水溶化法在20世纪70年代末曾有不少专利。卡林（Carlin )公司用二次氯化法树立日处理500 t矿石的接连实验装置，使耗费大大下降，美国专利曾报导在328kPa氧压下（160℃）用氯化物溶液浸出，金浸出率高于98.5%。    化法（亦称湿法氯化或溶化）是在盐或酸的水溶液中，参加氯或其他氯化剂，使金被氯化而浸出提取。此法初期选用氯水或硫酸加漂的溶液从矿石中成功地浸出金，并用硫酸亚铁从浸出液中沉积出金。后经开展成为19世纪末的首要浸出金办法之一。一般说来，原猜中但凡可溶的物质，化法也能够溶解。选用化法，金的浸出率比化法高，可达90% -98%，氯的报价比低，氯的耗费量约为0.7～2. 5 kg/t精矿。化法面世后，化法工艺在19世纪末也相继呈现，并开端广泛使用于从矿石中直接浸出金，故几乎在同一时刻化法在各工厂中止选用，近些年来，因为一些湿法冶金办法污染环境，化法又从头被用来提取金、银，往后它有或许再次成为金、银重要的冶金办法之一。    该工艺的特色是出资少，收回率高，有利于环保。化法实质上是一种氧化浸出。氯溶于水后，发作水解反响生成氧化性极强的次氯酸使金氯化成HAuCl4或NaAuCl4，再用二氧化硫、硫酸亚铁复原沉积。按运用的氯化剂和介质的不同，化分为：介质水溶化，次氯酸盐（次或）氯化和电氯化三种首要工艺。    基本原理    水氯化法浸金原理是：金在饱满有Cl2的酸性氯化物溶液中被氧化，构成三价金的络阴离子。    氯是一种强氧化剂，能与大多数元素起反响。对金来说，它既是氧化剂又是络合剂。在Au-H20-Cl- 系统的电位-pH图中，如下图所示，金被氯化而发作氧化并与氯离子络合，故称水氯化浸出金，其化学反响为：                               2Au＋3Cl2＋2HC1 ==== 2HAuC14                              2Au＋3Cl2＋2NaC1 ==== 2NaAuC14    这一反响是在溶液中氯浓度显着增高的低pH条件下快速进行的。    三价金在氯化物溶液中电位适当高：                                 Au＋4C1- ==== AuC14-＋3e-                                       Eө ＝1.00 V[next]    因而，已溶金很易被复原，故矿石浸出时溶液中有必要饱满。水氯化法的最大长处是廉价，浸出速度快，用于化法的浸出剂首要是（湿）氯和氯盐。因为氯的活性很高，不存在金粒表面被钝化的问题。因而，在给定的条件下，金的浸出速度很快，一般只需浸出1-2h。这种办法更适于处理碳质金矿、经酸洗过的含金矿石、锑渣、含砷精矿或矿石等，而且从溶液中收回金很简单。    可是，水氯化法也存在严峻的局限性：当硫化矿浸出时，会有一部分或大部分MeS溶解，这使废液处理复杂化，因而，关于含S<0.5%的酸性矿石，用水氯化法或许是合适的，除此，水氯化法还存在Cl2对现场的损害以及设备复杂化的问题，可是跟着复合金属的使用，设备问题或许会方便的解决。    南非有一座大型水氯化法处理重选金精矿的实验工厂。所用流程是：精矿在800℃下氧化焙烧脱硫后，将焙砂在通的溶液中浸出，金的浸出率达99%。然后用SO2复原，从溶液中沉积金。用氯化溶液洗刷后的金粉，纯度达三个九。    工艺特色    实践流程是矿石磨至-200目占65%以上，矿浆浓度45%，温度27-38℃，以500t/d的给矿量参加4台串联的拌和槽，总的拌和时刻为20 h。氯化槽是衬胶的，外涂尿烷泡沫隔热层。通过分配管道送入前三个槽，第四个槽是储槽，以使氯化反响完结。密封槽的气体排至洗刷塔，该塔为一填料塔,有纯碱溶液循环通过,氯同纯碱反响生成次,再回来流程中同矿浆作用,的使用率超越99%。已用氯化法处理约60×104t矿石，当给矿含金8.71 g/t时，提取率为83.5%，每吨矿石耗费18 kg。    凭借氯化使难选冶矿石适于化法的这种预氧化处理，在美国至少有两个较大的金矿山选用。尽管如此，也还存在不同观念。如马塞恩在关于莫克金矿流程挑选的证明中以为，若选用进行预氧化处理，在后继的化作业中欲达较高的金提取率，等药剂耗费甚高（86.26 kg/t矿石、碳酸钠48.12 kg/t矿石，金化浸出率方可达84%），因而以为该矿预先氯化不是一种经济实用的办法。    漫金作用    水溶化作为预处理手法受到重视，并在固执矿石或精矿的处理上得到了工业使用。其间一例是卡林金矿选厂处理含碳难选矿石时选用的矿浆氧化法。卡林氧化矿石中存在活性炭及长链有机碳水化合物，难以用惯例化法处理，但发现含碳物质的有害影响可用矿浆中加氧化剂来消除，即可选用或使用就地电解含盐矿浆发生的次，将炭及有机碳水化合物氧化成CO或CO2。这种经氯化法预处理过的矿浆便可直接给入化回路。    水溶化法还可用于地下浸出，涅别拉以为这是从含金0.6-2.1g/t的贫矿中提金最经济的办法。美国专利也曾介绍，为进行地下浸出，对含金矿石疏松爆炸，然后让含氯、氧化剂和有机物质（钠叠氮化酯、羟或乙二胺）的溶液流入与金络合。开始研讨标明，金的提取率达80％-90％（浸出时刻三周），并证明含金低浓度溶液可用吸附、离子交换或电解等办法收回其间80%一-90%的金。工业上能否选用这种地下浸出法首要取决于地质条件。    涅别拉供给了用于地下浸出的氯化物溶液的三种配方：①HCl+0.1mol/L NaCl+Cl2；(2)Ca（OH)2+C12，③NaCl+0.05 mol/L Na2C03＋Cl2，其间都是到达饱满的，并对三者的浸出作用作了比较。    化法提金在工业生产中现已得到实践使用。美国选用介质水溶化工艺成功地处理了碳质金矿石，于1980年在内华达州建成了碳质矿石处理工厂。Murchison联合矿藏公司用该工艺处理锑烧渣，金的收回率达98%以上。此外，对含金黄铁矿、砷黄铁矿选用化法处理，比化法和法浸出率高。在通过650℃氧化焙烧或许矿石浆化后于75-100℃通入空气氧化预处理后，矿石以液固比2:1浸出数小时，金的浸出率达92%以上。    因为氯化剂简单得到，报价廉价；生成的金氯化物简单别离，且易得到纯产品；避免了氯化作业对人体的损害，有利于环保。因而，化法提金工艺的开展前景非常宽广，在未来的金银提取领域中，必将占有重要位置。    总归，水溶化法适于处理较单一的含金质料或含碳金矿石，其长处是金浸出率较高，选用作氧化剂报价比低。美国矿业局曾用进行过中间工业性实验。该法的首要缺陷是许多杂质简单一起溶解而耗费药剂，并给后继提金进程带来困难，选用操控电位浸出法，可部分战胜这方面的缺陷。

