镉是银白色有光泽的金属，熔点320.9℃，沸点765℃，相对密度8.642。有耐性和延展性。镉在湿润空气中缓慢氧化并失掉金属光泽，加热时表面构成棕色的氧化物层。高温下镉与卤素反响剧烈，构成卤化镉[1]。也可与硫直接化合，生成。镉可溶于酸，但不溶于碱。镉的氧化态为＋1、＋2。氧化镉和氢氧化镉的溶解度都很小，它们溶于酸，但不溶于碱。镉可构成多种配离子，如Cd(NH3）、Cd(CN)、CdCl等。镉的毒性较大，被镉污染的空气和食物对人体损害严峻，日本因镉中毒曾呈现“痛痛病”。　　可用多种办法从含镉的烟尘或镉渣（如煤或炭复原或硫酸浸出法和锌粉置换）中取得金属镉。进一步提纯可用电解精粹和真空蒸馏。镉首要用于钢、铁、铜、黄铜和其他金属的电镀，对碱性物质的防腐蚀能力强。镉可用于制作体积小和电容量大的电池。镉的化合物还很多用于出产颜料和荧光粉。、、用于制作光电池。

我国铝土矿资源丰富，已探明的铝土矿储量达23亿t。其间含硫高的一水硬铝石型铝土矿储量达1.5亿t，占总储量的11.0%左右。这类矿石以中高铝、中低硅、高硫、中高铝硅比矿石为主，且此类矿石高档次所占份额大，需加工脱硫才干运用，因而研讨经济合理的脱硫办法，具有巨大的潜在工业含义。       在氧化铝出产流程中，铝土矿中的硫不只构成Na2O的丢失，并且溶液中S2－进步后会使钢材遭到腐蚀，蒸腾和分化工序的钢制设备因腐蚀而损坏，添加溶液中铁含量。在拜耳法出产氧化铝过程中假如铝土矿中硫的含量超越0.3%，就能导致氧化铝档次因铁的污染而超支，别的还能使氧化铝的溶出率下降。跟着氧化铝工业的不断发展，科学研讨者对脱硫办法进行了许多的研讨工作，但效果及运用均不尽人意。因而有必要对高硫铝土矿进行进一步脱硫研讨，到达拜耳法氧化铝厂对铝土矿含硫的要求。       铝土矿中硫首要以黄铁矿（FeS2）办法存在，因为黄铁矿简略用黄药等捕收剂浮选，而含铝矿藏以氧化物和氢氧化物办法存在，亲水，不易被黄药捕收，因而，浮选用黄药理论上简略完成黄铁矿和含铝矿藏的别离。用浮选的办法下降铝土矿中硫的含量，最早被原苏联人员选用。在我国，浮选脱除铝土矿中的含硫矿藏还未见文献报导。因而，针对我国铝土矿的特色，用选矿脱除铝土矿中含硫矿藏的研讨具有重要含义。       针对河南某地出产的铝土矿的特色，选用黄药等作捕收剂，对反浮选除掉铝土矿中的硫化物进行了实验研讨。       一、实验部分       （一）实验质料       河南高硫矿，碳酸钠（分析纯，上海虹光化工厂），六偏磷酸钠（分析纯，天津市科密欧科技有限公司），（分析纯，天津市科密欧化学试剂开发中心），硫酸铜（化学试剂，天津市博迪化工有限公司），丁基黄药（株洲选矿药剂厂），戊基黄药（长沙矿冶研讨院选矿所），松醇油（株洲选矿药剂厂），单质碘和碘化钾（分析纯，汕头市西陇化工厂）。对河南高硫矿进行了化学分析。首要化学成分列于表1。   表1  试样的首要化学组成（质量分数）/%Al2O3SiO2Fe2O3TiO2CaOK2ONa2OMgOST61.6212.654.603.003.001.810.080.420.96       （二）实验设备及仪器       实验一切设备及仪器包含浮选机，拌和机，pH计，过滤设备，电炉，烘箱，管状炉，石英管，滴定管等。       （三）实验办法       各添加剂预先装备成必定的浓度备用。药剂添加次序为：六偏磷酸钠→→硫酸铜→丁基黄药→戊基黄药→松醇油，实验中各药剂的用量及添加药剂后的拌和时刻见表2。实验所用脱硫浮选办法为简略的一段浮选。浮选产品别离过滤、洗刷、烘干后分析。   表2  药剂用量及拌和时刻药剂称号药剂用量/（g·L－1）拌和时刻/min碳酸钠 六偏磷酸钠硫酸铜 丁基黄药 戊基黄药 松醇油2.5 7.65×10－3 4.00×10－4 1.88×10－2 3.13×10－2 3.13×10－2 0.125  1 1 2 1 2 1       二、条件实验       选用六偏磷酸钠作为按捺剂，和硫酸铜作为活化剂，丁基黄药和戊基黄药作为捕收剂，对高硫铝土矿进行一段浮选脱硫条件实验，研讨各添加剂用量对浮选成果的影响。       （一）碳酸钠用量的影响       在pH＞11的高碱环境下，黄铁矿表面会有亲水的氢氧化物生成，进而浮选遭到按捺。碱性增强对黄铁矿的按捺不断增强。低pH值系统中难以浮选，乃至浮选没有泡沫，这与铝土矿结构以及实验条件有关。碳酸钠另一效果是对黄铁矿具有活化效果。