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二硫化钼片用途

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二硫化钼片用途百科

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二硫化钼的润滑特性

2019-01-29 10:09:51

二硫化钼——天然或合成的辉钼矿,以润滑油脂及其他固体润滑剂难比拟的优点,被誉为“固体润滑之王”而被广泛应用。     作为润滑剂要必备两个条件,即材料内部具良好滑移面,材料与基材有很强的附着力。     二硫化钼以S—Mo—S的三明治式夹层相迭加。层内,S—Mo间以极性键紧密相连。层间,S—S间以分子键相连,范德华-伦敦力的键合力太弱,当受到很小的剪切应力后即能断裂产生滑移。而这样的滑移面在每两个夹心层间就有一个。也就是在1μM厚的二硫化钼薄层内就有399个良好的滑移面。     二硫化钼与基材强烈粘附,这也是其他润滑剂,比如石墨也难比拟的。     除此外,它还具备有许多良好的润滑特性。     (1)温度适应范围宽:高温航空硅油能耐250℃高温,冷冻机油耐-45℃低温,这在润滑油脂中已属姣姣者。而二硫化钼在空气中应用,可在349℃下长期使用,或399℃下短期使用;在真空中,二硫化钼可在1093℃下工作;在氩气等惰性气体中,二硫化钼可在1427℃下工作。除能在高温下工作,二硫化钼还能在-184℃或更低温度下工作。     (2)耐重负荷:在重负荷下油脂润滑膜会因变薄甚至消失而使润滑失效。但厚度仅为2.5μm的二硫化钼润滑膜在2800MPa、40m/s的重负荷、高速度下润滑性能良好。即使负荷加大到3200MPa超过了钢铁屈服强度,二硫化钼的润滑效能依旧存在。这是其他任何液体和固体润滑剂所难达到的。因此,全世界所产二硫化钼的大部份都被当作“极性添加剂”与油脂合用,比如市面常见的二硫化钼锂基脂、二硫化钼钙基脂、各种二硫化钼齿轮成膜膏等等。     (3)耐真空:航天器在500km以上高空飞行,太空的真空度已达1.3×10-2μPa以上:此时,油脂润滑剂的蒸发已超过它的极限蒸发率。这不仅会使润滑失效,而且挥发气体还会污染仪表和环境,在真空中连石墨润滑剂的润滑性能也会大幅度下降,而二硫化钼在真空条件下的润滑性能比在空气中的润滑性能还要好。在1.3×10-2μPa真空度下,二硫化钼擦涂膜的摩擦系数降至0.0016,比在空气中的0.1低了很多。在1.3μPa真空、8000r/min、0.2MPa条件下工作的二硫化钼溅射膜轴承,其工作寿命已超过1500h。     (4)抗辐射:油脂在放射性辐照下会因分子交联而失效。而二硫化钼膜在7×108伦琴强辐射辐照后,比辐照前润滑性能几乎没受影响。二硫化钼在辐照前,静摩擦系数为0.13~0.14,动摩擦系数为0.11~0.12,磨损为306.1×10-3cm3;在辐照后则分别为:0.13,0.11和382.3×10-3cm3。这是二硫化钼在原子工业中被广泛应用的主要原因。     (5)耐腐蚀:二硫化钼稳定的化学性能使它具备了耐酸、耐碱、耐腐蚀的优点,这为二硫化钼与其他润滑剂合用创造了条件。[next]     (6)速度适应范围宽:二硫化钼在很低或很高转速下,都具良好润滑效能。而油脂润滑剂在低速下会出现“粘-滑”或“冷焊”;高转速下,又会因润滑膜破裂而失效。     鉴于二硫化钼这些良好的润滑特性,从1940年开始应用至今,发展迅猛。美国和前苏联的研究起步早,应用广泛;而日本也已有七个生产和推销二硫化钼的公司。我国对二硫化钼的研究起步较晚,1958年开始研究,1963年上海井岗山化工厂开始生产,截至1986年,我国每年生产二硫化钼粉150t,而年需要量已达400t。西北有色金属研究院研究成的“二硫化钼润滑剂制备新工艺”于1987年已通过中国有色金属工业总公司主持的鉴定,按此工艺1987年在栾川县钼业公司和1992年在西北有色金属研究院分别新建的,年生产能力为l00t的生产线已正式投入了生产,它将缓解我国对二硫化钼供不应求的局面。其标准见下表。   表  二硫化钼(润滑级)质量标准  生产厂家等级主要成份含量(%)MoS2 ≥酸不溶物Fe ≤MoS3 ≤水 ≤油 ≤C ≤酸度中国专业标准 ZBG12022-90一级品981.50①0.30 0.50  5合格品962.50①0.70 0.50  5西北有色金属研究院企业标准0#990.10②0.100.10   0.21#980.20②0.150.10   0.2国际贸易标准非微粉98.00.40①0.130.05微0.031.100.5微粉98.00.40①0.130.200.150.201.103.0克莱迈克斯(Climax)化工产品标准 CC-3D72年非微粉产品98.20.35①0.150.010.00.031.000.01标准98.20.50①0.200.050.050.051.500.05微粉产品98.00.35①0.150.030.00.251.200.55标准98.00.50①0.200.050.050.401.500.59沪Q/HG11-85-820#98       1#97       2#96       辽Q240/800#990.02①0.06     1#990.02①0.04     2#980.05①0.1     栾川钼业公司企业标准0#990.100.200.050.201.000.2 1#980.200.300.10.451.000.5 2#970.400.400.10.501.501.0 3#960.500.400.10.501.501.0      ①不溶物;②SiO2。       二硫化钼不仅是“固体润滑之王”而且还是石油产品精炼加工中的良好脱硫催化剂。     不管作润滑剂或催化剂,对产品所含MoS2纯度要求都很高。     由含MoS2纯度较低的钼精矿,生产成高纯度的二硫化钼粉,其生产工艺繁多,各工厂都有各自的特色,不尽相同,其研究归类也互不统一。笔者将它们归纳进两个大类:合成法与天然法进行介绍。