在水溶液中，金可与氯化合生成易溶性氯化金,由此提出了金矿石的氯化浸出法。金矿石氯化浸出剂是氧气。氯化浸出法的进一步开展是运用电解氯化钠溶液得到的氯浸出矿石中的金。运用这种电化学浸出办法从矿石中浸出金并由溶液中分出金的办法也称电氯化浸出法，简称电氯化法。    金矿石的电氯化浸出进程，多年来得到不断改进，其金的浸出速率比化法快，已进行了半工业实验，没有到达工业运用阶段。由于原子氯和对金的强氧化性和强络合才能，人们在处理难处理金矿石时，对电氯化法给予特别注意，经常在一些小设备中进行小规划加工处理。    1)电氯化法浸出金进程的一般原理    金矿石的电化学浸出进程在悬浮矿浆食盐溶液中通直流电进行，经过电解氯化钠溶液发作氯的氧化和络合作用，使金浸出，转入溶液。    在隔阂电解浸出槽中电解氯化钠溶液时，H+在阴极上放电分出气态氢，C1-在阳极上放电分出气态氯。在阳极上OH-也或许放电分出02。尽管OH-放电分出的氧的可逆电位[Eө(OH-）＝+0.82 V，18℃NaCl溶液］比C1-放电可逆电位［Eө(Cl-）＝-36 V］低，但其超电位数值大（见下表），实践分出电位比C1-高得多，在电流密度为1 000 A/m2下，Eө（OH-）＝1.911 V，Ee（C1-）＝ 1.611 V。氧和氯在软石墨阳极上超电位电位/V离子电流密度/（A·m-2）102001000200050001mol/L KOH溶液Cl-——0.2510.2980.417饱满NaClOH-0.5250.9631.0911.1421.186     所以，电解中性氯化钠溶液时的首要反响为：    在铁板阴极上                                 2H20＋2e- === H2↑＋20H-    在石墨阳极上                                    2Cl- ==== Cl2↑＋2e-    总反响式为：                              2H20＋2C1- ==== C12↑＋H2↑＋20H-    进程发作的原子氯或分子氧对金都有强的氧化作用。氯溶解在食盐溶液中生成次氯酸，当溶液呈碱性时，则生成易分化的次氯酸盐。C10-的放电电位比C1-小得多，如下图所示，即便次氯酸盐浓度适当小，C10-与C1-也能一起放电。[next]                                  2ClO--2e- ==== 2Cl- + O2↑                                     2C1- - 2e- ==== Cl2↑    分出的氧也是一种强氧化剂。    金的标准电极电位为＋1.50 V，在氢以上，意味着金的溶解只能在含氧溶液中进行，特别需求那些电极电位高的活性氧化剂，如次氯酸、次氯酸盐和Cl-（见下表）。金在碱金属氯化物中与氯离子生成氯化络合物，使金的标准电极电位变小，促进金浸出。含氯氧化剂和贵金属的氧化复原电位电极ClO-/Cl-HClO/Cl2（液）Au+/AuAu3+/AuCl2/Cl-Pt4+/Pt氧化复原电位/V1.7151.5941.581.51.3951.2电极Ir3+/IrPd2+/PdAg+/AgRu3+/RuRh3+/Rh　氧化复原电位/V1.150.980.80.490.81　     在金矿石电化学浸出进程中，由于食盐电解进程中所耗费的气态氯和氧不断得到弥补，促进浸出反响敏捷进行。电氯化浸出时金的溶解进程也是一种分散进程，金的浸出速率受拌和强度和温度影响，一般，温度升高对金浸出有利，可是，当温度高于40℃今后，金浸出速率就明显下降。拌和强度过大，剧烈拌和会使氯渗透到阴极液，碱渗透到阳极液，或使分子氯很多蒸发，导致溶液中氧过量，构成矿石中的金部分钝化。[next]    2)电氯化法浸出金的运用实例    ①有隔阂电解槽的电氯化浸出。金矿石在装有隔阂的电解浸出槽中浸出。电解浸出槽是铁制的或木制的圆形槽，槽底和槽盖用石棉钢筋混凝土或生铁制作，槽内涂石油沥青或煤沥青。阴极室与阳极室用隔阂离隔。阴极是带孔铁质圆筒，外套隔阂。阳极是石墨板，依环形排列于底部与槽底绝缘。阳极室内装机械拌和器，转速120～150 r/min。经过充沛磨细的矿石与NaCl溶液混合后加到阳极室，运用不断拌和，使矿石颗粒坚持悬浮状。    电氯化浸出运用的矿石是磁黄铁矿型的金精矿，精矿所含的硫化物首要是磁黄铁矿，此外还有少数黄铁矿和硫砷铁矿。精矿的化学组分为：SiO2 3.44%，A1203 0.16%，CaO 7.92%，MgO 4.0%，Mn2O3 1.06%，CuS04 0.O1％，CuS 2.06%，Fe 38.96%，As0.14%，总S 31.88%，Au 52 g/t, Ag 98 g/t。精矿中银和铁，在电氯化浸出时进入溶液。溶液中的银发作堆积，并在金颗粒表面构成氯化银薄膜。铁以硫酸亚铁方式存在，硫酸亚铁将金的氯化物中的金复原成金属金，使金从溶液中堆积出来。据此拟定含金磁黄铁矿精矿的电氯化浸出工艺流程如下图所示。    磨细矿石浮选精矿粒度为74% -200目,用浓度为2.5 moVL的NaCl溶液混合制浆,并参加2%,矿浆液固比1.4：1。将该矿浆加到阳极室,2.5 moVL NaCl溶液加到阴极室,进行榜首段电氯化浸出.电氯化阳极电流密度为750 A/m2，容积电流密度为5500 A/m3，时刻为15 min。榜首段浸出后的精矿再磨细到91.5%-200目，在相同条件下进行第二段电氯化浸出。经过两段电氯化浸出金的金总浸出率为82.7%。用电氯化法处理每吨精矿需耗费3100 g NaCl，其电能耗费为45 kW·h。[next]    浸出进程中参加少数。对金颗粒表面的氯化银薄膜有溶解作用,使金浸出率得到进步。在榜首和第二阶段浸出之间，需对精矿再磨细，以损坏金颗粒表面的氯化银薄膜，进步金浸出率。硫酸亚铁的有害影响，可选用敏捷氧化的办法加以消除，也能够在阶段浸出间精矿再磨操作时用水冲刷除掉二价铁离子。    ②无隔阂电解槽的电氯化浸出。无隔阂电解浸出槽不存在矿泥阻塞问题。在无隔阂槽中运用电解氛化钠水溶液分出的原子氯，从矿石中浸出金，已进行了半工业规划实验。晏庄金矿是“铁帽型”含金氧化矿，以褐铁矿为主，金呈次显微状赋存在褐铁矿孔隙里，粒度为0.001～0.005mm，单个的为0.074～0.06 mm。矿石含金量9g/t。由于磨矿后细微的金粒进入矿泥中，故曾先后选用混-摇床、混-浮选、混-浮选-渗滤化等流程处理，金的收回率仅为63％左右。后在电氯化一树脂矿浆法实验中，金的收回率大大进步。这是由于矿石电氯化浸出时，金颗粒表面的铁、锰薄膜简单被损坏，可获得较高的金浸出率。    电氯化是经过电解碱金属氯化物（NaCl）,使水溶液中放出活性氯将矿石中的金氧化生成AuC13,进而成为HAuC14及其复盐NaAuC14，并在水中离解成离子：                              　　HAuC14 —→ H+＋AuC14-                            　  NaAuC14 —→ Na+＋AuC14-                           　　   AuC14- —→Au3+＋4C1-    生成的AuCl4-被阴离子交流树脂吸附，进程中离解生成的Au3+，有极少数堆积于阴极板上成阴极泥。向电解槽中参加，除为在电解进程中能分出一部分氯外，首要是用来避免氛化钠离解生成的氛被碱或水吸收而损耗活性氯。    半工业实验设备选用ф900 mm×1000 mm铁制元隔阂电解浸出槽。电解浸出槽内装有螺旋搅碎桨，螺旋桨直径为300 mm，转速为374 r/min，阳极为250 mm×700mm石墨板，每槽5块，沿槽的四周固定在拌和轴与槽壁之间，并与槽底绝缘。阴极为槽的内壁。阳极与阴极的间隔为200 mm。实验条件是：矿石粒度71.92%-200目,矿浆浓度22.25%,电流密度285 A/m2,槽电压13V,矿浆温度50℃。按质料配入氯化钠30 kg/t，20 kg/t制成矿浆，pH值为20再参加-16～+50意图717型湿树脂10 kg/t,在接连拌和下通电氯化和吸附8 h。经144 h的实验，所得的平均指标为：树脂含金量83.80 mg/g，尾液含金质量浓度为1.69 mg/L，除掉阴极上少数的阴极泥（含金6.26g/t)忽略不计，金的吸附收回率为99.10%。    为了调查含金硫化物矿（首要是黄铁矿）对电氯化的影响，还进行了含30%硫化物矿的混合矿样的实验，结果表明，在此条件下含金硫化物矿对金的浸出和吸附几乎没有影响。    选用筛选-筛分-摇床联合流程从矿浆中别离载金树脂获得了好的别离作用。载金树脂中的金用静电淋洗收回、静电淋洗在拌和珐琅桶内进行，拌和转速为252 r/min，螺旋桨直径70 mm。阴极为铅板，阳极为石墨板，南北极距离80 mm。金的淋洗剂由4%硫脉和2%制造。在槽电压2V和阴极电流密度400 A/m，条件下，运用7倍于载金树脂质量的淋洗剂，进行8h淋洗，金近于彻底淋洗。    金矿石的电氯化浸出作用遭到诸要素的影响。明显,影响金浸出的要素都与初生态氯的产值及运用程度有直接关系,氯产值高又能充沛运用,金的浸出作用就好。电氯化浸出作为一种强化浸出办法,对含少数硫化物的金矿加工是可行的，即便矿石中硫化物含量高达30%,金浸出率仍可到达88%。    金的电氯化浸出与金在矿石中的赋存状况、矿石化学成分以及矿藏成分有关,它们对电氯化进程的影响很大。合适电氯化浸出的矿石有：金呈游离态而无氯的吸附剂的石英矿石；金粒表面的铁、锰薄膜易氧化进入溶液的铁帽型氧化矿石；黄铁矿和其他硫化物含量少的金矿石；磁黄铁矿、黄铁矿精矿；含金方铅矿、闪锌矿、黄铁矿、毒砂混合矿石或精矿以及含铜金矿石等。不合适电氯化浸出的金矿石有：含很多CaC03或MgCO3的碳酸盐矿石，碳酸盐匆溶解抓相互作用增大氯的耗费,并发作很多细泥阻塞隔阂的孔隙；高砷金矿和高锑金矿，砷化物和锑化物在电氯化进程中发作二次反响，耗费溶解的氯；含碲和硒的金矿，某些碲化物和硒化物对氯化金发作复原作用，阻碍金的电氯化浸出；含石墨和炭的金矿石，碳质物对氯化金发作抢先吸附，大大削减金的有用浸出。

五水硫酸铜，俗称蓝矾、胆矾或铜矾，化学方程式为CuSO4·5H2O，为蓝色晶体。 无水硫酸铜在常温常压下很安稳，不潮解，在枯燥空气中会逐步风化，加热至45℃时失掉二分子结晶水，110℃时失掉四分子结晶水，150℃时失掉悉数结晶水而成无水物。无水物也易吸水转变为五水硫酸铜。常使用这一特性来查验某些液态有机物中是否含有微量水分。将五水硫酸铜加热至650℃高温，可分化为黑色氧化铜、二氧化硫及氧气。 胆矾是天然的含水硫酸铜，是散布很广的一种硫酸盐矿藏。它是铜的硫化物被氧分化后构成的次生矿藏。胆矾产于铜矿床的氧化带，也常常呈现在矿井的巷道内壁和支柱上，这是由矿井中的水结晶而成的。胆矾的晶体成板状或短柱状，这些晶体调集在一起则呈粒状、块状、纤维状、钟乳状、皮壳状等。它们具有美丽的蓝色，但假如暴露在枯燥的空气中会因为失掉水而变成不透明的浅绿白色粉末。一起胆矾极易溶于水。胆矾是颜料、电池、虫剂、木材防腐等方面的化工原料。 预处理饲料级沙状无水硫酸铜，除具有硫酸铜的功用外还具有在使用过程中，粉尘较少，大大地削减环境污染和对工人皮肤、呼吸道的影响;一起更能确保预混猜中铜的增加量。流动性较好，在生产过程中混合均匀度较好;一起不易呈现结块现象。本品在生产过程中，因为不增加任何载体，故不存在与其它物质触摸而发作的物理、化学变化。因为在预混合饲料、饲猜中，与维生素、基酸等营养物质的触摸面较小，然后削减对上述营养物质的损坏。因为本品属沙粒状，与空气触摸面小，故能够削减铜离子的氧化，然后进步其效价。游离酸含量低。硫酸铜晶体中每一组铜离子、硫酸根离子与结晶水分子的个数是1：10，呈蓝色，在加热的条件下，结晶水可悉数失掉，硫酸铜晶体变成白色。 硫酸铜是较重要的铜盐之一，在电镀、印染、颜料、农药等方面有广泛应用。无机农药波尔多液就是硫酸铜和石灰乳混合液，它是一种杰出的灭菌剂，可用来防治多种作物的病害。1878年在法国波尔多城，葡萄树发作虫病大部分死去，而大道两头的树，怕行人摘吃，在树干上涂了生石灰与硫酸铜溶液，树干弄得斑白，行人看了难过不敢摘吃，这些树却没有死，进一步研讨才知此混合液具有灭菌才能，因此名为波尔多液。制造波尔多液，硫酸铜和生石灰(最好是块状新鲜石灰)份额一般是1∶1或1∶2不等，水的用量亦由不同作物、不必病害以及时节气温等因从来决议。制造时最好用“两液法”，即先将硫酸铜和生石灰别离跟所需半量水混合，然后一起倾入另一容器中，不断拌和，便得天蓝色的胶状液。波尔多液要现配现用，因放置过久，胶状粒子会逐步变大下沉而下降药效。硫酸铜也常用来制备其他铜的化合物和电解精炼铜时的电解液。五水硫酸铜可由氧化铜与硫酸或铜与浓硫酸作用后，浓缩结晶而制得。在实验室中可用浓硫酸氧化金属铜来制取无水硫酸铜。 目标称号 目标 硫酸铜含量(以CuSO4·5H2O计)% ≥ 98.5 硫酸铜含量(以Cu2+计)% ≥ 25 铅(以Pb计)% ≤ 0.001 砷(以AS计)% ≤ 0.0005 细度 30-80