在CO32－与HCO3－离子效果下，铁的氢氧化物又可转变成铁的碳酸盐，使黄铁矿表面掩盖的氢氧化物和硫酸盐脱落暴露出新鲜的表面。因而碳酸钠添加量对浮选的效果有较大的影响。按表2所示条件，进行了碳酸钠用量对脱硫效果的影响的研讨，成果见表3。   表3  碳酸钠用量条件实验成果碳酸钠用量/（g·L－1）pH值产品称号产率/%S档次/%S收回率/%0.59.70低硫铝土矿 高硫尾矿82.44 17.560.41 3.5435.25 64.751.010.10低硫铝土矿 高硫尾矿89.91 10.090.420 5.7739.35 60.652.510.43低硫铝土矿 高硫尾矿96 40.44 13.4444 563.510.78低硫铝土矿 高硫尾矿93.4 26.580.48 7.7846.67 53.33       由表3可知，跟着碳酸钠用量的添加和矿浆pH值升高，高硫尾矿中硫的档次越来越高，硫的收回率在逐步下降，低硫铝土矿的产率较大起伏的升高，到碳酸钠用量为2.5g/L，pH值为10.43时，硫的档次达最大值，随后又开端下降，硫的收回率持续下降，低硫铝土矿的产率也到达最大值后又下降。由此可见碳酸钠对浮选具有较大影响。归纳考虑以上要素，高硫矿浮选碳酸钠用量应为2.5g/L，pH值为10.43左右。       （二）按捺剂用量的影响       六偏碳酸钠在含量高时对一水硬铝石具有按捺效果，但在pH＞10时，其按捺效果较弱，只要在较高用量的条件下才具有较强的按捺效果。六偏磷酸钠的按捺效果为在浮选过程中损坏和削弱一水硬铝石与捕收剂之间相互效果，增强一水硬铝石表面的亲水性。它的效果办法有3种：消除活化离子；在矿藏表面构成亲水薄膜；消除矿藏表面的活化薄膜。六偏磷酸钠一起可对矿浆起涣散效果。按表2所示条件，进行六偏磷酸钠用量对脱硫效果的影响，成果见表4。   表4  六偏碳酸钠用量条件实验成果六偏碳酸钠用量/（×10－3g·L－1）产品称号产率/%S档次/%S收回率/%0低硫铝土矿 高硫尾矿93 70.54 6.5852.02 47.987.65低硫铝土矿 高硫尾矿96 40.44 13.4444 5615.30低硫铝土矿 高硫尾矿95.34 4.660.48 10.7947.68 52.32       由表4可知，跟着六偏碳酸钠用量的添加，高硫尾矿中硫的档次先进步然后下降，硫的收回率也是先进步后下降，低硫铝土矿的产率在小起伏规模内改变。六偏碳酸钠用量以7.65×10－3g/L为宜。       （三）活化剂用量的影响       活化剂的效果是在矿藏表面生成促进捕收剂效果的薄膜。浮选电化学以为，某些硫化矿藏具有半导体性质和必定的电子传导才能，表面的静电位是HS－离子能否在其表面氧化生成元素S0的要害，当表面静电位Ems高于HS－氧化成S0的平衡电位时，则这种氧化在热力学上能够完成。黄铁矿表面静电位Ems高于HS－氧化成S0的平衡电位，因而HS－可能在黄铁矿表面氧化成元素（S0）。王淀佐等人测定了黄铁矿的表面静电位，在pH＞8今后一直高于EHS-/S0，所以HS－能够在其表面氧化。Na2S参加矿浆中后，矿浆中存在许多的HS－离子，黄铁矿因为表面静电位较高，对HS－离子有较强的电催化效果，HS－在其表面有如下反响：   HS（aq）－→HS（ad）－     HS（aq）－→H＋＋S（ad）0＋2e－       S0吸附于黄铁矿表面使其变得疏水，因而黄铁矿具有杰出的诱导可浮性。       当黄铁矿表面氧化较深时，可被Cu2＋活化。其机理为Cu2＋可替代黄铁矿品质中的Fe2＋使表面生成含铜硫化膜然后增强对黄药的吸附效果。铜离子比较简略进入黄铁矿的晶格，铜和硫的亲和性比铁和硫的亲和性更大，使黄铁矿表面构成铜膜，铜离子不影响矿藏晶格深处，在黄铁矿表面上掩盖铜相当于分散处理黄铁矿表面，即影响到黄铁矿表面的导电类型。黄铁矿为电子型半导体，晶格表面层上富集电子的表面，因而不能安稳的吸附黄药。一些二价Cu2＋从其表面取得电子，Cu2＋浓度下降为Cu2＋，使黄铁矿表面层电子浓度下降。黄铁矿表面导电性的转化，这时能安稳地吸附黄药。       综上所述，首要对黄铁矿起到诱导浮选效果，但因为黄铁矿镶嵌于结构杂乱的铝土矿中，且黄铁矿的含量小，尤其是当黄铁矿表面氧化较深时，对黄铁矿就起不了诱导浮选效果，而Cu2＋能够进入黄铁矿晶格中替代Fe2＋使表面生成含铜硫化膜然后增强对黄药的吸附效果。因而和硫酸铜均可起到活化效果，其用量多少对硫档次影响很大。按表2所示条件，别离进行了和硫酸铜用量对脱硫效果的影响研讨，成果别离见表5和表6。   