合成法生产二硫化钼

2019-02-12 10:08:00

所谓合成法,是损坏钼精矿里辉钼矿的结构和组成,经从头组合、结晶生成人工晶格二硫化钼。     明显,合成法里的钼阅历了Mo4+→Mo6+→Mo4+的两次氧化复原反响,经过了由辉钼矿转化生成钼酸铵或高纯三氧化钼到三硫化钼等中间产品,终究从头转化成人工合成的辉钼矿的一系列物相转化(图1、图2)。工艺以辉钼矿为目标,从钼的物相转变来除杂。常见的出产实践如下:   图1  合成法(一)出产流程   图2  全成法(二)出产流程       1、湿法硫化工艺     该工艺经钼酸铵、三硫化钼中间产品,选用H2S作钼酸铵的硫化剂来出产高纯二硫化钼。     出产钼酸铵的工艺许多,只需获高纯钼酸铵溶液,选用哪种办法都行。     此工艺出产、净化钼酸铵的进程已在第二节作过介绍,经净化后的钼酸铵溶液不经结晶、分出,直接通入气体进行硫化。很多H2S的通入,溶液中将发作如下反响:   (NH4)2MoO4+3H2S=MoS3↓+2NH3↑+4H2O       根据Б.B.涅克拉索夫(Hexpacos)论说,反响机理是:首要,钼酸铵溶液通入H2S后发作硫逐一替代氧的一系列中间反响:  (NH4)2Mo+H2S(NH4)4MoSO3+H2S(NH4)2MoS3O→→+H2S(NH4)MoS3O→(NH4)2MoS4 →+H2S     [next] 这一系列硫代钼酸铵均可溶于水而无法分出。反响后,再对溶液酸化,将发作如下反响,生成沉积:  (NH4)2MoS4+2H+→2NH+4 +H2MoS4     酸分化      MoS3↓H2S↑     终究发生MoS3的深褐色沉积。将MoS3热解可产MoS2:  MoS3△MoS2+S↑=       工业实践中,要留意阻隔空气,尤其是氧气。不然即便进入了极少量的氧气,也会发作如下反响:   2MoS3+9O2=2MoO3+6SO2↑       工业实践中还须留意,焙烧进程要尽量能使S得到充沛提高,不然,游离硫与三氧化钼混入二硫化钼后,将会大大添加产品酸值、阻碍其使用。     2、火法(焙烧)硫化工艺     该工艺从钼精矿作质料,先制成高纯三氧化钼,高纯三氧化钼与硫化钙在焙烧中反响,硫化是本工艺特色。出产高纯三氧化钼的进程也已在第四节作过介绍。MoO3与CaS反响如下:  MoO3+3CaS△MoS3+3CaO=       在发生此置换反响的一起,MoS3也会发生自氧化复原反响。焙烧完毕后,可通过水溶别离出CaO,碱溶或酸溶以脱除未充沛反响,残留的MoO3或CaS。但MoS3因自氧化复原反响所应留意的事项要求相同。     综上所述,合成法可在钼的物相转化进程里最大极限脱除杂质,出产出MoS2纯度很高的产品。可是,它也存在着以下的几点缺乏:     (1)工艺冗长、钼回收率低、加工费高、本钱高。     (2)三硫化钼自氧化复原后,产品往往呈现游离硫和三氧化钼。而这些物质是二硫化钼的主杂质,对使用影响很大。     (3)普遍认为,人工晶格的二硫化钼,不如天然晶格二硫化钼的光滑性能好。