桂林冶金地质学院分析了FeC13溶液浸出金的热力学。浸出金是氧化复原反响进程。因为反响：                                    Fe3+ + e-====Fe2+的标准复原电极电位E1ө ＝0.771 V。而                                   Au3+ + 3e- ==== Au的E2ө=1.420 V。因而，用Fe3+不能将Au氧化为Au3+。假如溶液中存在C1-，C1-可与Au3+络合生成AuC14-：                                 AuCl4-＋3e- ==== Au＋4C1-E3ө=0.994 V，因而在氯离子存在的条件下，Fe3+将Au氧化为AuC14-就较简单了。经过操控系统中参与反响有关物质的浓度，就能使浸出金得以完结，浸出反响为：                              Au＋3Fe3++40- ==== AuC14-＋3Fe2+    该反响对应的原电池电动势为：                                              RT         α（AuC14-）·  α3（Fe3+）         E = Eө（Fe3+/Fe2+）-Eө（AuC14-/Au）- ——In ———————————                                                                                3F            α4（Cl-）·α3（Fe3+）要使该反响从左向右自发进行，E有必要大于零。若取a (AuC14-）＝10-2, a (Cl-）＝10,不难算出，当a（Fe 3+）/a（Fe2+）＞101.80时，E大于零。    在实际操作进程中这些条件是不难满意的，比方，在298 K下，当参加FeCl3使[Fe3+]＝3 mol/L，调理［Cl-]＝10 mol/L（FeC13电离C1-，浓度缺乏部分参加HCl或NaCl )。溶液中AuC14-浓度可达10-2.28mol/L。在整个反响进程中[Fe3+ ]／「Fe2+]＞102.80。这样的成果关于工业生产是有价值的。热力学分析标明，只需操控必定的热力学条件，坚持满足的Fe3+和C1-浓度，在常温(25℃）下，pH为1.0时，即可用FeCl3溶液来浸出金。    相同，某些金属（Fe, Sn, Pb, Cu, Ag）硫化物、砷化物均可与反响，耗费FeC13，一起生成的S附在矿粒表面，构成一层硫膜，阻止浸出反响。再者，有机物质和粘土的存在对浸出也是晦气的。    近年来，美国呈现了200t/d规划的堆浸场，其工艺办法十分简洁，只需在地上挖一些平行的槽坑，堆一层矿石，喷一层浸出溶液，再堆一层矿石，喷一层浸出溶液，如此循环往复，直至堆淋作业完结，最终从槽中取出富液并从中收回金。这种办法适于处理低档次的金矿，但因为矿粉空隙小，渗透性差，因而金的浸出率不高。    别的，湖南有色金属研究所对龙山砷锑金矿渣焙砂选用FeCl3浸出，金浸出率达98%-99%。电堆积率为98% -99%，金总的收回率达96.54％。与化法比较，浸出率高出4%-6%，总收回率高出5.34%，浸渣中的含金量也从3-5g/t降至0.75-1.5g/t。

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。

早在1851年，普拉特内提出运用使金转变成氯化金，然后再用水提取氯化金。这一办法后来在西里亚被选用。艾伦首要认识到氯化金的蒸发效果。氯化金的蒸发问题曾引发一系列研讨,1964年由谢弗以及许多苏联学者提出有价值的研讨，并以1970年末黑格和希尔在科罗拉多矿业学院所作的研讨工作到达高潮。美国矿务局最近依据艾斯尔、海南和费希尔等人所做的金矿石氯化的实验，在约翰·黑格的论文基础上提出了金的各种氯化物、它们的安稳区及生成这些氯化物的最新的热力学数据。本节不再重复这些推导，而是介绍斯图尔特·克罗斯德尔对霍姆斯特克型的金矿石列出的工艺流程和焙烧、氯化器以及冷凝体系的规划；以及苏联对4种不同精矿的氯化蒸发实验成果及我国辽宁冶金研讨所的扩展实验。    1)霍姆斯特克金矿的氯化蒸发流程    氯化工艺流程如下图所示。破碎后的矿石给入流态化焙烧炉中，发生的SO2气体送往触摸法制硫酸车间。焙烧矿进入两段式氯化器中，并往氯化器中通入循环运用的。从氯化器放出的气体进入冷凝室，在那里与氯化钠触摸和反响，生成盐-金氯化物的熔体（已从气流中提取了金），再进一步处理，以便收回金。及失效了的物质经冷却和用硫酸洗刷后送到紧缩机中再加压。从回来的气流中取出一部分进行液化，以便使能够蒸馏并除掉失效的物质    ①焙烧炉。为阐明含中等数量黄铁矿的硅质含金矿石氯化进程，已画出了包含操作温度和流速在内的简略的工艺流程，如图所示，在铁的含量为5%时，焙烧进程中不需要再弥补碳，就能发生满足的热量完成矿石的焙烧。焙烧进程中终究运用氧气仍是空气，或许两者结合运用，经实验决议仍是运用氧气，因为这时尽管会增加动力耗费和出资费用，但可缩小焙烧炉的体积，并可得到SO2浓度更高的气体送往硫酸车间，因而就可抵消制氧所需的那部分附加费用。[next]    焙烧的规划应依据终究是运用氧气仍是空气而决议，一同还要考虑到最佳的焙烧温度。为了便利起见，假定焙烧温度627℃是比较适宜和可行的,但在更低的温度（下降100℃）也是彻底或许的。在焙烧温度下降，也就是在527℃的反响器中焙烧时，或许会使给料冷却和彻底裸壳(bareshell），但仍处于热平衡状况。    为加速氯与金的反响，有必要进步氯化器的操作压力，但焙烧炉的压力还要高于氯化器的操作压力。单就为触摸法制硫酸供给S02这一点来说，也期望进步氯化器的压力。    ②氯化器。这种抓化器肯定要规划成二段或三段式的反响器，而且这几段或许都设置在同一个炉壳内。最适宜的操作温度约为350℃。尽管活动会使反响器冷却，而且不会有很多的反响热发生，但仍有必要对焙烧后的矿石给料进行冷却。因为金-铁氯化物的络合物会堆集在炉壁上，并使很多的金留在炉子里（这些金只能在每年或两年清洗一次反响器时才干收回），因而氯化反响器应尽或许规划成有耐火材料的内衬，以避免它在器壁处堆集金的络合物。因为这些反响的条件比较适度，所以不会呈现耐火材料的腐蚀问题。    为考虑到热量和质量的平衡问题，选用的流速为61 cm/s，这也就是为使固体物料能到达很好的搅动的最低的流态化速度，也是最低的安稳态气流。的脉动式活动也是能够运用的，它能削减流进反响器和整个冷凝阶段的量，别的，规划自身就不计划使一切的氧气都得到运用，而是经过的再循环效果使之坚持较高的压力，以保证能以很快的反响速度生成金的络合物。    实验证明，在没有任何促进剂存鄙人进行的金矿直接氯化，-200目矿样最大能以颗粒数每分钟3.45%的速率氯酸盐化。在有存在（它能使氯化反响速度至少进步25倍）并有必定的氯压（它可使氯化反响速度进步13.5-18倍）的条件下进行操作，反响动力学似乎是很快。估计霍姆斯特克的金矿破碎到-20目，在氯化器中逗留1h就可使金彻底转变为氯化金。但为了保证在一段氯化器中能到达很高的转化率，该反响床有必要在适当低的均匀床浓度下操作。选用两段氯化时，榜首段可在较高的金浓度下操作，最终的精加工阶段在十分低的金浓度下操作，这样就可使金到达很高的总转化率。    这一流程标明，往每段氯化器中增加少数的铁粉，是很有必要的。因为平衡核算标明，在氯化器的反响温度下，光靠氧化铁与的反响还不能供给必要数量的FeC13络合物。    ③冷凝体系。在氯化器中形成了金的络合物今后，蒸气状的络合物就以它在氧气中的很低浓度的方式从反响器中逸出。在金的络合物冷凝曾经，从挨近氯化器温度的气流中先经旋流集尘器除尘，然后使这些气体与含有熔体的氯化钠触摸，以使蒸发性的金-铁络合物能转变成四氯铁酸钠适当的NaAuC14。    NaAuC14络盐的键能强度足以使金的氯化物从气相的AuFeCl6络合物中分离出来，而且在低于150℃时，以含有这种络合物的液态熔体的方式存在。    这个反响和气体的冷却进程是在直径0.46 m高30m的水平或立式的高速烟道中进行的，必要时，这种烟道能曲折180o。这种液态盐的络合物可用旋流器在烟道结尾搜集，而气体（温度约为150℃）经过与洗刷旋流器的硫酸触摸而进一步冷却到80℃。然后将氧气在轴流式紧缩机中紧缩，并在80℃时回来氯化阶段。为到达高度紧缩和蒸馏，需放出一部分气体，用以避免失效了的气体的堆集。这种金络合物与盐的反响，虽或许会放出很多的热，但就到达热平衡来说仍是太小，所以热的传递就成为重要因素。[next]    能够坚信，用盐使气相的含金氯化物络合的办法是可完成的，并能供给一种比活性炭吸附更有用的办法，到达从氯化器逸出的气流中收回金。运用低温氯化法处理金、银矿石，以使矿石中的金和银蒸发，到达提金和银的意图。    2)氯化蒸发法从难溶的金精矿中收回金    氯化蒸发法是将精矿与氯化剂一同加热，使金、银、铜、铅、锌等金属氯化生成具有蒸发性的物质提高并捕集于烟尘中，然后经过湿法冶金从烟尘中分步收回这些金属。    氯化剂NaCl或CaCl2的用量一般为精矿质量的10%~15％。当质料为硫化物精矿时，应预先进行不彻底氧化焙烧，使焙砂中残留3％~5%的硫,以便于氯化进程中发生一部分氯化催化剂效果的S2Cl2,使精矿能在1 000℃下氯化蒸发，但精矿不含硫时，氯化蒸发温度有必要不低于1150℃。此刻氯化剂的用量可削减到精矿质量的5%。精矿常与质量分数为10%~15% NaCl一同加水于圆盘制球机中制球，经150~200℃烘干后筛去粉末，再于竖式炉中进行氯化蒸发。当运用的物料为粉料（不制球）时，可选用回转窑进行氯化蒸发。苏联4种难溶金精矿焙砂的氯化蒸发实验成果见下表。 难溶金精矿焙砂的化蒸发实验条件及目标精矿特性氯化剂用量/%氯化温度/℃氯化时刻/h渣含金/（g·t-1）金收回率/%金与硫化物严密共生，前含很多碳5115030.8~396~99金与砷黄铁矿共生5115020.8~396~99金与黄铁矿共生10115030.199.7含铜品10115030.499.4     我国曾对某矿的浮金精矿进行了高温氯化蒸发扩展实验。金精矿组分：Cu 0.20%，Pb 0.29%，Zn 0.29 %，Fe 32.00%，S 30.96%，Si02 26.30%，CaO 0.48%，MgO 0.49%，A1203 0.89%，Au 76.38 g/t,Ag 41.83 g/t。因为精矿含硫高,故先经欢腾焙烧脱硫。焙砂经磨矿后和70.6%140~180目烟尘兼并，于圆盘制粒机上喷洒相对密度为1.29~1.30的氯化钙液，制成直径10~12 mm的球粒。经竖式枯燥炉枯燥至含水1％左右，此刻球粒含氯化钙8%~10%，抗压强度为10~15kg/t，经振动筛去粉料后，送回转窑进行氯化焙烧。    实验用的回转窑生产能力为0.98 t/（m3·d），窑体倾斜度1.85%，转速1.42 r/min,矿球在窑内的充填系数10.3%，逗留时刻80 min 。加热用柴油，每吨矿球耗油250~300 kg。窑内高温区（氯化蒸发区）温度1040~1080℃，烟气含5%~9%氧，烟气排出速度1.5~2 m/s。经氯化蒸发焙烧后，矿球失重率10%左右，抗压强度达31 ~ 95 kg/t，所含的铁和杂质均契合炼铁要求，可直接入高炉熔炼生铁。收尘运用沉降斗、冲击洗刷器、内喷式文氏管和湿式电收尘器等组成的湿式快速收尘体系。    氯化蒸发烟尘中的金悉数呈金属状况，将其于磁球磨机中参加液，并向液中参加漂和硫酸，使其分化放出活性氯来氯化金：[next]                                   2Au＋Cl2 —→2AuCl                                   AuCl＋Cl-—→AuC12                                 AuC12-＋C12 —→ AuC14-     其总反响式为：                              2Au＋3Cl2＋2HCl —→2HAuCl4    因为烟法中含金较多(12 kg/t),故选用两次浸出。浸出前先将烟尘磨碎至-0.15mm（100目）。一次浸出条件为：固液比1:2,参加10%、5%漂、4%硫酸,浸出时刻4h,金的浸出率可达96.70 %。二次浸出条件为：固液比1:1.5，参加10%、3%漂、4%硫酸，浸出时刻4h，可使剩余金的79.80%进入溶液。两次浸出金的总浸出率达99%以上，浸出渣含金小于100g/t。    二次浸出渣用质量分数为2%洗刷两次，一次洗液回来作二次浸出用，二次洗液回来作一次洗刷用。洗刷渣过滤后送收回银、铅。二次氯化浸出液回来作一次浸出用，以便于取得富含金的浸出液。    一次浸出的富金溶液，在0.7 moV/L浓度下加钠复原金：                      2AuCl3＋3Na2S03＋3H20 ==== 2Au↓＋6HC1＋3Na2SO4    钠的用量为理论量的1.2~1.8倍，一般按每克金参加1.5 g。金的复原率达99.9%，液中含金的质量浓度在0.01g/L以下。复原的金粒经过滤后，用质量分数为1%的洗刷两次，再用水洗刷两次，取得的金纯度大于98.5%，然后分别用氯化铵液和稀硝酸处理除掉银、铅等杂质，金的纯度可进步到99.7%~99.8%。    浸出金的渣，用pH为1的酸性食盐水洗刷后送去收回其他金属。

