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二硫化钼棒

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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。

硅钼棒

2017-06-06 17:50:12

硅钼棒电热元件是一种以二硅化钼为基础制成的耐高温、抗氧化、低老化的电阻发热元件。在高温氧化性气氛下使用时,表面生成一层光亮致密的石英(SiO2)玻璃膜,能够保护硅钼棒内层不再氧化,因此硅钼棒元件具有独特的高温抗氧化性。硅钼棒,分子式:MoSi2 【理化性能】 密度:5.5~5.6g/cm3 抗弯强度:15MPa(20℃) 维氏硬度(HV):570kg/mm2 气孔率:7.4% 吸水率:1.2% 热伸长率:4% 辐射系数:0.7~0.8(800~2000℃)根据加热设备装置的结构、工作气氛和温度,对电热元件的表面负荷进行正确地选择,是硅钼棒电热元件的使用寿命的关键。硅钼棒电热元件产品广泛应用于冶金、炼钢、玻璃、陶瓷、耐火材料、晶体、电子元器件、半导体材料的研究、生产制造等领域,特别是对于高性能精密陶瓷、高等级人工晶体、精密结构 金属 陶瓷、玻璃纤维、光导纤维及高级合金钢的生产。硅钼棒中的硅是一种化学元素,它的化学符号是Si,旧称矽。原子序数14,相对原子质量28.09,有无定形硅和晶体硅两种同素异形体,属于元素周期表上IVA族的类 金属 元素。硅也是极为常见的一种元素,然而它极少以单质的形式在自然界出现,而是以复杂的硅酸盐或二氧化硅的形式,广泛存在于岩石、砂砾、尘土之中。硅在宇宙中的储量排在第八位。在地壳中,它是第二丰富的元素,构成地壳总质量的25.7%,仅次于第一位的氧(49.4%)。硅钼棒中的硅名称的由来,来自拉丁文的silex,silicis,意思为燧石(火石)。 民国初期,学者原将此元素译为“硅”而令其读为“xi(圭旁确可读xi音,如畦字)”(又,“硅”字本为“砉”字之异体,读huo)。然而在当时的时空下,由于拼音方案尚未推广普及,一般大众多误读为gui。由于化学元素译词除中国原有命名者,多用音译,化学学会注意到此问题,于是又创 “矽”字避免误读。台湾沿用“矽”字至今。 1787年,拉瓦锡首次发现硅存在于岩石中。然而在1800年,戴维将其错认为一种化合物。1811年,盖-吕萨克和Thénard可能已经通过将单质钾和四氟化硅混合加热的方法制备了不纯的无定形硅。1823年,硅首次作为一种元素被贝采利乌斯发现,并于一年后提炼出了无定形硅,其方法与盖-吕萨克使用的方法大致相同。他随后还用反复清洗的方法将单质硅提纯。硅钼棒在氧化气氛下、最高使用温度为1800℃,硅钼棒电热元件的电阻随着温度升高而迅速增加,当温度不变时电阻值稳定。在正常情况下元件电阻不随使用时间的长短而发生变化,因此,新旧硅钼棒电热元件可以混合使用。

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。

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

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

硫化镍阳极电解精炼生产技术操作(二)

2019-02-13 10:12:44

3)电流密度    电流密度是指单位(阴极)电极面积上经过的电流强度。电解槽的生产能力,简直随电流密度的进步而成份额地添加,所以进步电流密度时,单位面积阴极堆积镍所担负的固定资产折旧费、保护费和基建投资将相应削减。可是,过高的电流密度可使氢分出,导致发作硫松状堆积物。硫化镍阳极电解工艺的阴极电流密度一般为200A/m2。恰当操控操作条件,电流密度可进步到220A/m2以上。    在硫酸盐-氯化物混合系统中,当在低PH值条件下(PH﹤2.5)、电流密度D1=110A/m2时,电镍产品结晶较粗,肉眼能够看出粗粒结构,但表面平坦,无金属结粒;当Dk=170A/m2是,结晶较细,表面光泽比110A/m2时为好。但当Dk=200A/m2时,结晶显着变坏,呈疤状结构,表面有金属结粒。但是PH值进步到4.5以上时,虽然Dk进步到220~280A/m2,仍可得到结晶细腻、金属光泽好的电镍。所以进步电流密度后,溶液的PH值应相应进步,一起电流解液温度也应恰当地进步,电解液温度最好保持在60~70℃之间。    当然跟着电流密度的进步,槽电压也会相应添加,所以电耗也随之添加,关于用进步电流密度来进步电解槽生产能力的问题,有必要进行经济分析,不能混为一谈。    4)电解液温度    正确操控镍电解液的温度,是改善电解进程技能经济指标,确保产品质量的重要因素。进步电解液温度能够下降电解液的粘度,削减电耗。加速离子分散速度,削减电解进程的浓差极化及阴极邻近的离子贫化现象,削减和杂质离子在阴极上的分出而影响产品质量。    温度过高,将加大溶液的蒸发量,不只恶化了巩劳作条件,并且使溶液浓缩,阴极堆积物变粗。过高的温度也添加了能源消耗,添加了本钱。    一般电流密度为150~200A/m2时,电解液温度为55~60℃;当电流密度进步到220~280A/m2时,电解液温度相应进步,操控在65~70℃。    5)阴、阳极液面差    阴、阳极液面差是指隔阂袋内阴极液面与隔阂袋外,阳极液面高度之差(见图2)。使用液面差所发作的静压力使溶液由阴极室向阳极室浸透,以阻挠阳极液的反浸透,而污染奶极液一般操控位差H=30~50mm。[next]    6)同极中心距    同极中心距(L)是指电解槽中两个邻阳极(或阴极)中心之间的间隔(见图2)。    极间间隔对电解进程的技能经济指标和产品质量都有影响。缩小极间间隔或许减小电解液的电阻,下降槽电压,然后下降电耗。此外,还能够添加槽内极片数以进步设备的生产能力,添加产值。但过小的极距离给操作带来费事,电极粘袋和极间触摸短路的或许性增大。    硫化镍阳极电解工艺有作隔阂电解,槽内阴、阳极用隔阂架离隔,因而同极中心距比无膜电解大得多,一般同极中心距保持在180~200mm。    7)阴、阳极周期    镍电解阳极周期取决于阳极板厚度、电流密度和残极率巨细。一般阳极周期为8~10d。阴极周期除与电流密度、阴极产品表面质量有关外,还与劳作安排等有关,一般为阳极周期的二分之一。    8)掏槽周期    硫化镍阳极在进行必定的时刻电解后,就会在其表面构成阳极泥层。阳极泥率随阳极含硫量的多小而动在6%~25%之间,硫化镍阳极泥率远高于粗镍阳极的阳极泥率。    为了避免在电解槽底部因为阳极泥的堆积而使得阴极隔阂下部的电解液循环恶化,以及发作阴、阳极短路,一般依据电流强度的巨细,在3~6个月之内进行一次掏槽整理。