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。

元素来历：首要以微量存在于锡石和闪锌矿中，用化学法或电解法由闪锌矿制得。 　　元素用处：质软，能拉成细丝。纯态的金属铟简直没有什么商业价值，首要用于制作合金，以下降金属的熔点。铟银合金或铟铅合金的导热才能高于银或铅。可作低熔合金、轴承合金、半导体、电光源等的质料。首要作飞机用的涂敷铅的银轴承的镀层。铟箔往往刺进核反响堆中以操控核反响的进行，铟箔在反响堆中与中子反响后便出现放射性，其出现放射性的速度，可作为丈量和反响进行的一个有价值的参数。 　　元素在太阳中的含量(ppm)：0.004　　元素在海水中的含量(ppm)：太平洋表面 0.0000001 　　地壳中含量（ppm）：0.049　　发现： 　　1863年，德国的赖希和李希特，用光谱法研讨闪锌矿，发现有新元素，即铟。 　　被发现和取得后，德国弗赖贝格（Freiberg）矿业学院物理学教授赖希因为对的一些性质感兴趣，希望得到满足的金属进行试验研讨。他在1863年开端在夫赖堡希曼尔斯夫斯特（Himmelsfüst）出产的锌矿中寻觅这种金属。这种矿石所含首要成分是含砷的黄铁矿、闪锌矿、辉铅矿、硅土、锰、铜和少数的锡、镉等。赖希以为其间还或许含有。尽管试验花费了许多时刻，他却没有取得希望的元素。但是他得到了一种不知成分的草黄色沉淀物。他以为是一种新元素的硫化物。 　　只要使用光谱进行分析来证明这一假定。但是赖希是色盲，只得恳求他的帮手H.T.李希特进行光谱分析试验。李希特在第一次试验就成功了，他在分光镜中发现一条靛蓝色的明线，方位和的两条蓝色明亮线不相符合，就从希腊文中“靛蓝”（indikon）一词命名它为indium（铟）（In）。两位科学家一起署名发现铟的陈述。别离出金属铟的仍是他们两人一起完成的。他们首要别离出铟的氯化物和氢氧化物，使用吹管在木炭上还原成金属铟，于1867年在法国科学院展出。 　　铟在地壳中的散布量比较小，又很涣散。它的富矿还没有发现过，只是在锌和其他一些金属矿中作为杂质存在，因而它被列入稀有金属。

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。

一、概述       我国工厂多用P204有机溶剂萃取法从冶炼中间产品中提取铟，其长处是：       （一）P204对铟挑选性较好，能从含铟很低的混合液中萃取铟。       （二）萃取富集倍率高达100倍以上。       （三）工艺简略，操作接连，便于完成自动化。       （四）铟的萃取收回率达高达96％～99％。       从竖罐炼锌的中间产品中收回铟的质料有       1、焦结所产含铟氧化锌       焦结进程中，铟随碳氢化合物燃而蒸发进入氧化锌（含铟0.1％～0.2％，含锌50％～60％）中。它是竖罐炼锌进程中数量最多、含铟档次较高的质料，约占铟总收回量的70％～80％。       2、镉体系酸浸液       提镉质料中含有0.01％～0.008％的铟在中浸结尾时水解，酸浸时进入酸浸液。       3、锌精馏进程副产的含铟粗铅       锌精馏时，高沸点金属进入铅塔熔析炉，经熔析别离，铟富集于底层的粗铅中，含铟达0.5％～1.2％。       因为质料不同，制作萃取原液的办法也有所不同。含铟氧化锌经酸浸、沉硅、过滤后即得萃取原液，提镉酸浸液经沉硅、过滤后即为萃取原液。对含铟粗铅，则选经熔化，在750～800℃的温度下鼓风氧化，使铟呈氧化铟进入浮渣，用球磨机破坏、过筛，所得粉状氧化铟以稀硫酸浸出得到硫酸铟溶液，再与氧化锌沉硅过滤后液兼并。       图1为从竖罐炼锌中间产品中收回铟工艺流程实例。    图1  竖罐炼锌中间产品中收回铟工艺流程      二、质料       表1为竖罐炼锌的含铟中间产品成分实例。   表1  竖罐炼锌的含铟中间产品成分实例物料称号InZnFePbCdCuAsBiSnSiO2含铟氧化锌，％0.1～0.250～600.631.861.50.150.03  0.08镉酸浸液，g/L0.04～0.0650～6015～18 250.12.5  0.2粗馏粗铅，%0.5～1.21～30.0596  0.020.320.05        三、技能操作条件       （一）料液制备       1、氧化锌浸出       浸出可在机械拌和槽内进行，选用一段酸性浸出，结尾含酸20～30g/L。氧化锌的首要成分是可溶性金属氧化物，易溶于稀硫酸溶液中，浸出率很高，渣率仅1％～5％，因而右浸出10个周期左右再排渣一次。氧化锌浸出技能操作条件实例如下：  温度85～95℃液固比（5～6）∶1始酸150～160g/L终酸20～30g/L浸出时刻2～3h弄清时刻3～4h       2、沉硅       氧化锌浸出液与镉酸浸液含二氧化硅（SiO2）都较高，并且动摇规模很大。实践中，原液含二氧化硅超越0.5g/L时，萃取进程中发生第三相。一起萃取进程中原液需坚持较高的酸度，不然铜与镉在萃取中的分配系数明显下降；二氧化硅在酸性溶液中简单构成不易堆积的胶体，因而有必要加动物胶沉硅。溶液中含Si1～3g/L，加胶0.1～0.3g/L可使二氧化硅降至0.5g/L以下，沉硅技能操作条件实例如下：       温度      70～80℃       加胶量    SiO2含量的10％～12％       拌和1～2h     堆积3～4h       3、过滤       沉硅后的溶液用刚玉过滤器过滤。其技能操作条件为：       过滤速度    0.8～1m3/（m2·h）       压力     0.2～0.3MPa       温度      50～60℃    反吹压力  0.3～0.5MPa       4、粗铅氧化       含铟粗铅在铸铁锅内熔化后，鼓入压缩空气拌和氧化，使铟与杂质金属氧化进入浮渣，与铅别离而富集。一起，产出含BiO0.1%左右的精铅。一般鼓风5～6h，铟的氧化即趋彻底，铅液残铟为0.001％～0.002％，浮渣率达25％～30％，因而每锅要重复捞渣鼓风4～5次，、浮渣经球磨磨细，用0.42mm筛筛分，筛上铅粒回来再氧化。