硫酸铜:CuSO4白色五水合硫酸铜:CuSO4.5H2O蓝色.注意不要把"合"说成"和" .是硫酸铜吸水后的晶体.CuSO4+5H2O=CuSO4.5H2O这个反应是化学反应,因为它满足"有新物质生成"的定义.硫酸铜只与少量的水反应.如果有大量水,硫酸铜将溶解在水中形成硫酸铜溶液.而把形成的硫酸铜溶液蒸发,使水减少到一定程度,硫酸铜就和水发生上述化学反应.

贵州遵义钛厂是我国最大的海绵钛全流程大型冶炼厂，是国内名列前茅的海绵钛出产大厂。在冶炼进程中有很多发作，为了削减环境污染，运用水洗除氯，这样就会发作很多的废，这种废酸浓度大约为20%，难以处理，并且由于废酸中含有很多杂质，所以对其收回使用也有必定的困难。燃眉之急是怎样处理钛厂废。贵州作为我国的矿产资源大省之一，其锰矿的储量居于全国第三位。贵州省的锰矿资源首要散布在遵义、松桃两区域。跟着近年严峻的无序挖掘，导致锰矿资源档次逐渐下降。这种中低档次的菱锰矿作为冶金、化工等职业的出产质料，很难对其进行开发使用。由于贵州省大部分锰矿资源具有贫、细、杂的特色，所以选矿也有必定的困难，对遵义、松桃两地的中低档次锰矿资源的综合使用一直是一个冶金化工等职业科研人员比较重视的问题。因而，本文作者提出用钛厂废浸出遵义区域中低档次菱锰矿制备四水的试验计划，选用单要素的研讨办法，别离调查浸出温度、浸出时刻、液固比、酸过量系数对锰浸出率的影响。 一、试验 (一)原理菱锰矿与浸出反响首要是菱锰矿中的碳酸锰与发作反响的进程，并且菱锰矿中的Fe2O3、FeO、CaO、MgO等成分也均能与反响而溶解到溶液中，其首要反响方程如下：MnCO3+2HCl(1)=MnCl2+H2O+CO2 △G@=-100.661KJ/mol) 核算可得上述反响的吉布斯自由能△G MaterialW(Mn)/% W(Fe2+)/% W(Fe)/% Rhodochrosite 19 5.6 10 Psilomelane massive 28 - -Manganese dioxide 42 - - 三)办法与工艺流程通过拌和浸出的方法，行将和硫酸渣按必定的液固比配成浸出液在加热的条件下进行，然后进行过滤净化得到四水产品，其工艺流程如图1所示。图1 废酸浸出菱锰矿制取四水的工艺流程 二、成果与分析 挑选浸出温度70、80、90和95℃;浸出时刻40、60、80和100min;反响液固比为2∶1，2.5∶1，3∶1;低浓度过量系数为1、1.3、1.5等几组试验别离进行单要素试验研讨。 (一)浸出温度对铁浸出率的影响 别离组织反响温度为70、80、90和95℃4组试验，浸出试验条件为菱锰矿200g，硬锰矿60g，240mL，液固比为2.5∶1，浸出时刻60min，反响进程PH值0.5～1.0，反响结尾pH值4.0～5.0。图2 浸出反响温度对锰浸出率的影响        图2所示为浸出反响温度对锰浸出率的影响。从图2能够看出，跟着浸出温度的升高，锰的浸出率会相应增高。可是温度过高对进步锰的浸出作用并不显着，相反还添加了投入本钱。因而，挑选80℃作为试验浸出温度较好。 (二)浸出反响时刻对锰浸出率的影响 别离组织反响时刻为40、60、80和100min4组试验，浸出试验条件为菱锰矿200g，硬锰矿60g，250mL，液固比2.5∶1，浸出反响温度80℃，反响进程pH值0.5～1.0，反响结尾pH值4.0～5.0。图3 浸出反响时刻对锰浸出率的影响 图3所示为浸出反响时刻对锰浸出率的影响。从图3能够看出，跟着浸出时刻的添加，锰的浸出率会相应增高。浸出时刻从40min添加到60min，浸出率进步了6%，再进步到80min，浸出率又进步了0.5%。因而，酸浸锰矿浸出时刻越长，锰的浸出作用越好。可是浸出时刻到达60min今后，浸出率的增量显着变小，考虑到60min后延伸浸出时刻会增大本钱并且作用也不很显着，所以浸出时刻挑选60min较好。 (三)浸出反响液固比对锰浸出率的影响别离组织反响液固比为2∶1、2.5∶1、3∶1的3组试验，浸出试验条件为菱锰矿200g，硬锰矿60g，250mL，浸出反响时刻60min，浸出反响温度80℃，反响进程PH值0.5～1.0，反响结尾PH值4.0～5.0。图4 浸出反响液固比对锰浸出率的影响 图4所示为浸出反响液固比对锰浸出率的影响。由图4能够看出，当反响液固比为2.5∶1时反响的浸出率最佳。因而，在反响系统中反响液固比为2.5∶1较好。 (五)废酸过量系数对锰浸出率的影响别离组织酸过量系数为1、1.3、1.5的3组试验，浸出试验条件为菱锰矿100g，硬锰矿40g，130mL，浸出反响时刻60min，浸出反响温度80℃，液固比2.5∶1，反响进程PH值0.5～1.0，反响结尾pH值4.0～5.0。图5 废酸过量系数对锰浸出率的影响 图5所示为废酸过量系数对锰浸出率的影响。从图5能够看出，当的过量系数为1.3(运用量为170mL)时，锰的一次浸出率最好，并优于其它的试验条件。因而，挑选酸的过量系数为1.3较好。但一起也能够看到，废酸运用量关于锰浸出率的影响并不太大，所以，假如结合实际需要也能够恰当挑选较小的过量系数。 (五)成果分析通过对4个首要要素进行单要素分析能够看出，针对前2个要素，跟着反响时刻的延伸，进步反响温度能够很好地进步产品的浸出率，可是当反响时刻到达60min，反响温度到达80℃今后，锰的浸出率不再有显着的改变，为了下降出产本钱，故挑选这2个参数作为最佳反响条件。从液固比和废酸过量系数2个参数能够看出，当液固比为2.5∶1，废酸过量系数为1.3倍时，锰浸出率到达极大值，故挑选这2个参数为最佳反响条件。依据探索性试验与单要素试验得到的最佳工艺条件为依据，咱们又进行了三要素三水平的正交试验，固定酸过量系数为1.3，得到了与单要素试验类似的最佳工艺条件：浸出反响时刻60min、浸出反响温度80℃、反响液固比2.5∶1。依据单要素分析可知液固比对锰浸出率的影响最大，反响温度次之，反响时刻对锰浸出率的影响最小。 (六)最佳工艺条件试验 在断定了浸出反响的最佳工艺条件之后，在固定废酸过量系数为1.3的条件下，又组织了选用此工艺参数的试验，成果如表2所列。 表2 最佳工艺条件试验成果从表2中能够看出，在相同的试验条件下由最佳工艺条件得到的锰的一次浸出率要显着优于各单要素试验所得成果。 (七)产品四水的分析将试验所得到的浸出液进行浓缩后分两步别离参加净化剂除掉里边的钙、镁离予与各种重金属离子，然后对除杂后的浸出液进行过滤、浓缩结晶，结晶后的产品经分析，质量能够到达工业级四水一等品的职业标准HG/T3816-2006，产品品质合格。 三、定论            (一)通过浸出反响的单要素试验，断定了该工艺的最佳反响条件，所得浸出液通过净化、除杂、浓缩、结晶所得产品质量能够到达现行的工业级四水的职业标准。(二)该工艺很好地处理了遵义钛业的废酸处理问题以及对遵义区域中低档次锰矿的资源使用问题，很好地完成了资源的再生使用问题，具有较高的经济价值。(三)该工艺流程简略、操作便利、出资少、效益高，易于完成工业化，有较大的实用价值。

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。

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。

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&ldquo;记忆&rdquo;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&rarr;Ni(OH)2+Cd(OH)2 　　充电时：Ni(OH)2+Cd(OH)2&rarr;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。

次溶液浸出进程属氧化碱浸进程，也是碱法氯化进程。ClO -/Cl- 电极复原电位为1.715 V，比金「E（Au+ /Au)＝1.58V」和银［E（Ag+/Ag）＝0.80V」等贵金属高，故可用于从矿石浸出金银。从电位-pH图（见相关图）看出，在所有pH范围内，HC10, ClO-的电位都高于Au，都可用次溶液浸出金。    用次浸出碳质金矿时，有必要预先通氧进行氧化，以消除某些复原性物质。矿浆液固比7：1，加碳酸钠调理pH为8-13，在49-98℃温度下通氧，氧化4-6h,然后在20-60℃温度下用次浸出数小时，用活性炭吸附收回溶出的金，金的浸出收回率达90%以上。    在酸性条件下用溶液浸出金，有必要增加适量氯化络合剂，如食盐。含金泥制浆，并酸化至pH约为2,然后用浸出数小时，金浸出率超越95%。溶液中的金用溶剂萃取法收回。    含磁铁矿、结合态氧化铜以及透辉石和云母等碱性脉石矿藏的浸铜渣，不宜酸浸，因为试剂消耗量太大。在碱性条件下用次浸出，金浸出率达92%，因为铜渣中含有剩余，与银激烈络合生成银络离子进人溶液，银的浸出率达76%。金溶解的热力学数据指出，系统pH大于9.7时，溶解金发生水解而分出Au（OH) 3 或AuO2。尽管矿浆中含对银浸出有利，但有必要操控系统pH不高于9.7,确保取得高金浸出率。NaClO和C1- 既是浸出剂，又是氧化剂和络合剂，因而，保持必定的氯离子浓度，使反响物生成络合阴离子，能够进步金的溶解度，消除钝化，加快溶解反响。    次受热简单分化：                          3NaC1O ==== 2NaCl＋NaClO3    所以，浸出温度不宜过高，以45-50℃为宜。    国内某地难选氧化铜浸渣含金8.37g/t 、银21g/t。 用质量浓度为8.4g/L的NaC10和质量分数为8%的NaCl混合溶液浸出，浸出矿浆液固比3：1，系统pH为9.7，浸出温度53℃，浸出矿浆时刻7.5h，浸渣含Au 0.27g/t, Ag5g/t，金、银浸出率别离达96.7%和76.2%。部分浸出溶液补加适量浸出剂可回来浸出浸铜渣，适用于多段逆流浸出。