天然法生产二硫化钼

2019-01-29 10:09:51

所谓天然法,指在不破坏钼精矿里辉钼矿的结构与组成,仅脱除精矿中混入的杂质矿物,获得天然晶格二硫化钼产品的工艺。由于除杂方式不同,又可分选矿法,浸出法、选矿加浸出法。     1、选矿法     选矿法不仅辉钼矿没经物相转化,杂质矿物也不须经物相转化。常见的实践有:     单一浮选工艺:它利用辉钼矿与杂质矿物间天然可浮性的巨大差异,通过多次精选工艺提纯,生产出含MoS2≥97%的高纯钼精矿。例如:北京天河化工厂采用浮选柱,钼精矿经过七次开路浮选,获得含MoS297%、钼回收率37%的二硫化钼产品。又如智利的萨尔瓦多(Salvador)采用九次浮选工艺,获得含MoS297%左右、钼回收率约65%的二硫化钼产品。     控制磨矿-分级工艺:它利用辉钼矿各向异性的力学特征,与杂质矿物通常为各向同性的力学性能差异,通过控制磨矿和分级,杂质矿物破磨细进入筛下,而片状辉钼矿却难以粉碎留在筛上得到纯化。例如,加拿大钼有限公司采用四辊磨机加分级,获得少量MoS2含量>97%的高纯产品和大量中矿供冶炼。又如,肯尼柯特公司采用三段控制磨矿工艺,获得MoS2含量97%、钼回收率30.1%的产品。     上述的两种选矿法尽管工艺简单、加工费低廉,但钼产品的回收率太低(如前述,最高的萨尔瓦多也仅达65%),导致二硫化钼成本偏高。笔者研究出脱活强浮新工艺,基本解决了选矿法钼回收率低的不足。     脱活-强浮工艺:鉴于钼选矿所采用烃油类非极性捕收剂选择性很差,而且,过程中所加油量的3/4左右富集在产率仅0.2%~0.8%的钼精矿的表面。当大剂量、选择性差的烃油随钼精矿进入生产二硫化钼的再精选工艺,势必造成:(1)一些杂质矿物因吸附有烃油捕收剂而被选进高纯精矿。(2)因油大泡粘,一些杂质矿物又因机械夹杂混进高纯精矿,构成纯化的困难。笔者自行研制出TL药剂[T-脱(To),L-林(Lin)],并采用TL脱活剂强化钼精矿再精选,在工业试验中获得MoS2含量>97%,钼回收率>97%的高纯钼精矿。在发挥选矿法工艺简单、加工费低廉优势的同时,又取得高回收率。TL药剂脱油效果见下表。   表  强浮过程脱油效果  试验序号含油量(%)脱油率(%)试 料产 品闭路试验1.530.4579.59验证试验2.110.6569.19       对钼精矿再精选的影响见图1。   图1  TL用量对MoS2品位及回收率的影响       2、浸出法     此法虽然不改变钼精矿里辉钼矿的结构(与合成法不同),但须改变杂质矿物的物相,通过杂质的物相转变与固液分离来纯化。常见的实践有:     单一氟化浸出工艺:采用HF加HCI(或H2SO4)在50~90℃温度下,将钼精矿浸出4~24h,使其中的硅类杂质和部分可溶于酸的矿物转化进液相或气相而脱除,主要反应式为:[next]   SiO2+6HF=H2SiF6+4H2O   Fe2O3+6HCl=FeCl2+3H2O   FeS+2HCl=FeCl2+H2S↑   CaCO4+2HCl=CaCl2+CO2↑+H2O       HF是一个中等强度一元酸,电离度很低,即使在0.01~0.lmol/L的低浓度下,电离度也仅8.5%,电离常数Ka=3.53×10-4或PKa=3.45。而H2SiF6是一个强二元酸,电离度很高,即使在蒸汽状态中,也有50%以上的分子已电离。SiF2-6很稳定,SiF2-6←→SiF4+2F-的解离常数很小,Ka= 7×10-7。HF溶SiO2反应机理是:   SiO2+4HF=SiF4↑+2H2O   SiF4+2HF=H2SiF6       在气相中SiF4会逸出;在液相中SiF4不待逸出就会与溶液中F-反应,形成H2SiF6。     浸液中HF用量取决钼精矿中SiO2的重量。笔者对浸出时间、HF用量与SiO2含量间的研究结果见图2。显然,HF耗量为SiO2重量4倍以上为佳。   图2  HF用量对SiO2浸出率的影响       浸液中HCI或(H2SO4)用量在原则上,只需保证足够的酸度(PH≤2),但生产中所加30%HCl或(H2SO4)量往往达到钼精矿重量的1~2.5倍。例如国内某厂浸出工艺中,每产1tMoS2粉,须加入50%的HF350kg,30%的HCl 2t,几乎不再需要添加清水。这样高酸耗有否必要值得考虑。     经浸除硅类及可溶于酸的杂质后,料浆经固液分离、洗滤等,可获高质量二硫化钼滤饼。但该产品往往还夹杂有滤液而含游离酸,最好再用碱液(NaOH、KOH或NH4OH均可,以KOH为佳)洗滤以中和游离酸。净化后的滤饼再经干燥、细磨,即成最终二硫化钼粉。     此法可最大限度脱除硅类杂质,但却无法脱除黄铁矿(FeS2)、黄铜矿(CuFeS2)…等难溶于HCI、H2SO4的硫化杂质。而莫氏硬度高达6.5的黄铁矿对产品润滑性能影响很大。为此。对含FeS2较高的钼精矿往往采用以下两种工艺:     (1)焙烧-浸出工艺:钼精矿在常规氟化浸出前,先在有氮气或惰性气氛保护下,经650~800℃焙烧1~2h。此时,黄铁矿将转化为硬度小(3.5)、易溶于HCI(或H2SO4)的磁黄铁矿(FeSx 1<x<2)。或者,将钼精矿掺入H2SO4,在惰性气氛焙烧,黄铁矿转化成可溶的硫酸亚铁(FeSO4)。焙烧后的钼精矿再经上述氟化浸出,就既可除硅又可除去黄铁矿。     (2)两段浸出工艺:钼精矿先经氯化浸出(——布伦达法)-脱除硫化杂质(布伦达法见第二章有关章节)。经除去了硫化杂质的钼精矿再给入常规氟化浸出以脱硅类杂质。     浸出法以杂质矿物的物相转化为手段来纯化钼精矿,钼损耗少、回收率高。但药耗大,成本高,尤其在钼精矿中黄铁矿等硫化杂质偏高时,焙烧-浸出工艺难控制,二次浸出工艺成本太高,困难较大。     3、选矿+浸出法     该法分别吸收选矿和浸出的特点,先经选矿法获得含FeS2少的高纯钼精矿,再经氟化浸出脱硅类杂质,可获高质量的天然晶格的二硫化钼产品。用高纯钼精矿作浸出原料,药耗也会大幅度降低。     西北有色金属研究院研究出的新工艺,就是选矿+浸出法:采用TL脱活强化浮选,获得MoS2含量≥97%、钼回收率≥97%的高纯钼精矿;再经液固比1:1每吨产品添加50%HF150kg,30%HCl 30kg,在50~800℃浸出3h,获得MoS2含量≥99%SiO2含量0.0275%的高质量二硫化钼粉。