表5  用量条件实验成果用量/（×10－4g·L－1）产品称号产率/%S档次/%S收回率/%0低硫铝土矿 高硫尾矿95.25 4.750.50 10.1649.73 50.272低硫铝土矿 高硫尾矿94.12 5.880.48 8.5747.51 52.494低硫铝土矿 高硫尾矿96 40.44 13.4444 5610低硫铝土矿 高硫尾矿96.62 3.380.61 1161.27 38.73   表6  硫酸铜用量条件实验成果硫酸铜用量/（×10－2g·L－1）产品称号产率/%S档次/%S收回率/%0低硫铝土矿 高硫尾矿92.89 7.110.48 7.2348.59 51.411.88低硫铝土矿 高硫尾矿96 40.44 13.4444 563.75低硫铝土矿 高硫尾矿93.20 6.800.55 6.5553.6 46.4       由表5可知，跟着用量的添加，高硫尾矿中硫的档次先下降后升高，随后又下降，硫的收回首先升高后下降，低硫铝土矿的产率改变不大。用量以4×10－4g/L为宜。       由表6可知，跟着硫酸铜用量的添加，高硫尾矿中硫的档次先升高后下降，改变的起伏比较大，硫的收回首先逐步升高然后较大起伏的下降，低硫铝土矿的产率改变不大。硫酸铜用量以1.88×10－2g/L为宜。       （四）捕收剂用量及其品种的影响       在浮选中运用捕收剂，能够进步有用矿藏表面的疏水性。黄铁矿捕收剂首要是黄药类等捕收剂。在许多情况下，已成功地运用单一种捕收剂。但混合运用多种硫代捕收剂可大大进步硫化矿浮选目标。按表2所示条件，丁基黄药及戊基黄药用量对脱硫效果的影响成果别离见表7和表8。   表7  丁基黄药用量条件实验成果丁基黄药用量/（×10－2g·L－1）产品称号产率/%S档次/%S收回率/%0低硫铝土矿 高硫尾矿94.29 5.710.55 7.8253.49 46.511.56低硫铝土矿 高硫尾矿95.10 4.900.57 8.5456.41 43.593.13低硫铝土矿 高硫尾矿96 40.44 13.4444 566.25低硫铝土矿 高硫尾矿97.06 3.740.50 12.9251.68 48.32   表8  戊基黄药用量条件实验成果戊基黄药用量/（×10－2g·L－1）产品称号产率/%S档次/%S收回率/%0低硫铝土矿 高硫尾矿96.62 3.380.56 12.4556.17 43.831.56低硫铝土矿 高硫尾矿95.69 4.310.45 12.344.78 55.223.13低硫铝土矿 高硫尾矿96 40.44 13.4444 566.25低硫铝土矿 高硫尾矿96.5 3.50.57 11.5957.74 42.26       由表7可知，跟着丁基黄药用量的添加，高硫尾矿中硫的档次和收回率都随之添加，然后下降，低硫铝土矿的产率在小规模内增大。丁基黄药对浮选效果具有较大影响。丁基黄药用量以3.13×10－2g/L为宜。       由表8可知，跟着戊基黄药用量的添加，高硫尾矿中硫的档次在小起伏内先升高后下降，硫的收回率在较大起伏内先升高后下降，低硫铝土矿的产率改变不大。戊基黄药对硫的收回率影响较大。戊基黄药用量以3.13×10－2g/L为宜。       三、优化条件的浮选成果       通过以上各条件实验的影响，得出高硫铝土矿一段浮选除硫的最佳条件实验为：碳酸钠用量2.5g/L，六偏磷酸钠用量为7.65×10－3g/L，拌和1min，用量为4.0×10－4g/L，拌和1min，硫酸铜用量为1.88×10－2g/L，拌和2min，丁基黄药用量为3.13×10－2g/L，拌和1min，戊基黄药用量为3.13×10－2g/L，拌和2min，松醇油用量为0.125g/L，拌和1min，实验成果见表9。   表9  原矿一段浮选实验成果产品称号产率/%S档次/%S收回率/%低硫铝土矿 高硫尾矿 原矿96 4 1000.44 13.44 0.9644 56 100       由表9可知，在优化的浮选条件下，原矿通过一段浮选即可取得硫档次高达的13.44%，收回率56%，而产率仅为4%的高硫尾矿；一起取得产率为96%，硫档次为0.44%的低硫铝土矿。这一成果比前苏联研讨人员浮选高硫铝土矿一段浮选尾矿含硫达9%的工艺目标还好。       对浮选所得低硫铝土矿和高硫尾矿进行化学分析，分析成果见表10。为了便于对照，将原矿相应数据也列于表10中。   