镉没有独自矿床，常与铅锌矿共生，含镉0.01%～0.07%，选矿时大部分进入锌精矿。约95%的镉是从锌冶炼进程中收回的，冶炼出产质料首要有湿法净液工序的铜镉渣、锌蒸馏的富镉兰粉、铜铅锌冶炼的烟尘、锌白工厂的浸出渣等，其间镉的含量动摇较大。现在我国锌冶炼进程中镉归纳收回率在80%左右，锌精矿中含镉平均在0.1%～0.2%左右，镉档次低，富集提取难度大。某公司锌精矿中镉档次只要0.15%左右，在选用传统湿法炼锌焙烧－浸出－净化－电积工艺中，总有适当部分镉被涣散，导致收回率下降，污染环境。现在，该公司以海绵镉作为产品出售，且产出的海绵镉含镉仅50%～60%，不能满意真空精粹对镉绵的要求，所以本文针对该公司现有镉出产现状对铜镉渣提取镉绵工艺进行了优化研讨。 一、试验质料及试剂 试验质料为驰宏公司中浸液净化所得铜镉渣，铜镉渣经80℃真空烘干36h，至分量安稳，测水份为19.82%，烘干样送分析Zn、Cu、Cd等首要元素，成果为(%)：Zn 23.16、Cu 7.76、Cd 17.95、Co 0.02、Fe 0.19、Sb 0.074。质料能谱分析标明，98%的铜以金属单质的形状存在，周围集合有硫酸锌，未见高富集的金属锌独自存在，镉绝大部分以金属镉的方式存在，伴有少数。 置换锌粉为吹制锌粉，无结块、无杂物、总锌>98%、活性锌成分>92%，锌粉粒度－0.251～+0.147mm;其它试剂有98%浓硫酸，分析纯氧化锌、二氧化锰及石灰；首要器件：500mL烧怀、LabTech EH35A plus主动控温加热仪、IKARW20digital数显拌和器、温度计、分析天平、真空泵、真空干燥箱、三角漏斗、兰格BT100－1J恒流泵，PHS－3D型pH计和6503型高温复合电极。 二、试验准则流程 试验准则流程见图1。该流程将产出的镉绵经过火法工艺经粗炼和真空精粹出产高纯精镉。经过火法和湿法相结合的工艺，用精馏提镉替代电解精粹镉，并改造现有工艺流程，制备高档次镉绵，镉档次由现在的50%～60%进步到80%以上，经压团熔炼后可直接进行接连精馏，撤销接连熔炼工序和电积，完结精镉出产的接连化作业，优化工人操作环境，进步主动化水平，削减镉环境污染，完结镉提取闭路循环，到达零排放。图1  准则工艺流程 三、成果与评论 （一）铜镉渣一段浸出 1、结尾pH的影响 浸出试验条件∶液固比6∶1，时刻6h，温度80～85℃，始酸浓度10～15g/L，进程操控溶液pH=1.5～1.8，在5.5h后，调整矿浆结尾pH，过滤，浸出渣用pH=4.5～5.0的酸洗刷。成果见表1。 表1  结尾pH的影响表1标明，pH＝5.22时，镉浸出率98.31%，溶液含Cd 25.25 g/L；当结尾pH＝5.74时，渣含锌进步至7.64%，当浸出渣含锌较高时，将不使用于后续铜渣火法处理，一起pH升高，锌的水解趋势加大，所以浸出结尾pH不该超越5.4。 2、浸出时刻的影响 浸出试验条件∶液固比6∶1，温度80～85℃，始酸浓度10～15g/L，进程操控溶液pH=1.5～1.8，在每次完毕浸出之前0.5h，调整溶液pH至2.0～2.5，拌和0.5h，浸出渣用pH＝4.5～5.0的酸洗刷。试验成果见表2。 表2  浸出时刻的影响成果标明，随时刻的延伸，渣含锌逐步下降，但几组试验成果改变不大，镉浸出率均大于99%，渣含镉小于0.65%，渣含铜可达33.5%以上，当试验时刻为2h，试验成果已到达浸出的要求，原因是用500 mL的烧怀进行试验，试验温度安稳、拌和充沛。但出产中应该操控时刻4～6h，以使反响充沛完结。表2所列4组试验数据渣含锌均比较低，这是因为结尾pH偏低的原因，结尾pH为4.0～4.5，但铜含量略微偏高，溶液成分见表3。 表3  不同浸出时刻的滤液（二）浸出渣二段逆流浸出 为尽可能操控镉的涣散，进步锌的收回及铜渣的档次，对一段浸出渣（一段扩大试验渣，含Zn6.22%，Cu 24.27%，Cd 0.49%，水51.4%）进行了二段逆流浸出。二段浸出试验条件：液固比5∶1，温度75～80℃，操控pH=2.0～2.5，时刻3h。 完结成果：二段浸出渣含Cu 29.86%，Cd 0.26%，滤液含Zn 3.9g/L。滤液返铜镉渣一段浸出工序，滤渣送铜冶炼厂火法提铜。 （三）海绵镉选择性富集 使用扩大试验滤液进行一次锌粉置换出产海绵镉。置换前溶液含Cd 24.50g/L，考虑置换前液总体积较少，试验在500mL烧怀中进行，试验溶液体积300mL，温度50～55℃，反响时刻45～60min，锌粉用量为溶液中镉理论用量的80%，锌粉参加时刻10min。海绵镉过滤洗刷，真空烘干。试验数据见表4。 表4  一次锌粉置换试验成果表4标明，当置换前液锌含量在30～40g/L时，一次置换海绵镉产品含镉可达85%以上，海绵镉含锌小于2.5%，但置换前液锌含量在80～130g/L时，一次置换海绵镉产品含镉即下降至78.42%，含锌进步至3.25%。 一次置换后溶液还有3～5g/L的镉，用锌粉置换剩余镉，镉渣回来一段铜镉渣浸出，滤液除钴后，回来锌冶炼中性浸出。 （四）海绵镉造液浸出 因为一次置换前液含锌高但含镉低，锌镉比为(4～5)∶1，故一次置换所得到的海绵镉不只含锌高，镉档次较低，且还有部分其它杂质，不能满意粗镉精粹工艺的要求(镉档次大于80%、Zn小于4%)，而且不易压团，所以将一次海绵镉需进行造液浸出，除杂。 因试验室所制取的海绵镉数量少，海绵镉造液浸出试验所用质料由驰宏公司供给。海绵镉成分为(%)∶Cd 53.53、Zn 10.46、Cu 0.14、Fe 0.091。 海绵镉造液浸出试验条件及操作：将露天天然氧化后的海绵镉用高酸浸出，硫酸开始浓度400～500g/L，液固比1∶1，温度90～95℃，试验选用机械拌和，并通入适量空气，反响3h以上，依据残酸量及Cu量，参加新鲜海绵镉降酸除铜，然后稀释至液固比3∶1（与质料之比），并用石灰浆液调整酸度至4.0左右，参加除铁，无铁后参加石灰乳调整酸度至5.0～5.2，过滤，滤渣回来铜镉渣浸出，滤液用于下一工序锌粉二次置换。分析测定滤渣含Cd 2.94%，Zn 2.48%，溶液含Zn 25g/L，Cd 176g/L。 （五）粗镉提取研讨 造液浸出液用锌粉进行二次置换出产镉绵，试验条件为：置换前溶液含Cd 176g/L，Zn 25g/L，考虑置换前液的总体积较少，试验在500mL烧怀中进行，溶液体积300mL，温度50～55℃，反响时刻0.5～1.0h，锌粉用量为溶液中镉理论用量的1.1%～1.2%，锌粉缓慢参加，参加时刻10min。镉绵天然过滤，真空烘干，产品含镉95.12%，Zn 2.17%。 二次置换镉绵纯度较高，镉绵含镉大于80%，锌含量小于4%，可满意下一步镉绵粗炼和真空精粹的要求。 四、定论 断定了铜镉渣选择性浸出，海绵镉选择性富集和镉绵提取工艺优化条件。经工艺优化后镉绵含镉达80%以上，含锌小于4%，可满意后续镉绵真空精粹对质料的要求。

镉(cadmium) 　　一种化学元素，化学符号Cd，原子序数48，原子量112.411，属周期系ⅡB族。1817年德国F.施特罗迈尔从碳酸锌中发现镉，K.S.L.赫尔曼和J.C.H.罗洛夫也在氧化锌中发现镉，其英文名称来源于拉丁文cadmia，含义是菱锌矿。镉在地壳中的含量为2&times;10-5%，在自然界中都以化合物的形式存在，主要矿物为硫镉矿(CdS)，与锌矿、铅锌矿、铜铅锌矿共生，浮选时大部分进入锌精矿，在焙烧过程中富集在烟尘中。在湿法炼锌时，镉存在于铜镉渣中。 　　镉是银白色有光泽的金属，熔点320.9℃，沸点765℃，相对密度8.642。有韧性和延展性。镉在潮湿空气中缓慢氧化并失去金属光泽，加热时表面形成棕色的氧化物层。高温下镉与卤素反应激烈，形成卤化镉。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。镉可形成多种配离子，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危害严重，日本因镉中毒曾出现&ldquo;痛痛病&rdquo;。 　　可用多种方法从含镉的烟尘或镉渣(如煤或炭还原或硫酸浸出法和锌粉置换)中获得金属镉。进一步提纯可用电解精炼和真空蒸馏。镉主要用于钢、铁、铜、黄铜和其他金属的电镀，对碱性物质的防腐蚀能力强。镉可用于制造体积小和电容量大的电池。镉的化合物还大量用于生产颜料和荧光粉。

镉镍碱性电池，镉镍碱性蓄电池，(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&ldquo;记忆&rdquo;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&rarr;Ni(OH)2+Cd(OH)2 　　充电时：Ni(OH)2+Cd(OH)2&rarr;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。镉镍碱性电池的&ldquo;记忆效应&rdquo;，某些类型的电池在使用过程中，由于长期得不到完全的放电，导致电池的实际容量小于真实容量的现象。由于和人的记忆模式相似，故称为记忆效应。事实上，该现象是由于电池中的某些元素的特性引起的。镍镉电池存在很严重记忆效应。虽然普遍地认为镍氢电池不存记忆效应，但从实验的结果来看，镍氢电池的记忆效应仍然存在，只是没有镍镉电池那么严重。 消除记忆效应的方法：对电池进行几次完全的充放电，容量可以得到部分恢复。&nbsp;

镍镉电池镍镉电池的应用广泛程度仅次于铅酸蓄电池，其比能量可达55W&bull;h/kg，比功率超过190W/kg。可快速充电，循环使用寿命较长，是铅酸蓄电池的两倍多，可达到2000多次，但价格为铅酸蓄电池的4～5倍。它的初期购置成本虽高，但由于其在能量和使用寿命方面的优势，因此其长期的实际使用成本并不高。缺点是有&ldquo;记忆效应&rdquo;，容易因为充放电不良而导致电池可用容量减小。须在使用十次左右后，作一次完全充放电，如果已经有了&ldquo;记忆效应&rdquo;，应连续作3～5次完全充放电，以释放记忆。另外镉有毒，使用中要注意做好回收工作，以免镉造成环境污染。