二硫化钼粉的胶体化

2019-01-29 10:09:51

作为固体润滑剂,不仅要求纯度,而且对产品细度要求也很严格(见表1及表2)。                             表1  国际二硫化钼粒度标准  标  准等级粒径(μm)筛析(目)+30-20 +20-20 +10-10 +5-5 +2-2+100-100 +200-200 +325-325国际贸易标准非微粉50201783.81.2052075微粉   204733    克莱麦克斯 1971年标准非微粉   2  051085微粉平均粒度0.55~0.85μm(产品为0.70μm)   表2a  国产MoS2粒度标准  粒径 含量(%) 产品标准粒 径(μm)<2<4<7.5<10>325目沪Q/HG0050#≥955  ≤0.51# ≥955 ≤0.52#   ≥95≤0.5西北有色金属研究院微粉≥80    平均<0.5μm超<1μm平均<0.3μm微粉≥97μm   表2b  国产MoS2粒度标准  粒径 含量(%) 产品标准粒 径(μm)<1<23~56~7>7沪Q240/80080107.0301 907.220.82 5525155       要达到平均粒度为1μm左右,常规胶体磨已难完成此重任。通常要采用超音速气流式粉碎机。它的工作过程是:由空压机产生的0.8~1.2MPa气流由喷嘴送入破碎腔,由高速气流按射流原理将二硫化钼粉由给料口吸入,送进破碎腔。在Laval喷嘴口,气流流速已达2~3马赫(约2.625~780m/s),二硫化钼颗粒在喷嘴口、破碎腔里受到撞击、剪切、摩擦、压缩等作用而粉碎。粉碎后产品在分级腔分级。不合格粗颗粒自动返回喷嘴及破碎腔。磨成胶体的合格产品随气流排出粉碎机,经多级旋风收尘器和布袋收尘器分离,几乎不含固体粉末的废气排空,收集到的固体已分级成不同细度的二硫化钼胶体。气流粉碎是一种新兴技术,除了二硫化钼的胶体化,在石墨等要求加工成极细粒径产品时也不失为一种最佳选择。只是系统的密封、收尘要千万注意。

一种碳化钨-钴/二硫化钼复合粉末及其制备方法

2018-12-10 14:19:22

一种碳化钨-钴/二硫化钼复合粉末,其特征在于:粉末成分为WC-Co 94~ 99%重量,MoS2 1~6%重量。本发明碳化钨-钴/二硫化钼复合粉末可以在保证涂层的硬度、致密度和结合强度的前提下,降低涂层的摩擦系数末,从而使涂层的磨损率大幅下降,得到一种优良的复合自润滑硬质耐磨涂层。

硫化锌的用途

2017-06-06 17:50:00

硫化锌是比较常见的材料.但硫化锌的用途有哪些呢?小编相信大多数人并不一定清楚,下面我们就一起来了解下硫化锌的用途吧!硫化锌作为一个重要的二,六化合物半导体,硫化锌材料已经引起了极大的关注,不仅因为其出色的物理特性,如能带隙宽,高折射率,高透光率在可见光范围内,而且其巨大的潜力应用光学,电子和光电子器件。硫化锌具有优良的荧光效应及电致发光功能,纳米硫化锌更具有独特的光电效应,硫化锌的用途在电学、磁学、光学、力学和催化等领域呈现出许多优异的性能,因此纳米硫化锌的研究引起了更多人的重视,尤其是1994年Bhargava报道了经表面钝化处理的纳米硫化锌:锰荧光粉在高温下不仅有高达18% 的外量子效率,其荧光寿命缩短了5个数量级,而且发光性能有了很大的变化,更为硫化锌的用途开辟了一条新途径。硫化锌可用于制白色的颜料及玻璃、发光粉、橡胶、塑料、发光油漆等.不可否认,目前硫化锌的用途已经越来越广,由于硫化锌的特殊性,不少研究所还将继续保持对硫化锌的用途的探索 

铜分离工艺(硫化矿处理)(二)