氧化技能操作条件实例如下：       温度750～800℃   鼓风压力0.2～0.3MPa       鼓风时刻5～6h    浮渣率25％～30％       操作周期7～8h       表2为浮渣及精铅成分实例。   表2  浮渣及精铅成分，％项目InZnCuFeBiSnAsCdPb浮渣11.574.650.0020.40.060.46 微87.9浮渣23.36.5 0.38微0.29微 92.5精铅0.002 0.0010.0010.10.0010.0010.000599.82       5、浮渣浸出       含铟氧化浮渣用稀硫酸浸出，使铟转化为硫酸铟进入溶液。浸出的技能操作条件实例如下：       温度  85～90℃       液固比（5～6）∶1       始酸  110～120g/L    终酸20～30g/L       为使铟最大极限地进入溶液，一般需进行2～3次浸出，后两次浸出的液固比可缩小至（2～3）∶1，终究渣含铟0.05％以下。       6、镉酸浸液沉硅       镉酸浸液的首要成分（g/L）是：Zn  70～90；Cd  20～30；In 0.1～0.5；Fe5～10；SiO2 0.2～0.6；H2SO4 20～30。       此种溶液的沉硅操作条件与氧化锌液沉硅相同，但应独自萃取，以便将萃余液返镉体系。       （二）溶剂萃取       用P204有机溶剂萃取，使铟进入有机相；经酸洗除掉其间的重金属杂质，再用反萃，得浓度较高的氯化铟，铟的富集倍率可达100～300倍。       萃取剂P204的化学称号为二－2－乙基基磷酸，归于酸性萃取剂，分子量322，堆积密度0.9694～0.97g/cm3，粘度25.92厘泊，系淡黄色油状液体，通明，简直无臭，易溶于、石油、火油等有机溶剂中。在水中的溶解度为0.012g/L；在1mol硫酸中为0.017g/L。       P204常用3～4倍200号火油稀释，以下降其粘度及密度，便于与水相分层。200号火油密度为0.78g/cm3，化学成分为C13～15烷烃混合物，不宜有稀烃存在。       1、萃取       萃取技能操作条件实例如下：       萃取剂P204∶火油1∶2～4  O/A1∶15；       温度  20～30℃  原液进拌和室速度10m3/（m2·h）；       堆积分层流速1.84m3/（m2·h）萃余液残铟＜0.001g/L；       铟萃取率＞97％。       表3为萃取原液及萃余液成分实例。   表3  萃取原液及萃余液成分，g/L项目InCdZnAs萃取原液0.19.4554.12.25萃余液0.0019.4555.12.24       2、酸性       有机相中的部分重金属离子可用稀硫酸冲刷脱除，其技能操作条件实例如下：       酸洗液含硫酸80～100g/L    O/A＝5∶1       操作温度  20～30℃  有机相流速    0.42m3/（m2·h）       3、反萃       用浓反萃洗刷后的有机相，取得InCl3溶液。其技能操作条件实例如下：       反萃剂  浓度6mol/L   O/A＝5∶1       操作温度  20～30℃  有机相流速    0.42m3/（m2·h）       葫芦岛锌厂萃取实例如下：       萃取、酸洗及反萃都在同一箱式萃取槽内进行。萃取箱共分10级，其间4级萃取，3级酸洗，3级反萃。水相与有机相逆流萃取，拌和器转速为600～650r/min，萃取流程见图2。  图2  铟萃取流程       （三）置换       用锌板置换InCl3溶液中的铟，要求在密闭并有通风设备的槽内进行，坚持负压操作，谨防反响进程中发生的逸出。置换技能操作条件实例如下：       酸度  3～4mol  置换温度  50～60℃       置换时刻 4～5h  置换后液含铟＜0.01g/L       （四）压团熔炼       置换堆积的海绵铟，以清水洗刷3～4遍，用油压机限制成团（成团压力大于1.5MPa）。团块在液体烧碱维护下熔炼铸锭。熔炼温度为350～450℃。表4为熔炼粗铟成分实例。   表4  熔炼粗铟成分，％序号InZnAsCuBiFeSnPbT1Cd199.50.030.00050.0170.00320.0150.140.240.00160.01299.60.010.00050.0110.0010.0310.170.160.0050.018       （五）粗铟电解       1、极板制作       粗铟在甘油维护下熔化烧铸成阳极，外面用分析过滤纸包裹两层，再套榨蚕丝袋，避免电解时阳极泥落入电解液中。电解合格的制品电铟在甘油维护下熔化，铸成1mm厚的薄片，即为阴极。       2、电解液制作       将电铟溶解于分析纯硫酸中，增加NaCl及动物胶，配制成如下成分：In80～100g/L，NaCl80～100g/L，动物胶0.5～1g/L，pH2～3。       3、电解       电解技能条件：温度20～30℃；电流密度60～80A/m2；槽电压0.25～0.3V，同极中心距4mm，电解周期6～7d，电流效率大于96％，残极率45％～50％，电解收回率＞95％。       电铟需进行二次电解，其操作条件与一次相同，表5为二次电解分出阴极质量实例。   表5  分出阴极质量，％序号InAgCuAlFeSnPbT1Cd199.960.00010.00010.00010.00010.000630.000630.0160.02299.950.00010.00010.00010.00010.000630.000630.0210.02399.950.00010.00010.00010.00010.000630.000630.0230.02499.940.00010.00010.00010.00010.000630.000630.0340.02       （六）电铟精制       电铟含及镉较高，须用化学办法除掉，其技能操作条件如下：       1、除镉       温度170～180℃，甘油∶铟＝1∶10；机械拌和，KI参加量为镉量的2～3倍，时刻1.5～2.0h/次。