表10  浮选产品化学分析成果（质量分数）/%产品称号Al2O3SiO2Fe2O3TiO2CaOK2ONa2OMgOST1）低硫铝土矿 高硫尾矿 原矿62.10 51.96 61.6212.83 8.18 12.654.17 14.94 4.602.95 4.71 3.003.07 1.43 3.001.85 0.95 1.810.08 0.11 0.080.42 0.40 0.420.44 13.44 0.96        1) 此为化学分析成果，不是荧光分析成果       由表10可知，一段浮选高硫尾矿的A/S比为6.35，与A/S比为4.87的原矿比较，高硫尾矿的A/S比高，这是因为铝比硅更简略浮选，成果导致高硫尾矿中A/S比稍高。因为被浮选的高硫尾矿产率不大，因而对低硫铝土矿的A/S比的影响不大。高硫尾矿中硫和铁含量比原矿明显进步，铁略有进步，其它元素含量都偏低。而低硫铝土矿与原矿比较，除了铝，硅以及钾比原矿略低高外，其它元素都有所下降。       四、结语       （一）选用浮选的办法，以碳酸钠为pH调整剂，六偏磷酸钠为按捺剂，和硫酸铜为活化剂，丁基黄药和戊基黄药为捕收剂，松醇油为起泡剂，进行高硫铝土矿的一段反浮选，取得硫含量高达13.44%，收回率56%，氧化铝含量为51.96%，而产率仅为4%的高硫尾矿，一起取得产率为96%，氧化铝含量为62.10%，硫档次为0.44%的低硫铝土矿。因为铝比硅更简略浮选，高硫尾矿的A/S比升高，但因为高硫尾矿的产率低，仅为4%，因而对低硫铝土矿的A/S比影响不大。       （二）对原矿进行一段浮选的最佳条件是：碳酸钠用量为2.50g/L，六偏磷酸钠用量为7.65×10－3g/L，用量为4.00×10－4g/L，硫酸铜用量为1.88×10－2g/L，丁基黄药用量为3.13×10－2g/L，戊基黄药用量为3.13×10－2g/L，松醇油用量为1.25×10－1g/L。矿浆最佳浮选pH值规模是10.4～10.5左右。       （三）本研讨测验一起运用2种活化剂，即和硫酸铜，活化的效果大于单一活化剂的效果，进步硫的浮选收回率。丁基黄药与戊基黄药2种捕收剂按份额混合运用可进步硫的档次及收回率。

一、电积法出产金属镉 以铜镉渣为质料出产金属镉的电积法工艺流程如图1所示。图1  从铜镉渣出产金属镉电积法的工艺流程 铜镉渣的成分一般动摇规模为：2.5%～12%Cd，35%～60%Zn，4%～17%Cu，0.05%～2.0%Fe铜镉渣中还含有少数As，Sb，SiO2，Co，Ni，T1，In等杂质。 为了加快浸出进程，有的工厂在浸出前将铜镉渣堆积在空气中氧化。这样也增加了铜溶解的丢失，只要在处理含铜较低的铜镉渣时才适用这种处理。浸出进程得到的铜渣成分为：30%～50%Cu，10%～15%Zn，0.3%～1.0%Cd。 在浸出中，除了锌和铜的溶解外，还有一些Ni，Co，In，T1进入溶液，得到的浸出液成分为：120～130g/LZn，8～16g/LCd，0.3～0.8g/LCu，3～9g/LFe，0.05～0.1g/LCo，0.05～0.1g/LNi。浸出液经加锌粉净化除掉铜后，送去加锌粉置换沉积镉。置换沉积镉一般分两段操作。在榜首段坚持温度为333K，使溶液中的镉降到1g/L中止。过滤别离铜镉渣后的溶液再进行第二段操作，可进一步使镉的含量降到10～15mg/L。第二段得到的海绵镉（Ⅱ）含镉低，反回铜镉渣的浸出进程。第二段置换后的溶液中含有Co，T1，In等，用黄药除钴后去进一步收回T1与In。 榜首段置换沉积镉得到的海绵（Ⅰ）用镉电解液浸出。溶液中硫酸的浓度为200～250g/L，浸出温度353～363K，参加MnO2或KMnO4以加快镉海绵的溶解，浸出终了的pH值为4.8～5.2，铜水解进入渣中。 别离铜渣后的镉绵浸出液，加SrCO3除铅，加锌粉置换除铜，加KMnO4氧化T1与Fe，再水解沉积。 镉溶液的电积一般选用电解液不循环操作准则，其作业条件及技能指标： 参加电解液成分/（g·L－1）      160～220Cd，20～30Zn，12～15H2SO4 电积后废液成分/（g·L－1）      15～20Cd，150～180H2SO4 电解液温度/K                  303～308 电流效率/%                    70～92 槽电压/V                   2.5～2.6 电积周期/h                 24 电能耗费/（kW·h·t－1）     1400～1700 选用电解液循环的出产方式，能够得到较高的电流效率。 