2019-02-14 10:39:39

中条山有色金属公司矿研所结合铜矿峪矿石特色和现场出产实际情况,将分支浮选工艺与粗精矿再磨浮选工艺相结合,到达了进步精矿档次,下降药剂耗费的意图。    大井银铜矿是一个以银、铜、锡为主的难选杂乱多金属矿床。铜矿藏首要有黄铜矿,粒茺较粗,一般在0.043~1毫米,+0.074毫米占88%左右。银在矿石中首要以独立矿藏的方式存在。呈细粒,一般在0.040毫米以下,达0.060毫米很少。锡矿藏的绝大多数是锡石,很少数呈黝锡矿的方式散布于黄铜矿中或其边际,粒度较细,0.02~0.1毫米粒级的占43%。砷在矿石中首要以毒砂方式存在,其次为含砷黄铁矿,粒度较粗。矿石铜、银、锡的含量较高,是首要收回目标。    北京矿冶研讨总院经过实验研讨提出选用浮选—重选联合工艺流程收回银、铜、锡三种金属,流程结构如图6。 图6[next]     优先选银铜时选用硫代硫酸钠与硫酸锌作为含砷矿藏及黄铁矿的按捺剂,选用丁基铵黑药和黑药为捕收剂,精选时选用石灰、氯化铵脱砷能获得较好的技能经济目标。药剂用量见下表。小型闭路实验成果见下下表。闭路实验药剂用量药剂称号药剂用量(克/吨)药剂称号药剂用量(克/吨)硫代硫酸钠500氧化钙500硫酸锌250氯化铵300丁基铵黑药63硫酸铜300黑药32丁黄药180二号油43  小型闭路实验成果产品称号产率%档次(%)收回率(%)CuAg(吨/克)SAsSnCuAgSAsSn银铜精矿6.8224.141279.131.160.220.32591.8275.3154.782.54.09硫砷产品6.521.57293.621.597.540.465.7216.5336.2883.135.54锡精矿0.50.1228.81.680.4860.390.030.120.220.4155.73尾矿86.160.05110.810.390.0960.222.438.048.7213.9634.64原矿1001.79115.833.870.590.54100100100100100     广东工学院以某钨选厂供给的硫化矿为试样进行归纳收回其有用成分的研讨。实验研讨标明,选用选冶联合流程,即用FeCl3挑选浸出收回铋、铅、银,用—石灰法从FeCl3浸出渣中浮选收回钼、铜、砷等,可使硫化矿中的多种有用成分得到充沛合理地运用。    FeCl3浸出后的硫化矿渣含铜6.51%,含砷9.46%,含硫34.83%。矿渣物相组成的分析成果标明,铜矿藏为黄铜矿,含砷矿藏为毒砂,含硫矿藏首要为黄铁矿。    一石灰法使黄铜矿与毒砂、黄铁矿别离是根据在溶解有石灰的弱酸性矿浆中能使毒砂、黄铁矿有用地按捺,而黄铜矿不光不受按捺,反而能促进其浮游。效果的这种双重性使得铜、砷分选具有很高的挑选性。    实验成果标明,在弱酸性矿浆中(pH=6.5~7),选用与石灰配协作毒砂、黄铁矿的按捺剂,丁基黄药与硫脂混作捕收剂浮选黄铜矿,可使黄铜与毒砂、黄铁矿有用别离,并可获得很好的分选成果,在较低pH值(pH=5.5~6)时,根据对毒砂、黄铁矿按捺程序的差异,在浮铜后的尾矿中,用做调整剂,丁基黄药做捕收剂浮选黄铁矿,可使毒砂与黄铁矿开始别离,并能得到合格的砷精矿。    实验流程及药剂准则见图7,所获得目标见下表。[next]流程实验成果产品称号产率%档次(%)收回率(%)CuAsSCuAsS铜精矿25.6123.880.1834.8890.640.4925.96铜中矿6.816.363.1443.316.422.287.77硫精矿36.580.334.8344.491.7918.8747.3砷精矿31.090.2523.6721.041.1578.3618.96原矿1006.759.2634.4100100100 图7     对浸出渣进行预处理,严格操控矿浆pH值,浮选前对矿浆进行激烈拌和擦拭,以铲除矿渣中夹藏的重金属离子关于矿藏表面所遭到的污染,以及浸出渣表面氧化蜕变的影响。挑选适宜的用量,在矿浆中坚持必定的游离氧化钙含量,操控的效果时刻,是—石灰法的重要工艺条件,也是黄铜矿与毒砂有用别离,下降铜精矿含砷的有用办法。[next]    湖南省郴州雷坪有色金属矿归于含铜多金属矿。金属矿藏有:黄铜矿、斑铜矿、毒砂、闪锌矿、锡石、黄铁矿、磁黄铁矿等。脉石矿藏有:方解石、石英、透辉石、透闪石、萤石、阳起石、绿泥石、绢云母、普通角闪石、滑石、云母等。原矿含铜0.6~0.7%,含砷3.5~4.5%,高者达6~7%。    该矿选厂投产以来,以选矿铜为主,其铜精矿档次一般 为12~16%,铜的收回率为80%左右,铜精矿中含砷在2%以上,产品供应不出去。    该矿考虑到原矿含铜比较低,含砷又比较高;铜矿藏与砷黄铁矿的别离又比较困难。为了进步铜精矿档次,下降有害杂质砷含量,将原浮铜流程的一粗、三精、三扫,改变为一粗、五精、四扫。一起,加大石灰用量,并分四段添加。本来只是将石灰加入球磨和精选,每吨原矿耗费4~5公斤,添加到每吨原矿耗费8~10公斤,添加点为球磨1.5~2公斤/吨;拌和机2.5~3公斤/吨;精选II、精选III合计4~5公斤/吨;粗选pH由8~8.5进步到9~10。使铜精矿档次进步了5.16%,而将砷降至0.5%以下。另一方面改进操作条件,进步磨矿细度、粗选严格操控捕收剂和起泡剂的用量。    经过上述的采纳的办法,收到了杰出的效果。1981年铜精矿档次、铜的收回率别离达22.57%和86.72%,而铜精矿含砷为0.42%。    湖南冶金研讨所用浮选办法对从矽卡岩铜锡矿石中别离硫化铜矿藏与毒砂进行了实验研讨。    实验试料矿体产于花岗岩和白云质大理岩触摸带中,归于高温镁砂卡岩矿床。原矿首要含铜矿藏以黄铜矿为主。砷矿藏以毒砂为主,有少数的硫砷铜矿和砷黝铜矿;毒砂同首要原生硫化矿藏嵌镶严密,并且含量较高,又广泛散布于各种矿石之中。脉石矿藏品种繁复,首要的有石英、长石、金云母、绢云母、绿泥石、铁白云石、白云石、方解石、阳起石、透闪石、角闪石等。    铜砷别离的实验研讨:铜砷别离系指黄铜矿、方黄铜矿、斑铜矿与毒砂别离。毒砂与硫化铁的性质类似,所以铜砷别离也包含与硫铁矿的别离。    硫化铜矿藏、毒砂、黄铁矿的可浮性差异不大,在铜优先浮选时,有必要留意挑选具有挑选性好和捕收力较强的捕收剂。实验证明,丁黄酸丙睛酯在硫化铜矿藏表面吸附结实,适宜于强碱介质屡次精选。    按捺剂的挑选:硫离子能与重金属离子生成难溶性的沉淀物,然后可以消除这些离子活化的影响。粗选进程用与石灰合作运用,可以获得杰出的别离效果。精选进程中,用钠与石灰合作运用,则别离效果得到显着的改进。    添加精选次数显着下降铜精矿含砷量,这是因为屡次按捺使毒砂失掉或下降浮游性,到达了按捺砷矿藏的意图。    粗精矿再磨进一步使铜矿藏与毒砂硫铁矿的连生体得到充沛解离,一起也起擦拭矿粒表面的效果,有利于按捺剂对毒砂的充沛按捺,发明铜、砷别离和进步铜收回率的有利条件,不光使终究铜精矿含砷到达预订的要求,并且使其档次进步5.49%,收回率进步2.72%。    采纳上述办法,不只有用地将铜精矿含砷降至0.3%以下,还有利于进步铜精矿档次和收回率。闭路实验流程见下图8,实验成果见下表。闭路实验成果产品称号产率%档次%收回率%别离条件CuAsCuAs铜精矿2.2428.410.28581.481.23粗精矿再磨(-200目96%)硫精矿8.550.695.297.5587.09尾矿89.210.0960.06810.9711.68原矿1000.780.52100100[next] 图8