因为含镉量的不同可根据分析情况重复操作2～3次。       2、除       除镉后坚持温度170～180℃，甘油∶铟＝1∶（5～6），通氯化体约30min并用机械拌和。   表6  为精粹后的精铟质量实例。序号InAsCuAlFeSnPbT1Cd199.9940.00010.00010.00010.00010.00070.000630.00110.001299.9940.00010.00010.00010.00010.00070.000630.00120.001399.9940.00010.00010.00010.00010.00070.000630.00100.001       四、技能经济指标       （一）各工序铟的收回率实例，％       浸出  92～96  置换  96～98  萃取  95～97  反萃  98～99  熔炼 92～93  酸洗  95～97  电解  95～96。     （二）铟出产原材料单耗实例（kg/kg铟）       工业    310～330     锌板（99.99％）4～5       工业硫酸    300～320     甘油 2.4～3       工业烧碱    2.5～3       滤纸  2张/kg铟       分析纯硫酸   0.01～0.02  蒸气  2000～3000       P204  0.8～1    电  100～110kW·h       200号火油    2.4～3       五、首要设备挑选       （一）浸出槽       浸出槽以钢衬花岗岩的运用作用较好，其挑选核算可参照公式   N＝V（t/24V有）       式中V－日处理矿浆或溶量，m3；            V有－所选槽的有用容积，m3，为槽几许容积的0.85～0.9；            t－操作周期，h，浸出取8，净化取4～6，一次置交换30～40min，二次置交换40～50min。       （二）萃取箱       铟萃取一般选用方型箱式萃取槽，每一单级萃取槽分为混合室及弄清室两部分。弄清室的有用容积为混合室的4倍。萃取槽的级数可根据试验数字断定，一般选用三级或四级萃取，三级酸洗和三级反萃，共为九级或十级。原液在混合室的流速取10～12m3/（m2·h），停留时刻为4～5min，拌和速度600～650r/min。       1、单级萃取混合室的边长L       式中Q－日处理原液量，m3；           v－混合室原液流速，m3/（m2·h）       2、萃取槽的有用高度h   h＝[Qt/（24×60×l2）]m       式中Q－日处理原液量，m3；           t－原液在混合室停留时刻，min；           l－混合室边长，m。       3、萃取槽的总高为有用高度的1.5倍。       4、核算实例       日处理含铟原液24m3，求萃取槽的首要尺度。   H＝1.5×0.75＝1.13m，取1.15m       由弄清室的有用容积为混合室的4倍，得：       萃取槽总宽   W＝5l＝5×0.3＝1.5m       萃取级数按十级核算，得萃取槽总长   L＝10l＝10×0.3＝3m       由核算求出萃取槽首要尺度如图3所示。    图3  萃取槽首要尺度暗示       （三）电解槽       电解槽的核算与一般电解精粹槽相同，以下为年产700～800kg电铟的电解槽实例。       电解槽规格为190×380×265mm，原料为8～10mm厚的塑料或有机玻璃，数量为16个，按一、二次电解分红2组，每组8个。阳极规格为170×210mm，厚6mm，极板至吊耳外缘间隔为35mm，所以阳极总高为240mm，每块阳极重2.4～2.5kg，每槽7块，阴极为厚1mm的不锈钢钛板，尺度略大于阳极。       六、装备参阅图       图4  为铟出产平面装备实例。    图4  铟出产车间平面装备实例   1―浸出槽；2―贮液槽；3―石墨冷却器；4―通风管道；5―板框压滤机； 6―铅渣浸出槽；7―真空运送设备；8―萃取槽；9―低位贮槽； 10―滤液中间槽；11―吸滤器；12―泥浆槽；13―泵；14―扬液器； 15―渣溜槽；16―氧化炉；17―空压机；18―圆筒筛；19―球磨机； 20―置换槽；21―中和槽；22―电解室；23―离子交换柱

一、概述     选用湿 法和火灶台组成的联合法从含镉烟尘中提取镉与，是我国葫芦岛锌厂自行开发的技能。它包含焙烧、浸出、净化、置换、压团熔炼和精馏工序，其间焙烧工序，可依据含镉质料性质决议取舍。       联合法提镉工艺流程的首要特色如下：       （一）产品质量高       精镉纯度可安稳在99.995％以上，超越电镉（99.96％）质量。       （二）收回率高       粗镉冶炼收回率大于85％，精馏收回率达99.7％以上。       （三）操作简洁，人员少，劳动条件较好。       （四）操作条件较简略，耗电少。       （五）精馏设备结构较杂乱，须用报价较贵重的SiC盘。       图1为联合法提取镉和的工艺流程图。    图1  联合法提镉和的工艺流程       二、质料       竖罐炼锌的提镉质料为焙烧蒸腾富集的烟尘，其间流态化焙烧烟尘是在氧化性气氛下蒸腾的，镉的可溶解较高；反转窑焙烧烟尘是在微复原气氛下蒸腾的，含硫高，镉的可溶率低，有时需求再焙烧。       含镉烟尘粒度较细，密度较小，最好选用真空吸送运送，吸送路度不超越150m，吸送高度不超越15m较为有用。     表1为含镉烟尘化学成分实例。   表1  含镉烟尘化学成分实例烟尘称号成分，％镉可 溶率％堆积密度t/m3CdZnPbAsInTtBiFeS流态化焙烧、 电收尘烟尘5～725～3015～200.1～0.50.0040.020.11.5～2.08～1085～950.4～0.5一次焙烧旋风 收尘器烟尘10～1220～2320～250.05～0.100.0040.020.1072～510～1640～450.9～1.1二次焙烧电 收尘烟尘15～2418～2225～300.1～0.60.0040.0260.2120.2～0.512～2040～451.3～1.5       三、技能操作条件       （一）硫酸化焙烧       当含镉的可溶率低于90％时，需进行焙烧。