ВСТУП
До числа кадмійсодержащіх матеріалів, одержуваних в якості побічних продуктів при переробці цинку, свинцю і міді, відноситься пил, що утворюється в печах для випалу, в сушильних печах і в установках для спікання. Сюди ж відносяться цинкова пил, одержаний при дистиляції цинку, кадмієві фракція отримуючи кінцевий продукт - кадмій високої чистоти. Кадмій високої чистоти для спеціальних цілей може бути отриманий при використанні методів вакуумної дистиляції, зонної рекристалізації, іонного обміну та інших.
Глава 1. КАДМІЙ І ЙОГО ХАРАКТЕРИСТИКА
КА ДМІЙ (лат. Cadmium), Cd (читається «кадмій»), хімічний елемент з атомним номером 48, атомна маса 112,41.
Природний кадмій складається з восьми стабільних ізотопів: 106 Cd (1,22%), 108 Cd (0,88%), 110 Cd (12,39%), 111 Cd (12,75%), 112 Cd (24,07 %), 113 Cd (12,26%), 114 Cd (28,85%) і 116 Cd (12,75%). Розташований в 5 періоді в групі ІІВ періодичної системи елементів. Конфігурація двох зовнішніх електронних шарів 4 s 2 p 6 d 10 травня s 2. Ступінь окислення +2 (валентність II).
Радіус атома 0,154 нм, радіус іона Cd 2 + 0,099 нм. Енергії послідовної іонізації - 8,99, 16,90, 37,48 еВ. Електронегативність за Полінгом 1,69.
Історія відкриття. Відкрито німецьким професором Ф. Штромейер в 1817. Провізори Магдебурга при вивченні оксиду цинку ZnO запідозрили в ньому домішка миш'яку. Ф. Штромейер виділив з ZnO коричнево-бурий оксид, відновив його воднем і отримав сріблясто-білий метал, який отримав назву кадмій (від грецького kadmeia - цинкова руда).
Знаходження в природі. Вміст у земній корі 1,35 · 10 -5% за масою, у воді морів і океанів 0,00011 мг / л. Відомо кілька дуже рідкісних мінералів, наприклад, Грінок GdS, Отава CdCO 3, монтепоніт CdO. Кадмій накопичується в поліметалічних рудах: Сфалерит (0,01-5%), галеніт (0,02%), халькопірит (0,12%), піриті (0,02%), бляклих рудах і станніне (до 0,2% ).
Отримання. Основні джерела кадмію - проміжні продукти цинкового виробництва, пил свинцевих і мідеплавильних заводів. Сировина обробляють концентрованою сірчаною кислотою і одержують СdSO 4 в розчині. З розчину Cd виділяють, використовуючи цинкову пил:
CdSO 4 + Zn = ZnSO 4 + Cd
Отриманий метал очищають переплавкою під шаром лугу для видалення домішок цинку і свинцю. Кадмій високої чистоти отримують електрохімічним рафінуванням з проміжною очищенням електроліту або методом зонної плавки.
Фізичні і хімічні властивості
Кадмій - сріблясто-білий м'який метал з гексагональної гратами (а = 0,2979, с = 0,5618 нм). Температура плавлення 321,1 ° C, кипіння 766,5 ° C, щільність 8,65 кг / дм 3. Якщо кадмієві паличку згинати, то можна почути слабкий тріск - це труться одна об одну мікрокристали металу. Стандартний електродний потенціал кадмію -0,403 В, в ряду стандартних потенціалів він розташований до водню.
У сухій атмосфері кадмій стійкий, у вологому поступово покривається плівкою оксиду CdO. Вище температури плавлення кадмій горить на повітрі з утворенням оксиду CdO бурого кольору:
2Сd + O 2 = 2CdO
Пари кадмію реагують з парами води з утворенням водню:
Cd + H 2 O = CdO + H 2
У порівнянні зі своїм сусідом по групі IIB - Zn кадмій повільніше реагує з кислотами:
Сd + 2HCl = CdCl 2 + H 2
Найлегше реакція протікає з азотною кислотою:
3Cd + 8HNO 3 = 3Cd (NO 3) 2 + 2NO - + 4H 2 O
З лугами кадмій не реагує.
У реакціях може виступати в якості м'якого відновника, наприклад в концентрованих розчинах він здатний відновлювати нітрат амонію до нітриту NH 4 NO 2:
NH 4 NO 3 + Cd = NH 4 NO 2 + CdO
Кадмій окислюється розчинами солей Cu (II) або Fe (III):
Cd + CuCl 2 = Cu + CdCl 2;
2FeCl 3 + Cd = 2FeCl 2 + CdCl 2
Вище температури плавлення кадмій реагує з галогенами з утворенням галогенідів:
Cd + Cl 2 = CdCl 2
З сірої та іншими халькогенів утворює халькогеніди:
Cd + S = CdS
З воднем, азотом, вуглецем, кремнієм і бором кадмій не реагує. Нітрид Cd 3 N 2 і гідрид CdH 2 отримують непрямими шляхами.