钴的相关知识(二)-性质,用途,冶炼

2019-03-14 10:38:21

钴 cobalt   元素符号Co,银白色铁磁性金属,表面抛光后有淡蓝光泽,在周期表中属Ⅷ族,原子序数27,原子量58.9332,密排六方晶体,常见化合价为+2、+3。   1735年瑞典化学家布兰特(G.Brandt)制出金属钴。1780年瑞典化学家伯格曼(T. Bergman)断定钴为元素。长期以来钴的矿藏或钴的化合物一向用作陶瓷、玻璃、珐琅的釉料。到20世纪,钴及其合金在电机、机械、化工、航空和航天等工业部分得到广泛的使用,并成为一种重要的战略金属,消费量逐年添加。我国于50年代开端从钴土矿、镍矿和含钴黄铁矿中提钴。   资源 已知的含钴矿藏约100种。首要的钴矿藏为:硫钴矿(Co3S4)、纤维基石(CuCo2S4)、辉砷钴矿(CoAsS)、砷钴矿(CoAs2)、钴华(3CoO·As2O5·8H2O)等。国际上的首要钴矿有四种类型:①铜钴矿,以扎伊尔、赞比亚储量为最大,扎伊尔的产钴量占全国际产值的一半以上;②镍钴矿,包含硫化矿和氧化矿;③砷钴矿;④含钴黄铁矿。这些钴矿含钴均较低。海底锰结核是钴的重要前景资源。从含钴废猜中收回钴也日益遭到人们的注重。1979年国际(我国在外)矿山产钴量和钴储量见表。     我国已探明的钴储量最大的是甘肃金川硫化镍矿中伴生的钴。云南的硅酸镍矿以及四川、山东、湖北、山西、广东等地的黄铁矿中也含有钴。   性质和用处 在常温下,细密金属钴在空气和水中安稳,高于300℃时,钴在空气中开端氧化。赤热的钴能分化水放出氢。氢复原法制备的细金属钴粉在空气中能自燃生成氧化钴。    含钴高温合金在 900~1000℃下仍有很高的强度和抗蠕变功能,多用于制造喷气发动机的耐高温部件。钴能进步铁基、铝镍基和稀土金属合金的磁饱满强度和居里点,使其具有高矫顽力,是电气工业中的优秀磁性材料。钴是硬质合金的粘合剂。金属部件用钴合金涂层和表面硬化后,其机械功能明显进步。钴的氧化物是陶瓷制品的脱色剂和颜料;珐琅中的含钴釉料可使珐琅同钢更好地粘结在一同。钴的有机化合物在油漆中作催干剂。钴还在化工出产中用于碳氢化合物的水合、脱硫、氧化、复原等方面。60Co是γ射线源,用于物理、化学、生物研讨和医疗部分。   冶炼 钴矿藏的赋存状况杂乱,矿石档次低,所以提取办法许多并且工艺杂乱,收回率低。一般先用火法将钴富集或转化为可溶性状况,然后再用湿法使钴进一步富集和提纯,终究得到钴化合物或金属钴。首要提钴工艺流程见图    硫化镍矿提钴 硫化镍精矿一般含镍4~5%,含钴0.1~0.3%。镍的火法熔炼过程中,因为钴对氧和硫的亲合力介于铁镍之间(见氧势图),在转炉吹炼高冰镍时,可控制冰镍中铁的氧化程度,使钴富集于高冰镍或富集于转炉渣,分别用下述办法提取:①富集于高冰镍中的钴,在镍电解精粹过程中,钴和镍一同进入阳极液。在净液除钴过程中,钴以高价氢氧化钴的形状进入钴渣,钴渣含钴6~7%,含镍25~30%。从此种钴渣提钴的一种办法是:将钴渣参加硫酸溶液中,通二氧化硫使之溶解,制得含硫酸镍、硫酸钴和少数铜、铁、砷、锑等杂质的溶液;再用活性镍粉置换除掉铜;通空气,氧化水解除掉铁,通氧化,加苏打中和沉积钴,若所得氢氧化钴含镍较高,可再次溶解、沉积别离钴镍,使其含镍小于1%;经煅烧制得氧化钴出售,也可将氧化钴制成粗金属钴,经电解精粹得电解钴。加拿大和苏联的镍厂都用此法收回钴。我国的工厂也有相似作法。从钴渣提钴的另一种办法是以钠作复原剂,将钴渣溶解于硫酸溶液中,得到含硫酸镍、硫酸钴和少数铜、铁、锰、锌等杂质的溶液,而后用黄钠铁矾法除掉溶液中的铁(见锌),用烷基磷酸类如:二-2-乙基己基磷酸(D-2-EHPA)或其他烷基磷酸酯类萃取剂萃取其间的铜、铁、锰、锌等,并别离钴镍。萃取过程中取得的氯化钴溶液,用除钙、镁后,再用草酸铵沉积钴。所得草酸钴在450℃下煅烧,得到的氧化钴粉,可作为终究产品,也可用氢复原法制取金属钴粉。②富集于炼镍转炉渣中的钴,在复原硫化熔炼过程中,与镍一同转入钴冰铜(见锍)。