一般流态化焙烧的含镉烟尘镉的可溶率在90％以上，流态化焙烧烟尘二次焙烧的含镉烟尘，镉的可溶率40％～50％，故后者需进行硫酸化焙烧。焙烧进程中除有价金属转化为硫酸盐外，还可蒸腾除掉许多砷、锑等杂质。硫酸化焙烧在用直接加热的反转窑内进，可下降硫酸耗费，削减废气量，便于吸收处理。       葫芦岛锌厂硫酸化焙烧选用φ1000×12000mm、内衬115mm耐火砖的反转窑，用煤气直火加热。硫酸参加量约为理论量的150％左右，焙烧带的温度操控为500～550℃。温度过高不只镉易蒸腾丢失，并且构成炉结。硫酸化焙烧设备腐蚀严峻，硫酸耗费大，劳动条件欠好。如果在二次焙烧进程中，添加脱硫办法，进步镉尘的镉可溶率，则可撤销硫酸化焙烧。       硫酸化焙烧窑操作条件实例如下：       窑头温度           350～400℃       焙烧带温度         500～550℃       窑尾温度           300～350℃       料酸质量比         1∶0.8～0.9       加料量             600～700kg/h       焙烧后镉可溶率     ＞95％       （二）浸出       硫酸化焙烧后，在设有经过设备的机械拌和槽内进行中性与酸性浸出，规划较小时，两次浸出可在同一槽内替换进行。       中性浸出       操控较低的始酸和较高结尾pH值，以便于Fe3＋水解沉积，一起除掉大部分As得到较纯的含镉溶液。       酸性浸出       坚持较高的始酸和终酸，在90℃以上的温度下浸出，使残存的难溶金属进一步溶解，以取得较高的金属收回率。但酸浸液中，除和硫酸锌等首要成分外，还含有较多的杂质金属离子及硫酸铟，经萃取提铟后，回来作下一次中浸运用，其间杂质离子，重复水解沉积。       浸出加料       含镉烟尘粒度较细，简单飞扬。规划时宜用湿式球磨浆化，砂泵运送加料，以改进操作环境和减轻劳动强度。     表2为浸出技能操作条件实例。   表2  浸出技能操作条件实例浸出阶段温度，℃始酸，g/L终酸固液比浸出时刻，h弄清时刻，h操作周期,h中浸80～9010～20pH5.0～5.21∶5～62～43～516酸浸＞9030～4020～30g/L1∶32～32～316       表3为浸出工序目标实例。   表3  浸出工序目标实例一浸出阶段浸出液成分，g/L渣率％CdZnInFeAs酸度中浸15～2050～70 3～80.2～1pH5～5.240～50酸浸20～3060～800.1～0.27～81～220～3530～40   表3  浸出工序目标实例二浸出阶段浸出率，％浸出渣成分，％CdZnInCdZnInPb中浸70～8075～85 5～88～10 30～40酸浸10～1510～1580～901.5～2.03～40.01～0.0240～50       （三）水洗进程       酸浸渣经两次水洗后，用真空吸滤，滤渣含铅达45％～55％，送铅冶炼，洗液反回中性浸出。       表4为两次水洗技能操作条件实例。   表4  水洗技能操作条件实例洗次温度℃拌和时刻h弄清时刻h固液比洗液含酸g/L一次50～700.5～11～21∶2 二次50～700.5～1 1∶2＜15       圆盘过滤机操作条件：       温度   常温；真空度    53～73kPa；       过滤才能100～120kg/（m2·h）；渣含水40％～45％。       （四）净化       中浸后的含镉溶液，仍含有部分铁和砷等杂质。置换进程中易发生气体、黑沫外溢、海绵镉松懈等现象，劳动条件恶化，影响海绵镉的质量，因而需净化除铁、砷。作业进程是向溶液内鼓入空气，使Fe2＋氧化成Fe3＋，并操控较高pH值，使铁、砷水解沉积除掉。依据实践经历，溶液中的铁、砷比需求大于10，砷才或许除尽。净化的首要技能条件如下：        1、操控溶液的pH值。铁的氧化反响速度随pH值的升高而增大，当pH＜3时，氧化反响很难进行。净化中一般坚持pH＝5.0～5.2。因为Fe2（SO4）3水解生成Fe（OH）3时游离部分硫酸，使pH值逐渐下降至4～4.5，因而需求参加氧化锌中和游离酸，以坚持pH＝5.0～5.2。        2、鼓风量操控在60～90m3/（m2·h）。        3、操作温度约80～90℃。        4、溶液中金属离子浓度一般不超越130g/L。        5、参加CuSO40.1～0.2kg/m3，能够加快铁的氧化反响。净化后溶液含铁0.01～0.05g/L。       表5为净化技能操作条件实例。   表5  净化技能操作条件实例项目单位条件溶液中金属离子浓度g/L80～140温度℃80～90pH值 5.0～5.2单位时刻鼓风量m3/（m3·h）60～90硫酸铜用量kg/m30.1～0.2净化时刻H1～2净化后溶液含铁g/L0.01～0.1弄清时刻h3～4       表6为净化工序目标实例。   表6  净化工序目标实例序号净化前液，g/L净化后液，g/L净化渣，％CdZnFeAsCdZnFeAsSbCdZnFeAs例123685.80.2523650.130.03 1.5149.55.1例221706.00.3920.5690.12  1.618114.6       （五）置换       锌粉置换分两段进行，榜首段置换镉，第二段富集。       置换进程中须参加适量的硫酸，以溶解锌粉外表的ZnO膜，添加锌粉活性，加快置换反响。置换温度不宜过高，以防海绵镉在高温下复溶。净化后液尚含有微量砷，故置换进程中仍有微量的发生，因而，置换作业必须在设有排风设备的密闭机械拌和槽内进行，以防中毒。       一次置换       参加理论锌粉量的95％左右，参加的锌粉能够彻底反响，置换后液含镉尚坚持1g/L左右。