У водних розчинах іони кадмію Cd 2 + утворюють аквакомплекс [Cd (H 2 O) 4] 2 + і [Cd (H 2 O) 6] 2 +.
Гідроксид кадмію Cd (OH) 2 отримують додаванням до розчину солі кадмію лугу:
З dSO 4 + 2NaOH = Na 2 SO 4 + Cd (OH) 2 Ї
Гідроксид кадмію в лугах практично не розчиняється, хоча при тривалому кип'ятінні в дуже концентрованих розчинах лугів зафіксовано утворення гідроксидних комплексів [Cd (OH) 6] 2 -. Таким чином, амфотерні властивості оксиду CdO і гідроксиду Cd (OH) 2 кадмію виражені набагато слабкіше, ніж у відповідних сполук цинку.
Гідроксид кадмію Cd (OH) 2 за рахунок комплексоутворення легко розчиняється у водних розчинах аміаку NH 3:
Cd (OH) 2 + 6NH 3 = [Cd (NH 3) 6] (OH) 2
Застосування
40% виробленого кадмію використовується для нанесення антикорозійних покриттів на метали. 20% кадмію йде на виготовлення кадмієвих електродів, що застосовуються в акумуляторах, нормальних елементах Вестона. Близько 20% кадмію використовується для виробництва неорганічних фарбувальних речовин, спеціальних припоїв, напівпровідникових матеріалів і люмінофорів. 10% кадмію - компонент ювелірних та легкоплавких сплавів, пластмас.
Фізіологічна дія Пари кадмію та його сполуки токсичні, причому кадмій може накопичуватися в організмі. У питній воді ГДК для кадмію 10 мг / м 3. Симптоми гострого отруєння солями кадмію - блювота і судоми. Розчинні сполуки кадмію після всмоктування в кров вражають центральну нервову систему, печінку і нирки, порушують фосфорно-кальцієвий обмін. Хронічне отруєння призводить до анемії і руйнування кісток.
Глава 2. Рафінування ЦИНКУ
Оксид цинку зазвичай представляє грубий білий або сіруватий порошок, що має різноманітне застосування, включаючи як застосування в якості каталізатора - активатора, як пігменту, так і дієтичної добавки, а також у галузі напівпровідників. Оксид цинку зустрічається у промислових побічних продуктах (субпродуктах), включаючи потоки відпрацьованих матеріалів, як наприклад, летюча зола і пил, що буря газами (колошниковий пил). У техніці відомі способи регенерації оксидів цинку, включаючи регенерацію (відновлення) окису цинку з промислових відпрацьованих матеріалів. Ці відомі способи включають вилуговування неорганічної кислотою, розчинами каустичної соди, гідроокису амонію і карбонату амонію. Проте ці способи мають низький вихід оксиду цинку і звичайно не відновлюють чистий оксид цинку, при цьому відновлений оксид цинку забруднений солями інших металів. Тому для отримання чистого оксиду цинку були потрібні подальші процеси випалу і випаровування.
У патенті США N 3.849.121 Барроуза, правонаступником і продовженням якого є даний винахід, описаний спосіб селективного відновлення оксиду цинку з промислових відходів. Спосіб Барроуза включає вилуговування відходів розчином хлориду амонію при підвищеній температурі, виділення заліза з розчину, обробку розчину металевим цинком і охолодження розчину для осадження оксиду цинку. У патенті Барроуза описаний спосіб відбору металевого пилу, яка в основному містить оксиди заліза і цинку, і в кілька етапів відділення оксидів заліза та металевих відходів.
Проте матеріал, отриманий на останньому етапі, є сумішшю невеликої кількості оксиду цинку, гідратних фаз цинку, які включають гідрати оксиду цинку і гідроокис цинку, а також і інші фази, і велика кількість діамінодіхлоріда цинку Zn (NH3) 2Cl2 або інших подібних сполук, що містять іони цинку і хлору. В даний час спосіб Барроуза є економічно нежиттєздатним через інструкцій Агентства із захисту навколишнього середовища, встановлених після введення в дію патенту Барроуза. Крім того, спосіб Барроуза не є безперервним способом і як отже сучасний процес неекономічний.
