利用。     

磷酸类混合萃取剂从镍电解阳极液分离钴研究

考查了磷酸类混合萃取剂和离心萃取器在镍钴分离中的应用, 采用P507、P204磷酸类混合萃取剂, 通过正交实验得到最佳工艺条件后, 使用LH50型离心萃取器, 并调整通量等参数, 使两相夹带均小于1%。实验结果表明, 在最佳条件下, 即有机相中萃取剂∶磺化煤油∶TBP体积比为30%∶60%∶10%(萃取剂组成比P204∶P507为4∶1), pH为4, O/A为1∶1, 时间15 min, 离心萃取通量为4.5 L/h, 钴的一级萃取率为88.69%, 两级逆流萃取后, 镍钴比达到8 000以上, 得到符合高纯镍电解工艺的电解液。     

不同煤级煤分级萃取后的XRD结构特征及其演化机理

基于溶剂萃取的方法,采用苯、CS2、丙酮以及THF等4种溶剂对褐煤、焦煤、低级无烟煤、中级无烟煤等进行分级超声萃取,并借助于X-射线衍射法,对原煤及其萃取物的微晶结构参数进行了测试。研究发现:①随着煤级的变化,溶剂的分级萃取率呈现相同的变化趋势,焦煤的萃取率最大,其次是褐煤,无烟煤萃取率最小;②4个煤样中,THF溶剂的可溶组分最多,其他3个溶剂的萃取率对比关系因煤级不同而略有差异,原因在于萃取率受到煤的显微组分和小分子化合物组成影响;③与原煤相比,萃余物的芳香层间距d002减小,而堆砌度Lc、延展度La均略增大,计算得到的芳香层片堆砌层数增多;④溶剂萃取条件下,煤的不同微晶结构参数的变化机理不同,表现为La主要与溶胀度有关,Lc受溶胀度和小分子相的溶出量有关,d002则是溶胀作用,小分子相溶出量以及溶剂分子的填充情况共同作用的结果;萃取后,芳香层片堆砌层数N的增加是由于Lc和d002变化后的计算效应引起的,而非事实上的增多。     

褐煤制备无灰煤的工艺研究

为拓宽褐煤利用范围,以褐煤为原料,研究了无灰煤的制备工艺,考察了反应温度、溶剂种类、反应时间和固液比对萃取率和无灰煤灰分的影响。试验结果表明,以N-甲基吡咯烷酮(NMP)为溶剂,反应温度360℃、反应时间1 h、固液比4∶200的条件下,萃取率可达48.8%,无灰煤灰分为0.54%。通过红外光谱分析发现,反应过程发生非共价键断裂与氢键缔合,使得无灰煤性质优于褐煤,黏结性指数达到95.61。     

含钒石煤硫酸化焙烧—超声浸出试验

为了解决传统石煤提钒工艺存在的污染大、酸耗高、钒浸出率低等问题,以湖南某地石煤为研究对象,对硫酸化焙烧—超声浸出提钒工艺条件进行了研究。结果表明:在硫酸用量(与石煤的质量比)为18%、液固比为1.2∶1 mL/g、焙烧温度为240℃、焙烧时间为2.5 h,焙砂超声浸出时的磷酸用量(与石煤的质量比)为8%、液固比为2∶1mL/g、超声功率为100 W、浸出温度为80℃、浸出时间为60 min情况下,钒浸出率可达88.21%;该工艺浸钒效果优于硫酸化焙烧—机械搅拌浸出工艺和钙化焙烧—超声浸出工艺,其原因在于超声波的搅拌作用、空化作用、热效应和化学效应有助于改变钒的聚集状态,加快钒的浸出,使钒浸出过程较为充分。     

臭氧助浸提高石煤中钒浸出率

为了确定湖北某含钒石煤的合适开发利用工艺,以该矿的原生石煤、风化石煤、原生石煤焙烧渣为浸出对象,研究了臭氧对这些试样硫酸酸浸提钒效率的影响。结果表明:①通入臭氧可提高原生石煤、石煤焙烧渣和风化石煤的钒浸出率,且随着臭氧流量的增大钒浸出率上升。②提高浸出温度有助于增强臭氧的助浸效果。③提高H2SO4溶液浓度有助于强化臭氧对原生石煤中钒的浸出效果,但臭氧对石煤焙烧渣和风化石煤却没有这样的强化效果。④-200目占78%的试样100 g在H2SO4溶液浓度为25%、液固比为5∶1、搅拌速度为600 r/min、浸出温度为90℃、浸出时间为2 h情况下,通入25 L/h的臭氧与不通入臭氧相比,可将原生石煤、风化石煤、石煤焙烧渣的钒浸出率从6.86%、51.81%和24.24%提高至23.02%、61.05%和28.11%,提高的幅度分别达16.16、9.24、3.87个百分点。     

碘化法提取废旧手机线路板微生物浸出残渣中的金

采用绿色化学试剂碘-碘化钾体系提取废旧手机线路板(PCB)微生物浸出残渣中的金(Au), 全面考察了碘质量分数、碘与碘化钾摩尔比、双氧水用量、固液比、pH值、浸出时间等因素对碘化法提Au的影响, 并通过正交试验确定了最优浸金条件。结果表明, 碘化法浸Au的最佳条件为: 碘质量分数1.0%、碘与碘化钾摩尔比1∶10、双氧水用量1.5%、固液比1∶20, 在pH＝7、温度28 ℃条件下振荡反应4 h, Au浸出率达到95.12%。微生物预处理-碘化法提金工艺绿色环保, 有望为电子废弃物资源化领域提供一定的技术参考和理论指导。     