这样不只能下降海绵镉含锌，并且简直悉数保存于溶液中。       表7为一次置换技能操作条件实例。   表7  一次置换技能操作条件序号置换前液，g/L技能操作条件一次置换后液体分，g/LCdZnT1H2SO4②温度，℃时刻，min锌粉参加量ZnCdT1114.75680.0401550～603090①77.52.420.04219720.0502050～603595①85.21.080.05 ①为理论量的百分数； ②因为锌粉质量低（ZnO,CdO含量高，锌档次低），致使耗酸量大。       二次置换       一次置换后液中参加稍过量的锌粉，得高锌海绵镉，其含量为0.3％～0.5％，是提取的质料。其流程可参见图1。二次置换后液，含Zn70～100g/L，用于收回锌。       表8为二次置换技能操作条件实例。   表8  二次置换技能操作条件序号置换前溶液，g/L技能操作条件一次置换后液体分，g/LCdZnT1H2SO4温度，℃时刻，min锌粉参加量ZnCdT1pH12.4277.50.043.045～5050120①680.1110.0194.021.0885.20.052.545～5050120①880.030.0024.8 ①为理论量的百分数。       （六）压团熔炼       一次置换产出的海绵镉是表面积较大的粒状海绵体安排，简单氧化，需用油压机限制成团。镉团在熔融的烧碱覆盖下熔铸成镉锭。镉团参加熔体烧碱中，简单引起溅液，须设密封加料设备。镉的熔铸进程实际上也是碱法精粹进程，海绵镉中的杂质金属大部分都能溶解于烧碱中。表9为压团熔炼技能操作条件。表10为熔炼进程中杂质脱除实例。   表9  压团熔炼技能操作条件项目单位实例项目单位实例成团压力MPa12～15熔炼温度℃400～500镉团含水%7～8熔炼时刻h2～3镉团密度kg/cm34.5～5烧碱单耗kg/kg120～150   表10  镉团熔炼进程中杂质脱除状况，％序号海绵镉团成分粗镉成分杂质脱除率ZnPbFeCuAsZnPbFeCuAsZnPbFeCuAs12.730.640.0690.1040.1930.00880.4560.00410.0960.006499.528.530.58.095.422.251.230.09350.0990.1360.00570.4710.01040.0670.004999.8628922.096.432.251.460.0670.1490.1150.00390.7250.00490.080.00299.8519345.598.3       （七）粗镉精馏       粗镉精馏工艺是葫芦岛锌厂于1957年首要创建的。其原理根本沿袭锌的精馏，但工艺设备独具特色。       粗镉中杂质含量较多，改变也较大，葫芦岛锌厂的粗镉化学成分及其物理性能列于表11。   表11  葫芦岛锌厂粗镉化学成分及杂质金属的物理性质金属含量％熔点℃沸点℃固态密度kg/cm3Cd98.5～99.23207678.65Zn0.005～0.014199067.13Pb0.2～0.8327152511.34As0.004～0.01814615（提高）5.72T10.001～0.005303145711.82Fe0.005～0.01133527407.80Cu0.07～0.2108323608.90       由表11可知，粗镉中的杂质，除砷在615℃提高外，其它金属杂质的沸点，都远高于镉的沸点，而砷与锌虽可与镉一起蒸馏，但与烧碱的熔炼进程中，砷与锌均可熔于烧碱中，再经过粗馏而降到0.002％以下，到达精镉标准。铜与铁的沸点很高，在镉的沸点温度下，其蒸气压很小，故在镉粗馏进程中，微量铜、铁进入精镉可视为机械搀杂。据此，粗镉精馏进程，实质上是镉铅的分馏，然后可在一台精馏塔内完成镉的精馏。这是与锌精馏的差异。       粗镉精馏进程大致如下：       粗镉在熔化锅内熔化后，守时定量参加加料器，而接连流入塔内的液体在塔内经加热蒸腾和冷凝回流替换进行，纯镉蒸气上升至榜首和第二冷凝器别离冷凝成液状，冷却到必定温度，流入精镉锅，定时铸成镉锭，高沸点金属经回流富集逐渐下贱，进入渣锅，定时排出。       镉精馏炉可用烟煤、煤气或其它气体燃料加热，炉温安稳，易于操控，因而其加热设备右因燃料而异。表12为葫芦岛锌厂粗镉精馏顶用发生炉煤气加热的操作温度实例。   表12  粗镉精馏操作温度近制实例操控部位温度，℃燃烧室中部①1070～1080燃烧室底部①1040～1050燃烧室上部①620～640冷凝器680～700冷却器570～590粗镉熔化锅380～420加料器400～450粗镉锅400～450渣锅500～550（排渣提温）800～850 ①此外温度可依据产品质量、产值作恰当变化，但温度变化每次不大于±5℃。   表13为粗镉、精镉及镉渣成分实例。   表13  粗镉、精镉及镉渣成分实例，％序 号粗镉精镉镉渣ZnPbFeCuAsZnPbFeCuAsCdPbZnCuFeAsT110.00880.4560.00410.00960.00640.00020.000670.000490.0001＜0.00270～7213～150.02～0.083.1～4.62.1～3.13.5～4.90.1～0.220.00570.4710.01040.0670.00490.00020.000720.000490.00010.00230.00390.7250.00490.080.0020.00020.000740.00050.00010.002       四、技能经济目标       （一）粗镉部分        1、镉收回率85％以上。        2、锌收回率90％以上。        3、物料单耗（以每吨镉计）：  硫酸9～10t氧化锌0.5～0.6t硫酸铜10～20kg烧碱150～160kg锌粉700～750kg生活水～200t汽（78.4～98.1kPa）～40t电240～250kW·h       （二）精镉部分        1、镉总收回率99.7％以上。        2、镉直接产出率98％以上。        3、物料单耗（以每吨镉计）：烧碱12～14kg，煤650～700kg，水1.5～2t。       