前苏联许多湿法炼锌厂选用电积法工艺流程。我国湿法炼锌厂选用电解液循环准则的电积法。例如株洲冶炼厂处理这种Cu－Cd渣的电积法流程见图2。Cu－Cd渣的化学分为： 5.64%Cu，14.31%Cd，40.26%Zn，1.27%Pb，0.076%Ni，0.0212%Co，0.0075%In，0.0024%Ge，0.0029%Ga，0.0329%T1，4.07%Fe。图2  株洲冶炼厂从Cu－Cd渣出产镉的工艺流程 株洲冶炼厂用铜镉渣出产镉的首要冶炼进程技能条件如下： （一）Cu－Cd渣的浸出 用50m3的机械拌和浸出槽进行浸出。将硫酸缓慢地参加盛有Cu－Cd渣的浸出槽中，坚持浸出的最高酸度为10～15g/L，温度为353～363K。当酸度降至5～4g/L时，参加软锰矿，在pH值为4.8～5.0时，加石灰乳（现改用ZnO粉）中和至pH=5.2～5.4时便中止拌和。整个浸出进程连续6～8h。 经28m2的胶质压滤机压滤，所得压滤渣成分：20%～30%Cu，＜1%Cd，送铜冶炼处理收回铜。滤液成分：8～15g/LCd，80～140g/LZn，0.050g/LCu。 （二）置换 置换在50m3的机械拌和槽中进行。置换前加H2SO4将浸出的滤液酸化至pH=3～4，缓慢地参加锌粉进行置换反响，待分析溶液含镉小于100mg/L时即送压滤。 置换得到的海绵镉含60%～80%Cd，再堆积7～10天天然氧化后送去造液。置换后的贫液含有15～30g(T1)/m3时，可加锌粉置换出后再送湿法炼锌体系。 （三）造液 在9m3的机械拌和槽中造液。将海绵镉与浓硫酸参加槽中，坚持溶解85～90℃，经2～3h待溶液酸度降至0.5～1g/L，便参加KMnO4氧化除铁，然后参加镉绵使pH值降至3.8～4.0，再用石灰乳中和至pH=5.4，便送去过滤。 （四）净化 在17m3机械拌和槽中净化。在50℃条件下，参加新鲜镉绵置换除铜后，再加KMnO4氧化除铁。净化后溶液的成分：200～250g/LCd，20～30g/LZn，低于0.05g/LFe，低于0.0005g/LCu，低于0.001g/L（As＋Sb）。 （五）电积 在钢筋混凝土内衬铅皮的电解槽中进行电解液循环。槽的尺度为2800×850×1250mm，每槽可装阳极26片，阴极25片。用一台2000A与0～36V的硒整流器供电。 电积进程的技能条件如下： 同名极距                    10mm 电解液循环量                0.103m3/min 电解液温度                  298～305K 电流密度                    45～75A/m2 槽电压                      2.4～2.5V 电解周期                    24h 电解液成分分/(g·L-1)        60～70Cd，                             120～145H2SO4 （六）精粹熔铸 在容量1t的铸铁锅中进行精粹。 熔铸温度为723～823K，表面掩盖一层NaOH，铸成7.5kg的镉锭，其成分：镉99.99%以上，铅低于0.004%，锌低于0.002%，铜低于0.001%，铁低于0.002%。镉的一级品率，均到达100%。 二、置换法出产金属镉 因为电积法出产镉的电耗大，许多工厂将电积法改为置换法。 美国熔炼与精粹公司的电锌厂，原选用电积法处理来自锌出产第二段净化的镉渣出产镉，现改为置换法，其工艺流程见图3。图3  美国熔炼与精粹公司从镉渣出产镉的工艺流程 芬兰科科拉电锌厂使用第二段净化产出的镉渣出产镉，也是选用置换法出产流程连续作业。科科拉电锌厂处理镉渣成分如下：1号15%～25%Cd，约1%Cu，0.05%Co，0.005%～0.05%Ni，60%Zn；2号22.4%Cd，0.7%Cu，54.5%Zn。 前苏联乌斯基－卡敏诺哥尔斯克铅锌联合厂商的电锌厂是在离心反响器中以置换沉积法处理Cu－Cd渣，其出产流程见图4。图4  钨斯基－卡敏诺哥尔斯克电锌厂处理铜镉渣出产工艺流程 离心反响别离器外形为圆柱体，中心装有空心轴，轴上装有特殊结构的别离盘，空心轴的转速到达3000r/min。 在离心反响器中置换沉积的速度超越一般置换沉积槽的沉积速度300倍，每升容积的出产率到达200L/h。在第二段离心反响器中所得的低镉绵用锌废电解液溶解，加热到343K，反响终了的pH=4.5～5.5，然后用KMnO4净化除，再送往离心反响器中置换沉镉。