火法炼锌厂都是采用精馏精炼制得精镉。在精锌精馏过程中从镉塔产出一种含镉在15%～30%或5.6%～20.8%的高镉锌。从这种高镉锌中提取镉一般采用精馏塔分离高沸点的杂质制得粗镉，然后加NaOH和NaNO3进行碱性精炼除去残余的锌，进入纯镉的生产过程。

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

镉是元素周期表第五周期第ⅡB族元素，为重有色金属。元素符号Cd，原子序数48，相对原子质量112.41，银白带蓝色光泽的金属。1817年德国人司脱马耶从碳酸锌中发现一种新元素，与此同时海尔曼和罗洛夫也自氧化锌中发现了这种新元素。依据拉丁文“Cadima”（菱锌矿）命名为Cadmium。     最早报导出产镉的国家是德国，1852年约出产100kg镉，1918年产值已超越100t。今后，美国成为镉的首要出产国，1930年产值多于1000t，1940年挨近3000t，占其时国际镉产值的70%。1977年国际镉产值达最高值1.9793万t，1989年商场经济国家精镉产值为1.617万t，消费量超越出产值约2300t。     镉是一种具有延性的金属。晶体结构为六角晶系，硬度比锌软，其首要物理性质列于表1。镉有8种天然的安稳要素，还有11种不安稳的人工放射性同位素。 表1  镉的重要物理性质性质数值性质数值熔点T/K593.9热导率λ/（W·m－1·K－1）96.8（300K）沸点T/K1038电阻率ρ/（Ω·m）6.86×10－8（273K）熔华热Q/（kJ·mol－1）6.11磁化率x/（m3·kg－1）－2.21×10－9（S）气化热Q/（kJ·mol－1）100.0摩尔体积Vm/cm313.00密度ρ/（kg·m－3）8650（293K）线胀系数α/k－129.8×10－67996（熔点液体）电子亲和势（Me－Me）A/（kJ·mol－1）－26       镉的化学性质与锌相似，在常温下不与枯燥空气效果，在湿空气中缓慢氧化并失去光泽，加热时生成棕色的氧化层。镉蒸气焚烧发生棕色的烟雾。镉不溶于碱液，而溶于大多数酸中，如硫酸、和硝酸，并生成相应的镉盐，但溶解速度比锌慢。镉极易溶于浓硝酸铵溶液，可利用这种溶液从铜和铁的镀镉件大将镉剥下。氧化镉和氢氧化镉与相应的锌化合物不同，不溶于过量的，在酸性硫酸盐溶液中镉离子可被金属锌置换。镉在所有安稳化合物中都呈二价状况，其离子无色。镉可构成配位离子如Cd（NH3）42＋、Cd（CN）42－、和CdI42－。     镉是一种有毒物质，被镉污染的空气比被污染的食物对人体的损害更为严重。它进入人体后首要损害人的脏，也会引起泡性肺气肿。要严格控制含镉废气、废水的排放。空气中含镉尘的极限值为200μg/m3，氧化镉烟雾的极限值为100μg/m3。含镉大于0.5×10－4%的废水不许排放。     1919年镉开端用作铁和钢防锈的电镀层。到1941年此项使用已成为它的首要用处。但由于本钱高和发生的毒性废物需经特殊处理，镉在电镀中的用量在逐步下降，镉的各种用处和商场消费量见表2。镉的首要用处是出产镍镉电池，日本用于镍镉电池的消费量约占镉消费量的80%。 表2  镉的首要用处和消费量用处消费量1977～19801989～1990质量分数w/%m/t质量分数w/%m/t电池2334505510175颜料274050203700电镀345100101850安稳剂121800101850其他46005925合计1500018500       镉是一种较稀有的元素，它的地壳丰度在和银之间，为1.6×10－6%，海水含镉1×10－8%，估量国际镉储量约54万t。镉在自然界中以矿藏存在，没有独自矿床，常与铅矿共生，在选矿进程中大部分被选入锌精矿。有些锌精矿含镉达1%～2%，一般在0.06%～0.5%之间。绝大多数的金属镉来自锌冶炼进程的中间产品。在湿法炼锌厂的硫酸锌溶液净化进程中产出的铜镉渣（含镉4%～20%），火法炼锌厂的粗锌精馏进程中产出的镉灰（含镉10%～30%）和某些铜、铅冶炼厂产出的富镉尘等都是提镉的首要质料。镍镉和铁镉蓄电池的极板等工业废料常作为提镉的二次质料。

新疆伊犁河区域某金矿，归于含金石英脉型。金以游离天然金为主，赋存态简略，绝大部分与石英和黄铁矿伴生。金属矿藏以黄铁矿为主，其次为黄铜矿、天然金和方铅矿等。化学分析含Au13.4g/t,Ag 452.4g/t, Cu0.11％，Fe 4.95%，S O.147%。可见，该金矿是一个高银低硫的氧化型金矿。用化浸出将污染伊犁河，所以选用非化工艺。    金和银均能与氯离子构成较安稳的络合物，在氯化物溶液中有氧化剂存在时，金和银的浸出反响可简略表明为：                                                       Au＋OX＋4Cl-—→AuC14-＋OX′                              Ag＋OX＋4C1-—→AuC143-＋OX′                                   Ag＋Cl-—→AgCl                           AgCl＋2NH3—→［Ag（NH3）2］+＋C1-    式中：OX为氧化剂，OX′为该氧化剂的复原态。    针对上述反响，探究在有氯盐或（和）存鄙人从该金矿石浸出金、银的或许性，并经过操控恰当的浸出条件，以到达别离浸出金银的意图。    1) NH4H-NaCl系统氯化浸出金和银    试验成果表明，在NH37%,氧化剂5%、NaCl 20%、液固比＝10：1,浸出时刻120min,温度80℃浸出条件下，用含氧氯化物作为氧化剂，有或许先挑选浸出银，银的浸出率达98%。而大部分金留在浸出渣中，便于独自处理。缺乏的是，约有24％的金同银一道被浸出进入溶液。要到达别离浸出金、银的意图，需要进一步改善浸出进程的挑选性。    2）HCl-NaCl系统氧化浸出金和银    为调查在HCl-NaCl系统中参加不同类型氧化剂一起浸出金和银的或许性，试验中，浸出条件定为：液固比＝10：1、浸出时刻120 min，温度80℃时，氧化剂用量增加但金浸出率增加不明显，而银浸出率影响则比较复杂。当氧化剂用量为2% -5%时，银浸出率大于96％，过多参加氧化剂将导致银浸出率下降，随后又有所上升。为了到达在该系统中一起浸出金和银的意图，曾探究了增加不同氧化剂的试验，典型的试验成果见下表。试验成果表明：在HCl-NaCl系统中，用一种金属离子和含氧氯化物作为氧化剂，可以一起浸出金和银，金浸出率到达96％，银浸出率大于98％。该浸出系统工艺简略，适于处量含银高的氧化型金矿。增加不同氧化剂一起浸出金、银的成果温度/℃浸出系统增加氧化剂金浸出率/%银浸出率/%80H4OH-NaCl含氧氯化物24.65.180HCl-NaCl金属离子85.399.890HCl-NaCl含氧氯化物91.799.790HCl-NaCl双氧化剂92.599.890HCl-NaCl双氧化剂96.199.9