五、首要设备挑选       （一）浸出、净化、置换槽       浸出槽可选用钢板衬花岗岩（60～80mm），耐腐耐磨。葫芦岛锌厂已用六年仍无缺。净化槽也可用此原料。置换槽可选用钢衬木板槽，运用作用尚好。       所需槽数N按下式核算：   N＝V（t/24V有）       式中V－日处理矿浆或溶量，m3；            V有－所选槽的有用容积，m3，为槽几许容积的0.85～0.9；            t－操作周期，h，浸出取8，净化取4～6，一次置交换30～40min，二次置交换40～50min。       （二）精镉炉       精镉炉由塔本体、燃烧室、换热室组成，并与熔镉锅、加料器、镉蒸气冷凝器及冷却器、精镉锅、渣锅等设备相连，构成一个密封体系。图2为镉精馏炉示意图。    图2  镉精馏炉标意图   1―加料器；2―塔盘；3―塔盘底座；4―渣锅；5―冷凝器       塔体是精镉炉的主体，塔盘尺度、组合和每块盘的设置，可参照锌的精馏理论核算挑选断定，也可依据实践依照精镉炉的特色经过核算断定。        1、塔体的挑选核算       （1）塔日处理量   Mcd＝G/365n       式中Mcd－精镉塔日处理量，kg/d；            G－年处理粗镉量，kg/a；            n－塔的工作率。       （2）塔内物料分配率：可按冶金核算和实践数据设定塔内物料分配比（见表14）。   表14  精镉炉塔内物料分配率项目代表符号选用分配系数图例及关系式参加粗镉P11  关系式： P1＝P3＋P5 P3＝P1＋P2－P4 P5＝P4－P2回流量P20.1产出镉渣P30.005蒸腾量P41.095产出精镉P50.995       （3）塔内镉液加热蒸腾所需热量Q需   Q需＝Q加＋Q气kJ/h       式中Q需－塔内镉液加热至沸点所需热量，kJ/h，   Q加＝P1c（t沸－t液）            P1－参加塔内粗镉量，kg/h；            c－镉液加热到沸点时的比热容，kJ/（kg·℃）            t沸－镉液沸点温度，℃，取767；            t液－入塔镉液温度，℃，550～600；            Q气－塔内镉液气化所需热量，kJ/h；   Q气＝P1P4c气            P4－塔内镉液气化分配值；            c气－镉的气化潜热，kJ/kg。       经过SiC塔壁单位面积传入的热量核算：   Q壁单＝（t外－t内）/［（S1/λ1）＋（S2/λ2）］       式中Q壁单－塔壁单位面积传热量，kJ/（m2·h）；            S1－塔盘壁厚，m；           λ1－塔盘壁导热率，9.30～10.47W/（m2·℃）；            S2－塔盘表面釉和涂料厚度，m；           λ2－塔盘釉质和涂料导热率，或外加SiC套和SiC填料的导热率，W/（m2·C）（精镉塔因为热容量小，盘内温度动摇大，常在塔外加SiC套，在套与塔之间填入SiC灰捣固，约30mm厚，SiC套壁厚亦为30mm。大容积塔体可不加套）；        t内、t外－别离为塔盘内、外壁温度，℃，可取   t内＝780℃，t外＝1040℃。       （4）塔壁单位面积出产强度       塔壁单位面积出产强度一般可取45～50kg/（m2·h），或1080～1200kg/（m2·d）       （5）需求塔盘数       塔体首要由蒸腾盘和回流盘组成，别离核算如下：       蒸腾盘       一般用W形盘，热效率较高。每块蒸腾盘的传热量按下式核算：   Q盘＝Q壁单F盘       式中Q盘－每块蒸腾盘传热量，kJ/h；           Q壁单－塔壁单位面积传热量，kJ/（m2·h）；            F盘－每块盘受热表面积，m2，可自选尺度，也可依据国内沿袭塔盘尺度，精镉炉用盘为360×250×85mm，壁厚为40mm，按壁厚中心线计，一个盘受热表面积为0.091m2。       蒸腾盘数按下试核算：   n蒸＝Q气/Q盘       式中n蒸－塔中蒸腾盘数，块；            Q气－镉液气化所需热量，kJ/h；            Q盘－盘块蒸腾盘传热量，kJ/h。       此外，金属在塔中预热盘数（n预）的求法根本同蒸腾盘，但塔外壁温度应取低些，一般外壁温度可取1020℃，塔内壁温度取760℃。所得盘数仍为蒸腾盘，相加为所需蒸腾盘总数。       回流盘数       一般用平底槽形盘，其数量亦可仿工厂锌精馏规划铅塔的经历公式选定，即   n回＝E（n蒸＋n预）       式中n回－回流盘数，块；            n蒸－蒸腾盘数，块；            n预－蒸腾段预热用蒸腾盘数，块；            E－蒸腾段蒸腾盘总数与回流段塔盘的份额系数，镉精馏塔可取0.6～0.7。        2、塔盘选型与塔体组合       组成精镉炉的有加料盘、底盘、导流盘、蒸腾盘、回流盘等，首要是蒸腾盘和回流盘。其结构方式和特性与锌的精馏塔盘根本相同，唯塔盘尺度变小许多，长宽份额也有别。       葫芦岛锌厂镉精馏炉运用的塔盘一种为276×176×85mm，厚度38mm，另一种为360×250×85mm，厚度40mm。       蒸腾盘为W形，周边的沟槽可存金属液体，以加大塔盘的蒸腾才能，其结构尺度可参看图3。对其要求是，两盘间的空间高度应习惯塔内最大蒸气流速小于5m/S，塔盘上气孔面积也应习惯气流速度的要求。此外盘内液面应坚持必定高度。  图3  蒸腾盘       回流盘为平底长方形，盘内有多道浅格，以使盘内金属熔体成S形活动，以利金属气液两相热交换和杂质金属分凝。       对回流盘结构要求首要是，上气孔面积不小于盘面积的40％，盘内液面应有恰当高度（见图4。）    图4  回流盘       塔盘组合       塔本体首要由底盘、蒸腾盘、加料、回流盘、导流盘等组成。葫芦岛锌厂的镉精馏炉的塔体是由14块蒸腾盘、1块缓冲盘、8块回流盘、1块加料盘和底盘、导流盘堆叠而成。