碱溶粉煤灰提硅工艺条件的优化

采用正交实验对碱溶粉煤灰提取二氧化硅的最佳工艺条件进行了优化,结果表明:碱溶粉煤灰提取硅的条件为:反应温度130℃、NaOH初始浓度17.5mol/L、液固比1.5∶1、反应时间6m in。在此条件下,过200目筛的粉煤灰提硅率可达75.65%,提硅渣中的铝硅比达到3。     

溶剂萃取-铵盐沉钒法从石煤酸浸液中提取五氧化二钒的研究

采用D2EHPA-TBP-磺化煤油混合体系萃取-硫酸反萃-酸性铵盐沉钒方法从石煤酸浸液中分离、回收五氧化二钒。结果表明:在酸性介质中钒萃取率取决于溶液pH值,当溶液初始pH值≤2.5,钒萃取率高,杂质离子不发生水解沉淀,利于钒的分离、富集。以10%D2EHPA、5%TBP、85%磺化煤油的有机相做萃取剂,在相比为1∶1,溶液初始pH值2.45的条件下,经7级逆流萃取,钒的萃取率为96.7%。以1.5mol/L的硫酸溶液做反萃取剂,在相比(O/A)为5∶1的条件下,负载有机相经3级逆流反萃取,钒的反萃率大于99%,采用酸性铵盐沉钒,在550℃条件下煅烧脱氨后得到的五氧化二钒产品纯度为99.01%。     

含钒石煤氧压酸浸提钒新工艺研究

介绍了含钒石煤氧压酸浸提钒新工艺的研究情况。考察了浸出时间、浸出温度、 浸出剂浓度、浸出液固比、矿石粒度、添加剂用量对浸出率的影响,研究表明在浸出时间3～4 h、浸出温度150 ℃、硫酸用量25%~30%、液固质量比1.2∶1、矿石粒度-200目、添加剂用量3%~5%的条件下,经两段氧压酸浸后,钒的浸出率可达90%以上。     

六盘水煤矸石酸浸渣制备NaP分子筛

将煤矸石酸浸渣在750℃下煅烧除炭,与Na2CO3按质量比1:1.2混合,在800℃煅烧1.5 h,制备NaP分子筛,优化工艺条件为:n(SiO2)/n(Al2O3)为4.5,n(Na2O)/n(SiO2)为1.5,n(H2O)/n(Na2O)为35,94℃晶化9 h.结果表明,煤矸石酸浸渣经碱熔可完全活化,采用水热晶...     

煤直接液化中油煤浆热溶产物的变化

在高压釜中用不同溶剂在不同温度下（250~370 ℃）考察了神华煤、新庄煤和Westerholt煤热溶产物的变化.结果发现：这3种煤的热溶行为不同,故热溶产物的组成也不同.神华煤以前沥青烯为主,随温度升高,神华煤热溶产物沥青烯生成量变化较为平稳,而前沥青烯生成量逐渐上升,到370 ℃时前沥青烯的生成量已增加到19.9%.新庄煤在低于310 ℃时两种中间产物相差不大,在高于310 ℃以后,沥青烯的生成量增加很快,逐渐占主导作用,其中间产物以沥青烯为主.Westerholt煤的热溶行为与新庄煤类似.采用红外光谱、固体核磁共振对神华煤及其热溶中间产物与抽余煤分析可知,神华煤经热溶处理后,脱除了一些含氧官能团以及某些脂肪烃结构,此外还发现热溶中间产物、抽余煤与原料煤的基本有机结构相似,表明热溶中煤的主体结构尚未发生变化.     

以精炼铋烟尘为原料冶炼锑工艺

以含砷精炼铋烟尘为原料, 采用盐酸浸出-水解-转化-还原熔炼工艺冶炼锑, 消除了其危害性并使其得到资源化。当固液比为1∶3, 反应时间为4 h, 反应温度为80 ℃, 盐酸用量为1.2倍理论量时, 盐酸浸出精炼铋烟尘, 锑浸出率可达99.5%。盐酸浸出液在稀释比为10∶1, 水解温度为25 ℃时, 水解1 h, 得到氯氧锑。氯氧锑在固液比为1∶1.6, 反应温度为25 ℃, 反应时间为1 h, 氨水用量为1.2倍理论用量时, 转化得到纯度为90.76%的三氧化二锑。实验探讨了三氧化二锑还原熔炼过程中温度、反应时间、还原剂无烟煤用量、熔剂碳酸钠用量对锑直收率的影响。当反应温度为1 100 ℃, 反应时间为45 min, 还原剂无烟煤用量和熔剂碳酸钠用量分别相当于三氧化二锑质量的4.9%和4.32%时, 还原熔炼所得金属锑含量为99.04%, 锑直收率达到93.2%。     

从磷矿中分离轻稀土的研究

针对磷矿中伴生轻稀土元素进行了硝酸浸出的影响因素研究与TBP萃取探索实验。在硝酸浸出过程中, 随浸出时间延长、温度升高、酸度增加及液固比的增大, 轻稀土浸出率增大, 在液固比2.5∶1、60 ℃、45%酸度、时间2 h的条件下, 浸出率达99%以上。经50%TBP三级逆流萃取, 相比为2, 萃取率达99.2%, 轻稀土总回收率大于98%。