Отже, існує необхідність у способі, який повинен витягати оксид цинку з промислових відходів і в результаті здійснення якого отримують продукт, більшу частину якого становить оксид цинку, а не суміші оксиду цинку та інших цинкових фаз. Описаний нижче спосіб ставляться до отримання чистого оксиду цинку. Крім того, оскільки бажаним продуктом є оксид цинку, а діамінодіхлорід цинку є небажаним продуктом, описаний тут спосіб демонструє, як збільшити утворення оксиду цинку і зменшити утворення діамінодіхлоріда цинку.
Пил відходів металургійних процесів зазвичай має різні кількості свинцю, кадмію та інших металів, які містяться в пилу. З різних причин бажано використовувати ці метали з пилу металевих відходів, наприклад, для повернення свинцю і кадмію та / або запобігання внесення свинцю і кадмію в атмосферу. Патент Барроуза включає засіб вилучення розчинених свинцю і кадмію з розчинів хлориду амонію, які використовуються для обробки пилу металевих відходів. У способі Барроуза подрібнену в порошок цинкову пил додають в розчини хлориду амонію і в результаті електрохімічної реакції свинець в елементарній формі осідає на поверхні порошкоподібної цинкового пилу. Для здійснення цієї реакції потрібно величезна площа поверхні цинку, оскільки свинець покриває частинки цинкового пилу і останні стають непридатними більше для електрохімічної реакції. Для цієї реакції використовують дуже дрібний порошок. З цієї причини, як описано в способі Барроуза, основним недоліком є те, що при додаванні до розчинів порошку цинкового пилу, остання відразу ж агломеріруется у великі грудки або брили, які осідають на дно посудини. Швидке перемішування не запобігає це явище. Внаслідок агрегування цинку необхідно додавати велику кількість цинку для вилучення всього свинцю, що є поганою технологією з економічних міркувань. Крім того, якщо необхідно відокремити свинець і деяку кількість кадмію від цинку так, щоб всі ці метали могли бути продані або повторно використані, а також якщо потрібна більш висока концентрація цинку в металах, то необхідно переробити велику масу на одиницю маси цинку.
Отже, існує необхідність у способі, який дозволить витяг елементарного свинцю, кадмію та інших металів з потоків промислових відходів, який дозволить подрібненої в порошок цинкового пилу залишатися дисперсної в розчині з тим, щоб довести до мінімуму кількість цинкового пилу, необхідної для вилучення свинцю, кадмію та інших металів.
Зменшення до мінімального необхідної кількості цинку збільшує економічність процесу, по-перше, за рахунок зменшення необхідної кількості цинку, по-друге, за рахунок зменшення маси матеріалу, що переробляється, і по-третє, за рахунок забезпечення вилучення пропорційно більшої кількості свинцю і кадмію. Рециклінг містять цинк, відходів металургійного виробництва
Вмотивованість використання відходів визначається головним чином ресурсними міркуваннями.
Металургійні відходи у вигляді шламів, перш за все можна кваліфікувати як сурогати залізних руд (вміст заліза коливається в межах 37 ... 65%), застосування шламів замість руд або концентратів дозволить знизити споживання природних ресурсів.
Разом з тим ресурсний аспект утилізації шламів вимагає неодмінно комплексного підходу до обліку їх ресурсної складової: обмеження використання металургійних шламів накладалися саме через вміст "небажаних", але аж ніяк не менш цінних компонентів.
В умовах дефіциту фінансових ресурсів доцільно вирішувати проблему рециклінгу шламів традиційними металургійними способами, одним з яких є агломерація, в тому числі агломерація під тиском.
Дана робота має на меті показати можливість одержання агломерату з шихти, що містить 100% містять цинк, шламів, виявити вплив фізико-хімічних факторів на показники вилучення цинку в пилоподібний продукт у процесі агломерації під тиском, визначити лімітуючі стадії процесу вилучення цинку в ході спікання.
Дослідження проводилися на спеціально обладнаній для проведення спікання під тиском агломераційної чаші.
Агломераційна шихта складалася з шламу конвертерного виробництва НЛМК з вмістом цинку 1,81% (50 ... 62%), MgO-добавки (5 ... 10%), повернення (25%) і твердого палива (коксика) (7 , 5 ... 15%).
Дослідження проводились методом математичного планування експерименту, оцінені три чинники в двох рівнях: витрата твердого палива, MgO-добавки, тиск над шаром.
Видалення цинку при агломерації визначається головним чином двома процесами: відновленням цинку з його сполук у зоні горіння і переходом в пароподібну фазу (визначається температурно-тепловими умовами і витратою твердого палива) і евакуацією парів цинку фільтруючими теплоносієм з одночасним окисленням парів цинку як власне газовою фазою, так і шихтовими матеріалами, розташованими під зоною горіння.