镉是银白色有光泽的金属，密度8.64，熔点320.9℃，沸点765℃，有耐性和延展性。镉在湿润空气中缓慢氧化并失掉金属光泽，加热时表面构成棕色的氧化物层。高温下镉与卤素反响剧烈，构成卤化镉。也可与硫直接化合，生成。镉溶于酸，但不溶于碱。氧化镉和氢氧化镉的溶解度都很小，它们溶于酸，但不溶于碱。镉可构成多种配离子，如Cd(NH3)、Cd(CN)、CdCl等。镉的毒性较大，被镉污染的空气和食物对人体损害严峻。 镉的首要矿藏有硫镉矿、菱镉矿及方镉矿等，但均不构成独自矿床。镉赋存于锌矿、铅锌矿和铜铅锌矿石中，尤其是在淡色的闪锌矿中含量较高，一般为0.1-0.5%，高达5%，镉在浮选时大部分进入锌精矿，在焙烧过程中富集于烟尘中。在湿法炼锌厂的硫酸锌溶液净化过程中产出的铜镉渣(含镉4～20%),火法炼锌厂的粗锌精馏过程中产出的镉灰(含镉10～30%)和某些铜、铅冶炼厂的富镉尘均可提取镉。因为镉污染环境，铅锌冶炼厂有必要从排放物中收回镉。镍镉和铁镉蓄电池的极板等各种工业废料也是提取镉的二次质料。 镉的提取办法分为从铜镉渣中提隔的湿法和从富镉尘中提镉的联合法。湿法提镉为我国大都工厂所选用，首要包含：铜镉渣浸出、置换堆积海绵镉、海绵镉溶解、镉液净化、电解堆积和熔化铸锭等工序。 铜镉渣首要含有锌、镉、铜等金属及其氧化物，还含有少数的砷、锑、铁、钴、镍、等。用15克/升的硫酸溶液在80～90℃浸出，当酸含量降至4～5克/升时加MnO2，使镉、铁氧化，加石灰水[Ca(OH)2]中和除铁、砷和锑。此刻，浸出液成分为Cd>10克/升、Fe 因为浸出和置换过程中能发生剧毒的(AsH3)，其他过程中也发生含镉的有害气体，所以应有杰出的通风排气等安全措施。 联合法提镉是我国火法炼锌厂和铜铅冶炼厂选用的办法。镉尘先经焙烧脱去砷、锑等杂质，得到浸出功能杰出的焙砂，再用稀硫酸浸出。浸出液经氧化水解脱去铁、砷，有时还加碳酸(SrCO3)脱铅。净化后的含镉溶液用锌粉置换得到海绵镉，加压成团，在铸铁锅中于熔融烧碱维护下，铸成粗镉锭。将粗镉参加精馏塔内精馏提纯，杂质从塔的下部渣锅中排出;精镉由塔顶镉蒸气冷凝产出，纯度在99.99%以上。镉的收回率可达99.7%。 被镉污染的空气比被镉污染的食物对人体的损害更严峻。冶金车间工作环境空气中含金属镉和可溶性镉尘的极限值规定为200微克/米3，氧化镉烟雾的极限值为100微克/米3。含镉大于0.5ppm的废水不许排放。 镉用于制作轴承合金、特殊易熔合金、耐磨合金、焊锡，镉对盐水和碱液有杰出的抗蚀功能，能够用作钢构件的电镀防腐层，但近年来因镉有毒性，此项用处有减缩的趋势。镍-镉和银-镉电池具有体积小，容量大的长处。镉是制作钎焊合金和低熔点合金的首要成分之一。镉具有较大热中子抓获截面，因而含银80%、铟15%和镉5%的合金可用作原子反响堆的控制棒。

用处：镉作为合金 组土元能配成许多合金，如含镉0.5％～1.0％的硬铜合金 ，有较高的抗拉强度和耐磨性。镉（98.65％）镍（1.35％）合金是飞机发动机 的轴承材料。许多低熔点合金 中含有镉，闻名的伍德易熔合金 中含有镉达12.5％。镍-镉和银-镉电池具有体积小、容量大等长处。镉具有较大的热中子抓获 截面,因而含（80％）铟（15％）镉（5％）的合金可作原子反应堆的控制棒。镉的化合物曾广泛用于制作颜料、塑料稳定剂 、荧光粉等。镉还用于钢件镀层防腐，但因其毒性大，这项用处有减缩趋势。        用于电底、制作合金等；并可做成原子反应堆中的中子吸收 棒。镉氧化电位高，故可用作铁、钢、铜之保护膜，广用于电镀上，并用于充电电池、电视映像管、黄色颜料及作为塑料之安靖剂。镉化合物可用于虫剂、菌剂、颜料、油漆 等之制作业。

镉镍电池 (nickel-cadmium battery) 是指采用金属镉作负极活性物质，氢氧化镍作正极活性物质的碱镍镉电池性蓄电池。正、负极材料分别填充在穿孔的附镍钢带（或镍带）中，经拉浆、滚压、烧结、化成或涂膏、烘干、压片等方法制成极板；用聚酰胺非织布等材料作隔离层；用氢氧化钾水溶液作电解质溶液；电极经卷绕或叠合组装在塑料或镀镍钢壳内。 　　镉镍电池标称电压为1.2V，有圆柱密封式（KR）、扣式（KB）、方形密封式（KC）等多种类型。具有使用温度范围宽、循环和贮存寿命长、能以较大电流放电等特点，但存在“记忆”效应，常因规律性的不正确使用造成电性能下降。 　　镉镍电池的电池表达式为：(-)Cd︱KOH(NaOH)︱NiOOH(+) 　　电池反应为： 　　放电时：Cd+NiOOH+H2O→Ni(OH)2+Cd(OH)2 　　充电时：Ni(OH)2+Cd(OH)2→Cd+NiOOH+H2O 　　大型袋式和开口式镉镍电池主要用于铁路机车、矿山、装甲车辆、飞机发动机等作起动或应急电源。圆柱密封式镉镍电池主要用于电动工具、剃须器等便携式电器。小型扣式镉镍电池主要用于小电流、低倍率放电的无绳电话、电动玩具等。由于废弃镉镍电池对环境的污染，该系列的电池将逐渐被性能更好的金属氢化物镍电池所取代。