转炉渣成分一般为:钴0.25~0.35%,镍1~1.5%;钴冰铜成分一般为:钴1~1.5%,镍5~13%。钴冰铜能够直接浸取(常压或加压酸浸),也能够将钴冰铜焙烧成可溶性化合物后再酸浸。浸出液可按钴渣提钴工艺流程处理。  加拿大舍利特高尔顿公司(Sherritt Gordon MinesLtd.)用高压浸法处理硫化镍精矿和高冰镍时,钴留于镍的氢复原尾液中,通于尾液,得硫化钴和硫化镍的混合沉积物。此混合物用硫酸高压浸出、净化除杂质后,通氧、加、加压,使二价钴氧化成可溶性的[Co(NH3)5·H2O]2(SO4)3,而镍则以镍铵硫酸盐形状沉积出来,完成镍钴别离,溶液用高压氢复原产出钴粉,也可用萃取法净液、别离出镍后电积得电钴。  含钴黄铁矿提钴 国际上从含钴黄铁矿中提钴较有代表性的工厂是芬兰科科拉钴厂( Kok-kola Cobalt Plant),精矿焙烧脱硫后,再配以部分精矿在流态化炉内进行硫酸化焙烧,再经浸出、稠密、洗刷,浸出液通使钴呈硫化钴沉积。再利用上述舍利特高尔顿的高压浸出法和高压氢复原法出产钴粉。我国含钴黄铁矿的钴档次较低,仅为0.02~0.09%。浮选产出的钴硫精矿含钴0.3~0.5%,硫30~35%,铁35~40%。钴硫精矿在流态化焙烧炉内于580~620℃下进行硫酸化焙烧,使钴、镍、铜等金属转化为可溶性的盐类。焙砂用水或稀硫酸浸出,用将浸出液中的铁氧化成高价铁后,用脂肪酸钠顺次萃取铁和铜。然后,通入使钴氧化,加碱水解生成高价氢氧化钴沉积,而与镍别离。在反射炉内使氢氧化钴脱水、烧结,烧结块配以石油焦和石灰石在三相电弧炉内复原熔炼成粗金属钴。粗钴浇铸成阳极,进行隔阂电解,得到纯度较高的金属钴。钴硫精矿也可先经900~950℃氧化焙烧,再配以氯化钠或氯化钙以及少数的钴硫精矿于 680℃下进行硫酸化氯化焙烧。焙砂按上述流程提钴。   砷钴矿提钴 砷钴矿经选矿得到含钴10~20%的精矿,其间含砷20~50%。处理砷钴矿的办法首要有两种,一种是先用火法熔炼产出砷冰钴,再用湿法提钴。另一种是用加压浸出法制得含钴溶液,再从中提取钴。我国选用前者:将精矿配以焦炭和熔剂在反射炉或电炉内熔炼,使部分砷呈蒸发,产出砷冰钴(旧称黄渣)。如质料含硫高,还产出部分钴冰铜。砷冰钴和钴冰铜磨细后焙烧,进一步脱砷和硫;焙砂用稀硫酸浸出,用次氧化浸出液中的铁,再用苏打调整pH为3~3.5,使铁成为氧化铁和铁沉积。滤液用铁屑置换除铜后,用次使钴氧化,加碱水解生成高价氢氧化钴沉积而与镍别离。所得氢氧化钴在反射炉内于1000~1200℃下煅烧,取得氧化钴,并使其间的碱式硫酸盐分化,将硫除掉。然后配入木炭,在反转窑内于1000℃左右复原成金属钴粉。也可将氢氧化钴熔炼成粗金属钴,再进行电解得电钴。焙砂的浸出液也可和前述硫化镍矿提钴相同,选用萃取法净液别离提钴。  加压酸浸法处理砷钴精矿是将精矿用稀硫酸浆化,用高压釜浸出,操作压力35公斤力/厘米2,温度190℃,浸出时刻3~4小时,钴的浸出率95~97%。浸出液除砷、铁、铜、钙等杂质后,参加液,使钴构成钴络合物,在高压釜内,用氢复原得到钴粉,操作压力50~55公斤力/厘米2,温度190℃。此法流程简略,收回率高,劳动条件好。   铜钴矿提钴 扎伊尔的卢伊卢厂 ( Luilu CobaltPlant)是国际上处理铜钴矿最大的钴厂。铜钴矿经选矿取得氧化精矿和硫化精矿。氧化精矿档次为:铜25%,钴1.5%;硫化精矿档次为:铜45%,钴2.5%。首先将硫化精矿在流态化焙烧炉内进行硫酸化焙烧,然后将焙砂和氧化精矿一同用铜电解废液浸出。氧化精矿中的钴首要呈三价氧化物形状,在硫酸中溶解度很小,但在铜电解废液中可由其间的亚铁离子将钴复原,溶于电解废液中,Co3+(不溶性)+Fe2+ ─→Co2+ (可溶性)+Fe3+。   钴的浸出率可达95~96%。含钴和铜的浸出液用电解法分出铜,而钴和其他金属杂质留在溶液中。除杂质后,将溶液中的钴用石灰乳沉积为氢氧化钴,再溶于硫酸中,得到高浓度的硫酸钴溶液,终究用不溶阳极电积金属钴(见水溶液电解)。