底盘和悉数蒸腾盘置于燃烧室中间，蒸腾盘内的金属镉经加热蒸腾导入回流盘分凝后进入冷凝器。底盘中心有孔，座落在底座上，蒸腾盘余下的铅铁锌液经底座流入渣锅内，定时排出。蒸腾盘上为加料盘和回流盘，一般高出燃烧室上盖，因为镉精馏塔内气压较低，需由外部供热保温，部分回流盘仍在低温保温状况中。最上面为倒扣盘，镉蒸气即由此导入冷凝器。       镉塔组合的原则是相邻两盘应互转成180°装置，使沿盘短边安置的溢流孔交织装备，迫使金属蒸气与金属液体沿着弯曲的途径经过整个塔盘，并不断完成蒸馏与分凝进程，然后到达金属的提纯与别离的意图。塔盘组合实例见图5。  图5  塔盘组合实例图       表15为葫芦岛锌厂镉精馏炉塔体及首要附属设备规格。   表15  葫芦岛锌厂镉精粹炉塔体及其附属设备规格，mm称号原料件数长宽高塔   件反扣盘SiC1360250100导流顶盖SiC136025050回流盘SiC836025085加料盘SiC1545250100加料压盖SiC114525030蒸腾盘SiC1536025085缓冲盘SiC1360 ,,25085底盘SiC136025085底座SiC1610485210底座盖SiC126034060上外套SiC1420310600中外套SiC1420310920下外套SiC1420310920冷凝器本体SiC1515350630压盖SiC156031535冷却器本体SiC1405375185压盖SiC116037530加料器 1Cr18Ni9Ti1   精镉产出锅 1Cr18Ni9Ti1   粗镉熔化锅 1Cr18Ni9Ti1   渣锅 1Cr18Ni9Ti1          六、装备参阅图       图6为粗镉车间装备参阅图实例。  图6  粗镉车间装备参阅   1―排风机；2―烟囱；3―排风管道；4―浸出槽；5―除铁槽； 6―置换槽；8―溜槽；9―泵；10―料斗；11―立式泵；12―铸锭； 13―熔化炉；14―油压机；15―精镉炉；16―过滤机；17―高位槽； 18―精镉模；19―真空泵；20―贮酸罐；21―扬液器

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。

烃基磺酸钠、烷基硫酸钠、烃基、烃基胂酸等。从它们的分子结构看，也是一端为极性基其它端为非极性基的复极性化合物。本章所述药剂都可作氧化矿捕收剂，前两种可替代脂肪酸，而含磷、砷的捕收剂选择性强，对锡石和黑钨浮选作用较好。一、结构 烃基磺酸钠视其烃基不同又可分为烷基磺酸钠 和烷基芳基磺酸钠，它们的通式如下： RSO3Na R-Ar-SO3Na RO-SO3Na 烷基磺酸钠烷基芳基磺酸钠 烷基硫酸钠 二、性质 (1)烃基磺酸钠和烷基硫酸钠均为白色粉状物，易溶于水，毒性很低。 (2)烃基磺酸分子中的C-S键很安稳，因而烃基磺酸钠不易分化，配成溶液后，放置好久均可运用， 不会失掉洗刷才能和捕收才能。 (3)烷基硫酸钠与烃基磺酸钠不同，能水解称醇和 ：RO-SO3Na+H2O→ROH+NaHSO4 特别是在加热条件下水解更快，因而，烷基硫酸钠 溶液放置过久，会部分水解下降其捕收才能，运用时应当天制造的溶液当天运用为好。

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。

Abstract：Processing conditions of effectively separating indium from the leaching solution of a smelting antimony slag were researched. For the leaching solution of containing indium, antimony and iron ions, indium from the leaching solution by extracting indium ion with P204-kerosine solution, washing antimony and iron ions with H2C2O4*2H2O solution and stripping indium with a dilute solution of hydrochloric acid was separated. InCl3 solution with purity above 90% is obtained. Indium can be concentrated through stripping with HCl solution. Indium content in InCl3 solution is about 25～30g/L. Key Words:Leaching solution of containing indium, Separating indium from antimony and iron ions, Concentration of indium 铟是一种具有重要用处的金属［1］，广泛用于电子、原子能和化工等工业，以及制作易熔合金等。铟在地壳中含量仅为1×10-7，且涣散程度大，一般伴生于其它金属矿中，如闪锌矿、方铅矿等，因而，收回铟的主要原料是金属冶炼过程中的废渣、烟尘、烟灰等。现在国内外已成功地从冶炼锌渣、铜烟灰等物猜中收回铟，但没有见到从冶炼锑渣中收回铟的报导。本研讨是报导从含铟、锑渣浸出液中有用地收回铟的办法。鉴于P204萃取剂对铟的萃取率高，萃取时酸度较高，实用性广［2～4］，故萃取仍选用P204-火油溶液；浸出液中铟含量低，而锑、铁含量高，对进入有机相中的锑用草酸溶液洗刷除掉；有机相中的铁则使用铟、铁在不同浓度下反萃的特色，用低浓度反萃铟，而用较高浓度反萃铁，到达铟与铁别离的意图，并再生有机相；负载有机相用稀循环反萃取，到达富集铟的意图。 一、实验 （一）仪器与试剂 WYX-2型原子吸收光谱仪 (沈阳分析仪器厂)。72G型分光光度计 (上海分析仪器厂)。THZ-82型恒温振动仪。P204，化学纯 (上海化学试剂厂)。磺化火油，市售火油经浓硫酸磺化后，用Na2CO3溶液和蒸馏水洗至中性。其他试剂均匀分析纯。 （二）实验办法 将油、水两相按必定份额置于分液漏斗内混匀，在振动器上振动所要求时刻，静置分层后分析水相中铟、锑、铁含量，其中低含量的铟、锑用原子吸收光谱法测定；高含量铟用EDTA络合滴定法测定；高含量铁用K2Cr2O7滴定法测定；低含量铁用邻二氮菲分光光度法测定。用差减法核算萃取率。 二、成果与分析 （一）含铟浸出液的组成 杂乱含铟锑渣用稀硫酸浸出后，浸出液组成见表1。浸出液余酸酸度 (H+浓度) 为0.6～0.8mol/L。由表中数据可见，浸出液中Sb3+，特别是Fe3+(Fe2+) 含量高，且铟、锑、铁三者同为三价离子，在萃取条件下锑、铁对铟的影响大，Zn2+、Ca2+、Na+等不被萃取。因而铟与锑、铁的别离是制取较纯InCl3溶液的要害。 表1　含铟浸出液组成(阳离子)元素InSbFeZnCaNa质量浓度/g.L-10.31～0.330.52～0.6224.0～24.63.4～5.01.1～1.535～40 （二）P204－火油溶液萃取铟的条件 用30 vol% P204的磺化火油溶液，按比较O/A=1/3，操控萃取时刻5min，对不同酸度的浸出液进行萃取，调查在不同酸度下铟、锑、铁的萃取状况，成果见图1。图1　酸度对铟、锑、铁萃取的影响 1－铟；2－锑；3－铁 由图1可见，在浸出液酸度为0.3～0.7mol/L内铟都有较高的萃取率 (大于92%)，即便直接对浸出液进行萃取 (酸度在0.7mol/L左右)，铟的一次萃取率也可达92%，关于锑而言，只要60%被萃取，而铁的萃取率小于3%。因而，断定直接用P204-磺化火油溶液对浸出液进行萃取，而不需要预先调理浸出液酸度。通过添加萃取级数可进一步进步铟的萃取率。实验证明，通过三级逆流萃取，铟的萃取率在99%以上，锑的萃取率在80%左右，铁的萃取率为5%。 萃取平衡时刻实验 (见图2) 标明，P204-火油溶液对铟的萃取可在5min内到达平衡；铁的萃取率随时刻添加逐渐升高，平衡时刻较长；锑的萃取平衡时刻比铟更短，但萃取率较低，因而操控有用萃取时刻为5min。对含铟浸出液所断定的萃取条件为：30% P204-磺化火油溶液，O/A=1/3，萃取平衡时刻5min，萃取水相为浸出原始液。在此条件下，通过一次萃取后负载有机相组成为In 0.91～0.96g/L、Sb 0.90～1.0g/L、Fe 1.5～1.6g/L。 （二）负载有机相中锑的洗脱图2　萃取时刻与铟、锑、铁萃取率的联系 (O/A=1/3; 30%P204-火油溶液) 1－铟；2－锑；3－铁 依照上述萃取条件进行萃取后，负载有机相中铟、锑含量适当，铁含量稍高。为了除掉有机相中的锑，通过重复实验，选用草酸溶液洗刷除锑的办法。制造了一系列不同浓度的草酸溶液，按比较1∶1，对负载有机相进行洗锑实验，所得成果见图3。图3　草酸溶液浓度与锑洗脱率的联系 由图3可见，草酸溶液具有洗锑的杰出作用。草酸溶液浓度在20g/L以上时洗刷作用根本相同，锑的一次洗脱率在90%以上，因而断定洗刷液草酸溶液浓度为20g/L。依照上述洗刷条件接连两次对负载有机相洗刷，锑的洗脱率可达99%以上，而铟的洗脱率接近于零，铁的洗脱率为18%左右。可见，挑选草酸溶液对负载有机相进行洗刷，可除掉绝大部分锑，铟几乎没有丢失，到达了铟、锑别离的意图。负载有机相用草酸溶液洗刷后，其组成为In 0.91～0.96g/L、Sb 0.01～0.02g/L、Fe 1.2～1.3g/L。 （四）铟的反萃取 经草酸溶液洗刷后，负载有机相中的主要成分是铟和铁，使用这两种离子能够别离在不同浓度下反萃的功能，操控不同的浓度，别离进行反萃取。图4标明了铟、铁的反萃率与浓度的联系。图4　不同HCl浓度下铟、铁反萃率 ( O/A=5/1; 反萃时刻5min) 1 — 铟；2 — 铁 实验成果标明，铟、铁的反萃率均随浓度的添加而升高，但铟的反萃率在浓度为2mol/L时已到达88%以上，而此刻铁的反萃率不到5%；当浓度为3mol/L时铟的反萃率到达92%，而铁的反萃率仅为15%左右，这样通过操控反萃时浓度可到达别离铟、铁的意图。 反萃时刻实验成果 (见图5) 标明，用2mol/L HCl反萃取铟时，可在10min内到达平衡，因而，断定反萃取时刻为10min。图5　铟的反萃率与反萃时刻联系(HCl 2mol/L；O/A=5/1) 这样，最终断定的反萃条件是：HCl 2mol/L，反萃比较O/A=5/1，反萃时刻10min。依照这样的反萃条件，铟的一次反萃率在92%以上，通过三级逆流反萃取，铟的反萃率可达99%以上。通过洗刷后的负载有机相进行一次反萃取后，所得反萃液组成为In 4.2～4.4g/L、Sb 0.05～0.1g/L、Fe 0.3～0.32g/L，InCl3纯度90%以上。 （五）循环反萃取实验 为了制备既有较高纯度又有较大浓度的InCl3溶液，依照2.4节的反萃条件对洗刷后的负载有机相进行循环反萃取实验，反萃取液通过3次循环后，得到如下组成的InCl3溶液：In 25～26g/L、Sb 0.3～0.6g/L、Fe 1.8～1.9g/L。此溶液可直接进行复原制取海绵铟。 三、定论 1. 用P204-磺化火油溶液直接对含铟浸出液进行萃取，操控萃取时刻5min，铟有较高的萃取率，而铁的萃取率很低，到达了开始别离铟、铁的意图。 2. 用浓度为20g/L的草酸溶液对萃取后的负载有机相进行洗刷，通过接连2次洗刷，99%以上的锑被洗脱，而铟几乎不丢失，到达了别离铟、锑的意图。 3. 用2mol/L HCl对洗刷后的有机相进行反萃取，铟的一次反萃率在88%以上，三级反萃率在99%以上，而铁的反萃率低，进一步别离了铟和铁，所制备的反萃液中InCl3纯度到达90%以上。 4. 用2mol/L HCl循环反萃取，可使反萃液中的铟富集，制得含铟量达25～30g/L的InCl3溶液，为进一步复原制备海绵铟供给了或许。 参考文献 　[1]周敬元. 湖南冶金，1984，36(4)：36　[2]宋玉林. 稀有金属 (国内版)，1982，6(1)：35　[3]姚根寿. 有色冶炼，1994，23(4)：52　[4]姚昌洪. 湖南有色金属，1996，12(2)：58

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。