镉是银白色有光泽的金属，密度8.64，熔点320.9℃，沸点765℃，有耐性和延展性。镉在湿润空气中缓慢氧化并失掉金属光泽，加热时表面构成棕色的氧化物层。高温下镉与卤素反响剧烈，构成卤化镉。也可与硫直接化合，生成。镉溶于酸，但不溶于碱。氧化镉和氢氧化镉的溶解度都很小，它们溶于酸，但不溶于碱。镉可构成多种配离子，如Cd(NH3)、Cd(CN)、CdCl等。镉的毒性较大，被镉污染的空气和食物对人体损害严峻。　　镉的首要矿藏有硫镉矿、菱镉矿及方镉矿等，但均不构成独自矿床。镉赋存于锌矿、铅锌矿和铜铅锌矿石中，尤其是在淡色的闪锌矿中含量较高，一般为0.1-0.5%，高达5%，镉在浮选时大部分进入锌精矿，在焙烧过程中富集于烟尘中。在湿法炼锌厂的硫酸锌溶液净化过程中产出的铜镉渣（含镉4～20％）,火法炼锌厂的粗锌精馏过程中产出的镉灰（含镉10～30％）和某些铜、铅冶炼厂的富镉尘均可提取镉。因为镉污染环境，铅锌冶炼厂有必要从排放物中收回镉。镍镉和铁镉蓄电池的极板等各种工业废料也是提取镉的二次质料。　　镉的提取办法分为从铜镉渣中提隔的湿法和从富镉尘中提镉的联合法。湿法提镉为我国大都工厂所选用，首要包含：铜镉渣浸出、置换堆积海绵镉、海绵镉溶解、镉液净化、电解堆积和熔化铸锭等工序。　　铜镉渣首要含有锌、镉、铜等金属及其氧化物，还含有少数的砷、锑、铁、钴、镍、等。用15克/升的硫酸溶液在 80～90℃浸出，当酸含量降至4～5克/升时加MnO2，使镉、铁氧化，加石灰水[Ca(OH)2]中和除铁、砷和锑。此刻，浸出液成分为Cd＞10克/升、Fe＜1克/升、Cu 0.05克/升，pH＝5.2～5.4。浸出液调整pH为3～4后，参加锌粉(为理论量的1.2～1.3倍)置换，得到海绵镉。硫酸锌滤液（含Cd＜50毫克/升＝回来锌体系。海绵镉经天然氧化后，用含40～70克/升H2SO4的溶液浸出。用KMnO4氧化并加石灰水中和水解，以进一步除铁。过滤后的滤液用新鲜海绵镉置换除铜。电解滤液得到电积镉。镉电积的操作与锌电积类似，但因为镉易长成树枝状结晶，所以用低电流密度(65～100安/米2)电解。电流效率80～90％，槽压2.4～2.5伏。电解液成分(克/升)：Cd 60～150、Zn 30～40、H2SO4 100～160，温度25～30℃，为了改进镉在阴极分出状况，可增加动物胶。电镉在熔融烧碱覆盖下熔化并脱锌，制成镉锭、镉棒和镉粒等形状。含杂质较多的树枝状镉，可用真空蒸馏法独自处理。　　　　因为浸出和置换过程中能发生剧毒的(AsH3)，其他过程中也发生含镉的有害气体，所以应有杰出的通风排气等安全措施。　　　　联合法提镉是我国火法炼锌厂和铜铅冶炼厂选用的办法。镉尘先经焙烧脱去砷、锑等杂质，得到浸出功能杰出的焙砂，再用稀硫酸浸出。浸出液经氧化水解脱去铁、砷，有时还加碳酸(SrCO3)脱铅。净化后的含镉溶液用锌粉置换得到海绵镉，加压成团，在铸铁锅中于熔融烧碱维护下，铸成粗镉锭。将粗镉参加精馏塔内精馏提纯，杂质从塔的下部渣锅中排出；精镉由塔顶镉蒸气冷凝产出，纯度在99.99％以上。镉的收回率可达99.7％。　　被镉污染的空气比被镉污染的食物对人体的损害更严峻。冶金车间工作环境空气中含金属镉和可溶性镉尘的极限值规定为200微克/米3，氧化镉烟雾的极限值为100微克/米3。含镉大于0.5ppm的废水不许排放。　　镉用于制作轴承合金、特殊易熔合金、耐磨合金、焊锡，镉对盐水和碱液有杰出的抗蚀功能，能够用作钢构件的电镀防腐层，但近年来因镉有毒性，此项用处有减缩的趋势。镍-镉和银-镉电池具有体积小，容量大的长处。镉是制作钎焊合金和低熔点合金的首要成分之一。镉具有较大热中子抓获截面，因而含银80%、铟15%和镉5%的合金可用作原子反响堆的控制棒。