废铜水,通俗的讲就是含铜的废水，废铜水是怎么产生的？怎么处理掉那，来和小编一起看看吧。&nbsp;&nbsp; 随着经济的发展、城市化进程的加快和人民生活水平的提高，垃圾的排放量迅速增加。每年新增垃圾100亿t。对垃圾泛滥成灾的现实，世界各国的视线已不再仅仅停留在如何控制和消毁垃圾这一老问题上，而是采取积极的态度和有力的措施，着手科学地处理、利用垃圾，将垃圾列为维持经济持续发展的&ldquo;第二资源&rdquo;，向垃圾要资源、要能源、要效益。&nbsp;&nbsp;&nbsp; 目前，我国历年垃圾堆存量已达60亿t，占用耕地5亿m2。全国为660个，城市中有200个城市陷入垃圾包围之中。以城市人口2.6亿为例，如每人每年产生440 kg垃圾计算，年产生垃圾量为1.14亿t。&nbsp;&nbsp;&nbsp; 20世纪50年代到60年代中期，是垃圾污染矛盾激化的年代。60年代中期以后，大体形成了填埋、焚化、堆肥等一系列处置方法。如在美国，垃圾用填埋法处理的占85%，焚化法处理的仅占10%。日本国土不大，填埋法处理的只占26.9%，而焚化法处理占的61%。瑞士也是以焚化法为主，占53%。西欧几个国家以填埋法为主，并多为有控制的填埋法。20世纪70年代以来，日、美、英、法等国，由于受资源和能源危机的影响，对废物采取了&ldquo;资源化&rdquo;的方针，垃圾、粪便的处理不断向&ldquo;资源化&rdquo;的方向发展。尤其对于废物，日本已有25.3%的城市开展了从垃圾中分选回收物品的活动，1976年回收废物达3900万t，占当年废物排量的49.5%。近年来，有些国家还发展了无机垃圾堆山法，并在垃圾山的表面上种植树木、花草，发展街心公园，起到美化城市的作用。&nbsp;&nbsp;&nbsp; 1 现有城市垃圾处理方法&nbsp;&nbsp;&nbsp; 解决垃圾问题的目标是将垃圾减容、减量、资源化、能源化及无害化处理。目前主要有填埋、堆肥及焚烧处理三种方法。&nbsp;&nbsp;&nbsp; 1.1 填埋处理&nbsp;&nbsp;&nbsp; 垃圾填埋历史久远，是普遍采用的处理方法。因为该方法简单、省投资，可以处理所有种类的垃圾，所以世界各国广泛沿用这一方法。从无控制的填埋，发展到卫生填埋，包括滤沥循环填埋、压缩垃圾填埋、破碎垃圾填埋等。&nbsp;&nbsp;&nbsp; 采用填埋处理法，首先要防止从废物中挤压出的液体滤沥及雨水径流对地下水的污染。一般规范要求回填地最低处的标高要高出地下水位3.3 m以上，并且回填地的下部应有不透水的岩石或粘土层。否则需另设粘土、沥青、塑料薄膜等不透水层。其次，填埋场应设置排气口，使厌氧微生物分解过程中释放出的甲烷等气体能及时逸出，避免发生爆炸。回填后的场地，一般在20年内不宜在其上修建房屋，避免由于回填场不均匀下沉造成的结构破坏，但可作绿地、农田、牧场等使用。&nbsp;&nbsp;&nbsp; 填埋处理用地，尽量选用天然的或人工挖出的洼地，开发资源后的废粘土坑、废采石场、废矿坑等。将垃圾填埋于坑中，有利于恢复地貌，维持生态平衡，但如果在大面积的洼地、港湾、山谷等回填，则需考虑是否会破坏生态平衡。&nbsp;&nbsp;&nbsp; 1.2 堆肥处理&nbsp;&nbsp;&nbsp; 堆肥是我国、印度等国家处理垃圾、粪便、制取农肥的最古老技术，也是当今世界各国均有研究利用的一种方法。堆肥是使垃圾、粪便中的有机物，在微生物作用下，进行生物化学反应，最后形成一种类似腐殖质土壤的物质，用作肥料或改良土壤。&nbsp;&nbsp;&nbsp; 堆肥处理是利用微生物分解垃圾有机成分的生物化学过程。在生物化学反应过程中，有机物、氧气和细菌相互作用，析出二氧化碳、水和热，同时生成腐殖质。&nbsp;&nbsp;&nbsp; 堆肥的关键，在于提供一种使微生物活跃生长的环境，以加速其致菌分解过程，使之达到稳定。堆肥主要受废物中的养分、温度、湿度、pH等因素的控制。&nbsp;&nbsp;&nbsp; 根据堆肥原理，可分为厌氧分解与好氧分解两种。厌氧分解需在严格缺氧条件下进行，厌氧微生物分解生长较慢，故不多用。好氧分解过程可同时产生高温，可以杀灭病虫卵、细菌等，我国主要采用好氧分解法。&nbsp;&nbsp;&nbsp; 堆肥技术的工艺比较简单，适合于易腐有机质含量较高的垃圾处理，可对垃圾中的部分组分进行资源利用，且处理相同质量垃圾的投资比单纯的焚烧处理大大降低。堆肥技术在欧美国家起步较早，目前已经达到工业化应用的水平。&nbsp;&nbsp;&nbsp; 1.3 焚烧处理&nbsp;&nbsp;&nbsp; 焚烧是指垃圾中的可燃物在焚烧炉中与氧进行燃烧过程。实质是碳、氢、硫等元素与氧的化学反应。垃圾焚烧后，释放出热能，同时产生烟气和固体残渣。热能要回收，烟气要净化，残渣要消化，这是焚烧处理必不可少的工艺过程。&nbsp;&nbsp;&nbsp; 焚烧处理技术的特点是处理量大，减容性好，无害化彻底，焚烧过程产生的热量用来发电可以实现垃圾的能源化，因此是世界各发达国家普遍采用的一种垃圾处理技术。&nbsp;&nbsp;&nbsp; 通过焚烧可以使可燃性固体废物氧化分解，达到去除毒性、回收能量及获得副产品的目的。几乎所有的有机性废物都可以用焚烧法处理。对于无机-有机混合性固体废物，如果有机物是有毒有害物质，一般也最好采用焚烧法处理。焚烧法适用于处理可燃物较多的垃圾。采用焚烧法，必须注意不造成空气的二次污染。日本以及欧洲的瑞士、瑞典等国在一般焚烧法基础上，还发展了高温与中温分解，使垃圾在1650 ℃以上的高温下基本或完全燃烧，并回收释放的能量作为能源。&nbsp;&nbsp;&nbsp; 焚烧是销毁垃圾利用热能的一种垃圾处理技术。但是，只有对那些不能回收有价物，只能回收热能的垃圾，垃圾焚烧处理才是科学、合理的。&nbsp;&nbsp;&nbsp; 2 现有城市垃圾处理方法的局限性&nbsp;&nbsp;&nbsp; 2.1 填埋处理的局限性&nbsp;&nbsp;&nbsp; 填埋处理埋掉了可利用物，填埋场地的选择越来越困难，运输、填埋、管理等费用也不断提高。填埋场占地面积大，同时存在严重的二次污染，例如垃圾渗出液会污染地下水及土壤，垃圾堆放产生的臭气严重影响场地周边的空气质量，另外，垃圾发酵产生的甲烷气体既是火灾及爆炸隐患，排放到大气中又会产生温室效应。而且填埋场处理能力有限，服务期满后仍需投资建设新的填埋场，进一步占用土地资源。员本┪绻捎孟衷诘募际酰本┦?2000 t/d的垃圾进行卫生填埋处理，单是建设投资就高达7.2亿元人民币（不含征地费用），而且填埋场的寿命也只有12 a。基于以上原因，国外从80年代以来，卫生填埋设施有逐渐减少的趋势，成为其他处理工艺的辅助方法，用来处理不能再利用的物质。&nbsp;&nbsp;&nbsp; 2.2 堆肥处理的局限性&nbsp;&nbsp;&nbsp; 堆肥处理不能处理不可腐烂的有机物和无机物，垃圾中的石块、金属、玻璃、塑料等废弃物不能被微生物分解，这些废弃物必须分捡出来，另行处理，因此减容、减量及无害化程度低；堆肥周期长，占地面积大，卫生条件差；堆肥处理后产生的肥料肥效低、成本高，与化肥比销售困难，经济效益差。引进国外技术投资巨大，不适合我国国情。发达国家由于生活垃圾中的易腐有机物含量大大低于我国的一般水平，因此靠堆肥只能处理15%左右的垃圾组分，这在一定程度上阻碍了堆肥技术的推广。堆肥技术必须是将新鲜的垃圾首先进行分类后再将易腐有机组分进行发酵，才能有效地防止重金属的渗入，从而保证有机肥产品达到国家标准，真正实现无害化和资源化。&nbsp;&nbsp;&nbsp; 2.3 焚烧处理的局限性&nbsp;&nbsp;&nbsp; 焚烧处理对垃圾低位热值有一定要求，不是任何垃圾都可以焚烧的。垃圾中可利用资源被销毁，是一种浪费资源的处理方法，即使回收热能也只能做到废物一次性再生的目的，无法实现资源的多次循环利用。焚烧产生的大量烟气，带走的热能又是一种很大的损失。产生的烟气必须净化，净化技术难度大、运行成本高。焚烧产生的残渣还必须消化。还有，焚烧设备一次性投资大，运行成本高。&nbsp;&nbsp;&nbsp; 3 城市垃圾处理方法的综合利用&nbsp;&nbsp;&nbsp; 表1为美国垃圾处理方式及各年所占比重。综合利用应包括以下几个方面的内容：&nbsp;&nbsp;&nbsp; （1）可用物资（废纸、金属、玻璃等）的回收再生利用；&nbsp;&nbsp;&nbsp; （2）易腐有机物的堆肥处理；&nbsp;&nbsp;&nbsp; （3）高热值不易腐有机物的能量利用；&nbsp;&nbsp;&nbsp; （4）灰渣的固化处理，实现灰渣的材料化。&nbsp;&nbsp;&nbsp; 废铜水在许多国家垃圾处理实践表明，其中的 70% 可以回收，废铜水成为再生原料供重复利用。城市垃圾被誉为&ldqu

废锡水是投资锡的人较为关心的一个信息，其特性需要掌握。产品名称：废锡水产品价格：6000-7000元/吨公司所在地：四川 成都发布时间：2010-8-12 15:44:25产品描述：供应：废锡水废锡水按含量计价，测定可找专业从事测定检验实验室，4.1就是含锡的百分比，即100克含锡4.1克.退锡水是一种因应目前线路之发展需求，而研发出的单液剥锡铅液，适用在常温下喷洒或浸泡操作方式。以硝酸为主要成分，但不含任何氟化物，故不浸蚀底材及铜面，即使长期使用不会产生&ldquo;白点&rdquo;现象，咬铜速率低，且有抗氧化性能。另有以下特点：&nbsp;&nbsp;&nbsp;&nbsp; 1极少的沉淀产生，机器维护保养容易；&nbsp;&nbsp;&nbsp; 2全系列不含氟，不浸蚀底材和铜面，废水处理容易；&nbsp;&nbsp;&nbsp; 3剥锡铅速度快、稳定、高锡铅咬蚀量（100%/L以上）；&nbsp;&nbsp;&nbsp; 4适用于喷洒或浸泡的设备，维护管理容易，操作简便&nbsp;&nbsp;&nbsp; 5低咬铜速率；剥除锡铅后光泽性好，不易氧化；如果你想更多的了解废锡水等其他信息，你可以登陆上海有色网进行查询。

目前镉大量消费在Ni－Cd电池生产中，这种电池厂产生大量的含镉废料，从这种废料中回收镉的生产流程如图1所示。图1  从Ni－Cd电池生产废料中回收镉 瑞典某厂处理这种废料的生产数据如下： 处理废料量               365t/a 回收镉量                 17t/a 回收镍量                 44t/a 回收钴量                 1t/a 产出浸出渣量             40t/a 产出铁渣量               55kg/a 渣中的总镉量             41kg/a 渣中可溶镉量             2.1kg/a 镉的回收率               99.76%

湿法冶炼是将锌精矿焙烧为ZnO，用硫酸溶液(锌电解尾掖)浸出，将所得ZnSO,溶液经过电解提取金属锌的办法。该锌的纯度高达99.997%以上，且此法比火法冶炼简单采纳环保办法，针对一向成为向题的浸出残渣的处理，也发明晰新办法。现在国际出产锌锭的80%，日本锌锭的60%选用湿法冶炼。锌精矿的焙烧运用多膛焙烧炉，现在运用欢腾焙烧炉。在1170-1270K焙烧，则可得到含硫约为1.0%(硫化物形状的硫低于0.5%)的培烧矿。当锌精矿中有铁时，则生成难溶于稀硫酸溶液的铁酸锌(ZnO.Fe3 O3),下降锌的收回率。关于收回这种形状的锌将在今后介绍。炉气含8-10SO2，为制作硫酸的质料。因为焙烧矿也有粗粒，所以在破坏后用电解尾液浸出。浸出办法是用单式的酸性或复式的中性一酸性的接连浸出法。浸出液中的Fe2+经MnO2或空气等氧化，沉积出Fe(OH)3，此刻砷、锑、锗等有害杂质也因共沉而除去。过滤洗刷后，调整泌液为中性送往净液工序。此滤液中除锌外还含有铜、钻、镍、镉，因而，有必要除去这些杂质。开始加锌粉和As203或Sb203,置换沉积铜、钻、镍后除去，用压滤机过滤，滤饼送往炼铜厂。滤液中再加锌粉，置换沉积镉，过滤后的沉积作为镉的质料。滤液送往电解工序。钴和α-亚硝墓β-酚反响生成溶解度小的有机化合物而除去，为削减试剂的用量，在用锌粉彻底除去铜、镉后参加溶液中除钻。净化后原液的标准组成的一例为Zn100-160kg/m3,Mn3kg/ m3 ,Cu3, Cd<0.2g/m3，Co<0.5g/m3，Ni<0.05g/m3，As, Sb,Ge<0.03g/m3, C1<50g/m3,F<10g/m3因冶炼厂各异而多少不同。电解提取是使用锌的氢超电压大，所以净化工序在湿式冶炼中最为重要。该净化后的原液和锌电解液(Zn50-60kg/m3,H2S04150-200kg/m3)混合，为使阴极表面平坦加胶、为避免酸雾加豆饼渣，阳极用Pb-Ag合金(0.7-1.0%Ag)，阴极用铝极，用250-600A/m2的阴极电流密度电解24-48小时，剥掉在铝极上分出的锌，用低频电炉熔融.铸为锌锭。