硫化锌精矿的加压酸浸(二)

2019-01-25 15:49:26

B  锌精矿加压酸浸中有关硫化物的行为    硫化锌加压浸出的基本反应是                                     1                         ZnS+H2S04+——02 —→ZnS04+H20+S                                     2    当系统内缺乏传递氧的物质时,上述反应进行得很慢,但锌精矿中铁溶解后,铁离子即是一种很好的传递氧的物质。通过铁离子的还原、氧化来加速ZnS的浸出过程。                         ZnS+Fe2(S04)3 —→ZnS04+2FeS04+S                                     1                       2FeS04+H2SO4 ——02 —→Fe2(S04)3+H20                                     2    在正常情况下,精矿中含有足够的酸溶铁,完全可以满足浸出过程的需要。磁黄铁矿(Fe7S8)或者铁闪锌矿(ZnFeS)中铁的氧化反应与硫化锌氧化反应类似。黄铁矿是惰性的,较难浸出,它的氧化与浸出参数有关,在高温和强氧化条件下,黄铁矿将被氧化成硫酸。    锌精矿中铜通常以黄铜矿的形式存在,可大部分被浸出。                     CuFeS2+O2+2H2S04 —→CuS04+FeS04+2S+2H20    方铅矿比较容易浸出生成硫酸铅。                                    1                       PbS+H2SO4+——O2 —→PbS04+S+H20                                    2    在加压浸出时精矿中非黄铁矿的硫化物一般情况下仅有5%被氧化成硫酸盐。                                  MeS+202 —→MeS04    生成硫酸铅后会再生成铅铁矾、草铁矾等矾类物质,以及水合氧化铁,由溶液中析出,并使部分硫酸获得再生。    由此可见浸出的结果是锌精矿中的锌转入溶液,铅、元素硫、铁的水解产物留在渣中。硫在浸出时的行为比较复杂,其转化产物主要形式是元素硫、硫酸和HS04-。元素硫的转化率与操作条件有关,酸度高时易生成元素硫,降低酸度使反应向生成SO42-和HS04-方向进行,通常当pH    进入浸出高压釜的物料主要有: 锌精矿矿浆、废电积液和氧气三种物料。该厂的锌精矿主要成分:Zn 49 %,Fe 11%,Pb 5%,S 32%。其粒度80%为-44μm。[next]    首先将锌精矿用球磨机细磨,球磨机与水力旋流器(内衬橡胶)连接闭路循环,旋流器的溢流进入浓缩槽加入少量絮凝剂浓缩后,得到含固体量68%~70%,粒度95%为-44μm的矿浆原料。在矿浆搅拌槽里向矿浆加入表面活性剂,最后用泵送入到高压釜第一室。    废电积液配入浓硫酸,将浓度调到含硫酸165 g/L,与矿浆闪蒸排料槽产出的蒸汽进行热交换,将酸的温度由30℃左右提高到70℃。加压浸出用的氧气纯度为98%,由制氧装置提供。    浸出高压釜如下图所示,直径3.7m,长15.2m,容积103m3,壳体为低碳钢,内衬铅、耐高温涂料和耐酸砖。高压釜有四个室,每个室均有一个搅拌器和隔板。    浸出时进行搅拌,固体颗粒保持悬浮状态,使氧气与矿浆充分混合,锌精矿矿浆和大部分废电积液被泵入第一室,经耐酸砖溢流堰依次由上一室进入下一室,最后进入闪蒸槽。    氧气由前面三个室加入,惰性气体如N2, C02随蒸汽从第一室连续排出以防止其积累。特列尔锌厂高压釜典型操作参数如下:    精矿处理量                         190t/d    精矿/电积液                       145g/L    总压                              1300kPa    温度                              140~155℃    精矿停留时间                       100min    排气中氧含量(干量)                85%    浸出终液H2SO4                      含量30g/L    浸出终液含Fe量                     5g/L[next]    这里的精矿处理量指设计能力,该厂20世纪80年代中期已达到设计能力的250%。浸出温度主要由精矿反应热提供,为了维持高压釜中的热平衡,进入第一室的废电积液进行预热,不预热的废电积液加入第二室。    闪蒸槽的作用有:使高压釜矿浆降至大气压;使闪蒸蒸汽与热矿浆分离以及回收闪蒸蒸汽热量用以预热进人高压釜的废电积液。闪蒸槽与热回收系统如下图所示。    高压釜排出矿浆的温度约115℃,蒸汽经除雾器后送往换热器与配好的酸进行热交换。闪蒸后矿浆的体积约减少8%,再进入调节槽,矿浆用蛇管冷却到80℃,元素硫此时由无定形转变为单斜晶体。    调节槽中矿浆经水力旋流器分级,溢流主要为硫酸锌溶液及铅铁矾和少量元素硫(小于lg/L)等物质,送焙砂浸出系统。旋流器的底流为富硫矿浆(浸出矿浆中有98%的硫均入底流),用浮选法选出精矿,浮选的尾矿与主矿浆系统合并。    硫精矿经过滤洗涤之后与脏硫一起装入锥形熔锅,熔锅中的熔体排入一个装脏硫的地坑,最后由压滤机过滤得到元素硫(S99.7%)及一些残渣。

硫化铜镍矿熔炼的概述(二)

2019-01-08 09:52:44

世界上5家镍厂闪速炉的主要特征见下表。镍厂闪速炉特点是以煤代油,不仅在经济上有显著效益,在技术上碳质还原剂的作用也很有效,因为镍炉渣是不宜采用磨浮贫化的,然而深度还帮贫化镍炉渣可使用渣中Fe3O4降至3%以下,渣含Ni降至0.2%。炉渣中的镍主要是化学溶解的NiO,故使用碳质还原剂作烟降低镍化学失的方法。另一特点是西部矿业的卡尔古利厂和金川公司镍闪速炉将炉渣贫化和闪速熔炼合并在一台设备内进行,这样就节约了能源并提高生产率。下表    5家镍厂闪速炉的主要物征项目哈贾伐尔塔厂卡尔古利厂皮克威厂诺里尔斯克厂金川公司反应塔尺寸/mØ内3.7 H7.4ø内6.98 H5.43Ø8   H9.5Ø8.16 H7.93ø内6 H6.4沉淀池尺寸/mL16.86, B4.5,D1.8L18.14,B7.3,H2.7L15,H4.2127m2L12.2,B7.04,D1.3炉渣贫化区尺寸/m分开,电炉贫化ø8.2,H4.1L16.99,B7.3,H2.7分开,2台电炉贫化分开,1台贫化电炉120m2L17.48,B7.04,D1.3变压器功率/kW80006000+45002台,900001台,180002台,40000制氧机能力/(m3.h-1) 2台,27006550  (98%O2) 2台,6500,1台,1400(90%~92%O2)(99.8%O2)反应塔风量/(m3.h-1) 72900 5500027520氧浓度/%3523.82442~4842风温/℃200459290 200燃料率/% 反应塔 沉淀池1.62(重油)0.71(重油) +3.34(煤) 0.04(重油)  1.32(油或煤) 1.87(油)1t矿的油耗/kg137707090 1t矿的电耗/(kW.h)10202014 1t矿的总能耗/GJ66413251325 551