在湿法炼锌工艺中，硫化锌精矿欢腾焙烧时镉富集在烟尘中，成为提镉的质料。当烟尘中镉可溶率低于90％时，可在500-550℃下进行硫酸化焙烧，将可溶镉提高到95％以上。烟尘提镉的根本进程是：烟尘浸出→置换沉镉→压团熔铸→粗镉精馏。    （一）浸出    榜首段在始酸较低（<20g/L）和结尾较高pH（75.2)条件下进行中性浸出，以除掉浸出液中的铁砷等杂质。第二段在高始酸（＞30g/L）和结尾低pH下进行酸性浸出。浸出温度90℃，时刻16h,液固比（3-6）:1。两段浸出Cd浸出率可达95%，渣含Cd<2.0%。    （二）置换    浸出液用Zn置换Cd，反响分两次进行，一次投人反响所需锌粉量的95％，置换操控溶液含Cd lg/L,得到较纯的海绵镉；第2次参加超越理论用量较多的锌粉，得出含锌高的海绵镉，其含量为0.3％-0.5％，作为提取的质料。两次置换的技能条件为：     置换次数      温度/℃    时刻/min    溶液含Cd（置换前／后）      一次          50-60      30-35       15-19/1-2.4      二次          45-50        50        1-2.4/0.03-0.1    （三）压团熔铸    置换产出海绵镉经压团，并在烧碱覆盖下熔铸成锭。压团压力＞12kPa，镉团含水约7%。熔铸温度400-500℃，时刻2-3h,烧碱单耗120-150kg/t。粗镉含Cd 98.5％-99.2％。    （四）粗镉精馏    粗镉先在镉内熔化，然后守时定量加人精馏塔内，熔融状况镉在塔内流经层层相叠的塔盘时，替换进行加热蒸腾和冷凝回流。纯镉蒸气上升至冷凝器冷成液态，守时放出铸成精镉锭。高沸点杂质铜、铁等向下流进渣镉，守时排出。产出精镉纯度可达99.995%，契合国标精一级品要求。

戊基钾黄药 分子式：C5H11OCSSK性状：谈黄色或灰白色有刺激性气味的粉末或颗粒，能溶于水。首要用途：戊基钾黄药是一种强捕收剂，首要浮选氧化了的硫化矿或氧化铜矿和氧化铅矿(通过或进行硫化)的杰出捕收剂，该品对铜一镍硫化矿及含金黄铁矿等的浮选也能获得较好的选别作用。规格：项目 目标 粒状 粉状 戊基钾黄药 % ≥ 90.0 90.0 游离碱 % ≤ 0.2 0.2 水及挥发物 % ≤ 4.0 4.0 直径(mm) 3-6 —长度(mm) 5-15 — 有效期(月) 12

前苏联南乌拉尔铝土矿采用浮选法脱除硫化矿物和碳酸盐的工业试验取得成功。该矿石中一水软铝石和一水硬铝石占46%，方解石占19.0%，赤铁矿占12%，高岭石占6.6%和黄铁矿占4%。矿石经三段碎矿、三段磨矿，最终磨矿粒度为-200目占94%。浮选流程：硫化物经一次粗选、二次精选、二次扫选，分别得硫化物精矿和尾矿；其尾矿再浮选碳酸盐，经二次精选和二次扫选，分别可得到碳酸盐精矿和铝土矿精矿。其试验结果见表1，铝土精矿矿供拜耳法生产铝，碳酸盐精矿供烧结法炼铝，硫精矿作为氧化镍矿熔炼的硫化剂，矿石得到充分综合利用。 表1  浮选工业试验指标产品名称产率/%品位/%回收率/%Al2O3SiO2Fe2O3CO2SAl2O3SiO2Fe2O3CO2S硫精矿 碳酸盐精矿 铝土矿精矿 原 矿8.42 27.26 64.32 100.0027.90 19.42 50.49 40.124.54 4.01 8.18 6.7429.86 4.99 13.95 12.835.09 27.17 2.76 9.6128.68 0.69 0.19 2.225.86 13.19 80.95 100.005.67 16.23 78.10 100.0019.60 10.60 69.80 100.004.46 77.07 18.47 100.0086.02 8.47 5.51 100.00     北乌拉尔铝土矿采用筛分-光电拣选-浮选联合流程的工业试验也取得成功，其原矿铝土矿主要为一水硬铝石，铝硅比高达15，但硫和碳酸盐等有害杂质含量较高，分别为1.5%S和3.5%～3.6%CO2。硫主要分布于黄铁矿类型矿石，CO2则集中于碳酸盐矿石中。碎矿后硫和碳酸盐绝大部分集中在+200mm粒级，-200mm粒级中杂质含量较低，可供拜耳法炼铝。粗粒级进行光电选矿和浮选，光电拣选的精矿供拜耳法炼铝原料，尾矿用浮选脱硫，硫精矿作氧化镍溶炼的硫化剂，浮选尾矿烧结法炼铝。该流程特点是利用硫化物和碳酸盐在矿石中的不均匀性和光学性质上的差异采用简单的筛选和光电选别。     为此，在20世纪80年代初建成日处理能力为250～300t贝斯铝土矿选矿厂，主要处理南乌拉尔和北乌拉尔铝土矿，脱除硫化物和碳酸盐等有害杂质。该厂从碎矿、预选、磨矿、分级和浮选、脱水过滤等均进行了系统的工业试验，并取得了良好可靠的技术经济指标。