金属 碲是地壳中的稀散元素，全球探明储量仅4-5 万吨，在冶金，半导体，航天航空，以及太阳能领域有巨大用途，是一种战略金属。碲化镉的性质　　棕黑色晶体粉末。不溶于水和酸。在硝酸中分解。 　　密度：6.20 　　熔点：1041℃ 　　碲化镉的用途 　　光谱分析。也用于制作太阳能 电池 ，红外调制器，HgxCdl-xTe衬底，红外窗场致发光器件，光电池，红外探测，X射线探测，核放射性探测器，接近可见光区的发光器件等。全球碲年产量约为300-400吨，随着碲在半导体行业的应用和CdTe 在太阳能薄膜电池中的大规模应用，碲的供应远不能满足快速增长的需求。碲化镉太阳能电池的优缺点碲化镉薄膜太阳能电池在工业规模上成本大大优于晶体硅和其他材料的太阳能电池技术，生产成本仅为0.87美元/W。其次它和太阳的光谱最一致，可吸收95%以上的阳光。工艺相对简单，标准工艺，低能耗，无污染，生命周期结束后，可回收，强弱光均可发电，温度越高表现越好。目前实验室转换效率16.5%，目前工业化转换效率10.7%。理论效率应为28%。发展空间大。然而碲化镉太阳能电池自身也有一些缺点。第一，碲原料稀缺，无法保证碲化镉太阳能电池的不断增产的需求。过去碲是以铜，铅，锌等矿山的伴生矿副产品形式，也就是矿渣，以及冶炼厂的阳极泥等废料的形式存在。碲化镉太阳能电池的不断成长的市场需求，无法得到原料的保证。第二，镉作为重金属是有毒的。碲化镉太阳能电池在生产和使用过程中的万一有排放和污染，会影响环境。碲化镉太阳能电池继续发展的可能性中国四川发现了世界上唯一的、独立存在的碲矿，目前已探明的储藏量为 2000多吨，已经可供全球可用50年。太阳能级高纯碲化镉是由高纯碲和镉在高温密闭的惰性气体，还原性气体和真空 环境中反应得到的。反应容器为石英管，在这一反应过程中，通过回收清洗液中的碲和镉，回收使用过的碲化镉太阳能电池，可实现零排放。美国国家实验室做过碲化镉高温燃烧试验，温度为760-1100度，试验发现，在火灾发生时每100万千瓦，释放的镉总量极限为0.01克。目前的火力发电厂排放的镉大大高于碲化镉电池。生产一节镍镉电池需用10克镉，而峰值功率100瓦的一平米太阳能电池，仅用7克镉。每产生一度电，镍镉电池需消耗3265毫克金属镉，而碲化镉太阳能电池仅需1.3毫克。二者相差2000倍。碲化镉不是镉元素。碲化镉是稳定的，同镉在其他方面的应用相比，镉在碲化镉太阳能电池中的应用是最安全和环保的，所以对环境危害性很小。此外，政府支持发展碲化镉电池。碲化镉太阳能电池技术以他特有的优势，得到了多国政府支持。美国政府开放市场，建多个发电厂。德国政府由欧盟资助，有多个建设项目。中国政府支持建设世界最大的电站。更多关于碲化镉的信息请登入上海 有色网www.smm.cn 。我们会为您提供最为详细的相关资讯。&nbsp;本文为转载稿，仅代表作者本人的观点，与本网立场无关。上海有色网信息科技有限公司不对其中包含或引用的信息的准确性、可靠性或完整性提供任何明示或暗示的保证。对于任何因直接或间接采用、转载本文提供的信息造成的损失，上海有色网信息科技有限公司均不承担责任。媒体合作事宜， 敬请联系info@smm.cn 或 021-6183 1988 转 5009。

镉于1817年被德国人发现，在此后的100年间，德国一向是唯一且重要的镉出产国。现在，亚洲是镉的主要生产区。镉一般是作为锌精矿的伴生品进行出产的。废镍镉电池也是回收镉的一个重要来源。镉的主要消费范畴是可充电的镍镉电池的出产，其他的终端使用包括：颜料、涂层、电镀，以及塑料生产。但是镉的毒性问题是其开展使用的最大绊脚石，尤其是在欧盟的法律中，镉在许多使用范畴都遭到极大的约束：一方面是镉需求遭到各国法律规定的约束，增长缓慢；另一方面却是镉一向以锌的伴生品产值不断增加，这就导致了镉产能过剩。近年来，随着太阳能蓄电池产业的快速开展，镉使用范畴又找到了一个新的增长点，太阳能电池有高光吸收率、转换效率高、电池功能安稳等许多优势，使用前景广阔，对于镉的需求也相当可观。

1986年河南桐柏银矿投产以来，又有20多个独立银矿山连续竣工投产，因而银精矿已成为我国白银出产的重要来历。但因为我国银矿石的档次偏低、矿藏成分镶嵌杂乱，所产出的银（精）矿除少数可选用传统化法收回金银外，大多尴尬处理银精矿。氯化焙烧法、加压氧化法、硝酸氧化法和氯盐—加压氧化法等预处理手法能大起伏改进银的收回率，但关于贵金属元素中报价最低而化学性质却最生动的银而言，这些工艺仍缺少经济竞争力。故银精矿大多被搭配到相应的铅或铜冶炼炉中处理，而金银则从其阳极泥中归纳收回。但是因熔炼工艺存在收回流程长、资金占压严峻等缺陷，故怎么经济地处理含银矿石仍然是国内外冶金工作者未能很好处理的重要难题。  水氯化法曾一度是从矿石中提金的首要办法，但跟着易浸金矿石资源的日渐干涸，难处理金矿石的比重逐渐加大，特别是对环境保护的要求日趋严厉，化面对经济与环保的两层应战。因而，水氯化提金法从头受到重视。现在已有多家工厂投入出产，如南非用水氯化法浸出金精矿焙砂时的浸金率达99%，前苏联浸出含金110g/t的脱砷焙砂时的浸金率达98%，而美国用水氯化法处理含砷、碳矿石，浸出18h时的浸金率达94%，单耗17.5kg/t矿。本文拟对某炭质银金精矿的焙烧进程及其水氯化法提金工艺进行开始研讨。     1 试验部分      1.1  原料及试剂  试料系某银矿的浮选银金精矿，且粒度-0.074mm的物料约占95%。物相分析标明，首要硫化矿藏为FeS2，并伴有少数的方铅矿、闪锌矿、黝铜矿等；首要脉石为硅酸盐类如绢云母；并有较高含量的石墨碳，其化学成分及其金银的化学物相分析成果别离见表1和表2，其间CT为总碳含量;Corg为除碳酸盐以外的有机碳含量。  表1  银金精矿多元素分析成果  %  组分Ag/g·t-1Au/g·t-1CuPbZnFeSCaSiO2 Al2O3CT Corg含量440017.30.392.052.2726.4925.290.9925.293.896.716.69 表2  银精矿中的金和银的化学物相分析 金品种含量g·t-1分配率/%　银品种含量g·t-1分配率/%单体金及露出连生体金15.8795.09天然银与角银矿49011.31辉银矿178041硫化物包裹金0.724.31黄铁矿等硫化物中包裹银203046.87硅酸盐包裹金0.10.6脉石中包裹银310.72小计16.69100小计4331100     1.2  工艺流程    因为所处理的银精矿为炭质高硫矿，若选用水氯化法直接处理时，其间的首要硫化物将与发作如下反响（以黄铁矿为例）：                          FeS2+7Cl2+8H2O=FeCl2+12Cl-+2SO42-+16H+    由上式不难看出，每溶解1kg黄铁矿（折合硫0.533kg）将需求至少4.13 kg，假定精矿中的硫悉数以黄铁矿存在，则溶解1t该精矿的硫，需求1959 kg，按1200元/t核算，仅的费用就高达2352元，明显其药剂本钱是不能承受的。因而，本项研讨选用焙烧工艺，先使大部分硫化物转化为SO2（工业出产可考虑用于制酸），以下降水氯化浸出时的耗费量。试验工艺流程如图1所示。 [next]                          图1 水氯化法处理银金精矿的工艺流程示意图     试验时，首要制备焙砂并经XZP-100振动磨再磨1min后用于水氯化提金，然后从其浸出渣收回银。浸金是在可控温的磁力拌和器上的锥形瓶中进行的, 经缓冲瓶后通入，电位及pH值由pHS-2C精细酸度计丈量；浸银试验是由电炉加热、6402型电子继电器和触点式温度计控温、JB-50电动拌和机拌和的带盖的烧杯中进行的。    1.3  分析办法    银精矿、焙砂及固体渣样中金银含量选用火试金法分析，而液相中的银用原子吸收光谱法，其间除非特别指明外，水氯化浸金进程中仅分析金。     2 成果与评论      2.1  银精矿焙砂的制备    因为受炭质银精矿本身性质的约束，焙烧往往很难到达一起改进金银浸出率的意图，一般需求增加硫酸盐或氯化物进行硫酸化或氯化焙烧。本试验焙砂的制备条件为：当有5%以上的增加剂存在的情况下，选用分段焙烧，即榜首段焙烧温度为400℃、焙烧时刻为1h；第二段焙烧温度与焙烧时刻别离为400～670℃和4h。所得焙砂经细磨、调浆后供水氯化浸金试验用。    2.2  水氯化法提金  在水氯化提金进程中，焙砂中残留的硫化物亦被氧化，银将以氯化银方式残留在水氯化渣中；然后选用传统的化法、硫代硫酸盐法或法等都可将水氯化浸金渣中的银收回，且其银的收回率将有较大起伏的进步。    2.2.1  温度对金浸出率的影响  为了保持有满足量的游离氯离子，以保证金氯络离子的稳定性，在水氯化浸金进程中，需增加10～20g/L NH4Cl。在固定的浸出条件（电位大于1.0V、时刻为6h）下，调查了水氯化浸出温度对金浸出率的影响，其试验成果见图2。图2的曲线标明：当温度由室温升至45℃，金的浸出率则进步了约16%，但持续进步温度，金的浸出率却稍有下降，这是因为跟着温度的升高，的溶解度有所下降，且耗氯的副反响加重，浸出液的色彩也由黄绿色逐渐转变成黄棕色，其浸出渣率明显削减（如浸出12h，室温文45℃时的渣率别离为93%和74%左右），也就是说很多的铁氧化物也被溶出，这对后续的金银收回是晦气的。别的，因该焙砂的金含量较低，所以选用室温浸出工艺较好。[next] 图2 温度对金浸出率的影响NH4Cl:20g/L HCl:0.8mol/L  L/S:4:1  t:6h    2.2.2  浸出时刻对金浸出率的影响  在常温及适宜的流量下（由水溶液的电位调理）调查浸出时刻对浸金率的影响，其试验成果如图3所示。图3的曲线标明：金的浸出率跟着浸出时刻的延伸而明显进步，但浸出时刻以10h为宜，此刻的金浸出率为96.1%，渣含金0.7g/t左右。 图3 浸出时刻对金浸出率的影响 NH4Cl:20g/L  HCl:0.8mol/L  L/S:4:1     2.2.3 水氯化法工艺的试剂耗费  因为试验规划小，且试验进程中常遇到瓶阀门阻塞等困难，有关耗量等参数没有进行具体考察，但据文献报导，水氯化法处理含硫0.46%的焙砂时，耗量为35kg/t。本试验焙砂的含硫量虽大于1%，但曾以稀硫酸溶液能否浸出很多银来判别所制备焙砂的质量好坏，故焙砂中的硫化物含量将很低，因而其的耗量似不会超越文献报导的水平。别的，据文献报导, 、及的试剂本钱别离为吨矿1.0、1.5和2.5美元，由此可见，水氯化法的试剂本钱与化法比较毫不逊色，这也许是除环保要素以外，水氯化提金法在炭质金矿处理领域中的研讨非常活泼的原因之一。    2.3  水氯化浸金渣中的银收回  硫代硫酸盐法是近几十年来研讨得最多的几种非提金办法之一。除与铁氧化物构成的难溶银化合物外，水氯化浸金渣中的银均转化为易溶的氯化银等，因而，选用硫代硫酸盐法进行了收回银的测验，最佳浸出条件为：室温、pH 值为9、液固比为25:1、 Na2S2O3浓度为20～25 g/L和浸出时刻3h，此刻，银的最佳浸出率约94.1%～95.6%。     3 结  论      3.1  该炭质银精矿组成杂乱，难以用传统的化法处理，但经焙烧—水氯化浸金—硫代硫酸盐浸银，其金银浸出率最高可别离达96.1%和95.6%。该法选用非试剂常温浸出，金银的浸出率高，适合于在小型金银矿山选用。    3.2  因为受试验室试验规划的约束，许多参数如耗量、贵液中的金银收回等还有待于进一步研讨。