Ефективність технології агломерації під тиском визначається можливістю інтенсифікувати процес евакуації завдяки підвищенню швидкості фільтрації.
Зіставлення швидкостей спікання в звичайному (вакуумному) режимі агломерації і під тиском (табл. 1) показує, що в останньому випадку швидкості спікання (швидкість фільтрації) збільшується в 1,5 ... 3 рази. Ступінь видалення цинку визначається на підставі масових витрат компонентів і вмісту в них цинку,%:
Розрахунок ступеня видалення цинку проводили роздільно для верхньої та нижньої частин агломераційного спека. Видалення цинку з верхнього шару складає 40 ... 73% і значно перевищує цей показник для нижнього (20 ... 63%). Сукупний вплив чинників на ступінь видалення цинку апроксимовані функціями відгуку види:
Максимальний вплив на ступінь видалення цинку, обумовлену умовами його відновлення, надає витрата палива в шихту. У верхній частині спека збільшення витрати палива від 7,5 до 15% призводить до збільшення ступеня видалення цинку від 40 до 75% (для нижнього шару відповідно 20-63%). Зміна тиску повітря над спекаемом шаром, як і витрата MgO-добавки, чинить менший вплив на ступінь видалення.
Відмінність ступеня видалення цинку у верхній і нижній частинах агломераційного шару складає 10 ... 20% абс. Для аналізу механізму, що визначає зазначені відмінності, запропонований метод зонального матеріального балансу.
Для розрахунку зонального матеріального балансу цинку в процесі агломерації містять цинк, шихт під тиском була запропонована схема його поведінки. У верхній шар цинк надходить з шихтовими матеріалами і розподіляється між агломератом і містять цинк, пилом.
У нижній шар прихід цинку здійснюється з шихтою і містять цинк, пилом, що надходить із верхніх шарів. У нижній частині спека цинк розподіляється між агломератом, матеріалом ліжку і містять цинк, відходить пилом. Розраховане за допомогою запропонованої схеми розподіл цинку між продуктами процесу показує, що у верхньому шарі агломераційного спека залишається близько 20% цинку, у нижньому - трохи більше 20%, в матеріалі ліжку - менше 1%, а основна частина (більше 60%) іде з відходить містять цинк, пилом. Орієнтовна оцінка дає для вмісту оксиду цинку в відходить пилу не менше 30%.
Таким чином, ступінь видалення цинку з нижнього шару, принаймні, не нижче, ніж з верхнього. У такому випадку для підвищення ефективності видалення цинку при агломерації необхідні рішення, що обмежують надходження цинку в нижню частину шару.
Глава 3. ПЛАВКА цинкових і Легкоплавка ЦИНКУ
Цинк і його сплави легко окислюються (особливо у присутності парів води) з утворенням ZnO 2 і Шпінеля ZnAl 2 O 4.
У цинкових сплавах можуть бути включення кремнезему (SiO 2), іноді глинозему (Al 2 O 3), джерелом яких є забруднені шихтові матеріали.
Для виключення збагачення сплавів цинку залізом плавку ведуть в індукційних печах тигельних або канальних печах; розливку проводять з керамічних тиглів. Якщо плавка ведеться в чавунних тиглях, то їх внутрішню поверхню покривають шаром обмазки, що складається з каоліну та рідкого скла.
Перегрів цинкових сплавів призводить до збільшення втрат цинку і збагаченню їх неметалевими включеннями, а також сприяє утворенню столбчатой структури (така структура є причиною утворення тріщин при утрудненою коші). Отже, температура нагріву не повинна перевищувати 500 о С.
Очищення цинкових сплавів від металевих і неметалевих домішок проводять відстоюванням, обробкою хлоридами, продуванням інертними газами, фільтруванням. Найбільш ефективним способом очищення цинкових сплавів від оксидів та інтерметалідів є фільтрування через дрібнозернисті фільтри. Середній діаметр зерен магнезиту 2-3 мм; товщина шару, що фільтрує 100 мм. Ефективність очищення складає,%: за оксидним включень до 90 і по интерметаллидное - 85. Фільтрування ведуть через нагрітий фільтр (~ 500 о С), який поміщають в спеціальний стакан, занурюваний в роздавальне піч, або при переливі металу з печі - в ківш або виливницю. Особливо ефективно фільтрування типографического цинку перед заливанням сплаву в виливницю.
Особливість плавки сплавів цинку зі свинцем [0,67-1,25% (мас. частка)] полягає в можливості ліквації свинцю. Тому свинець вводять не в чистому вигляді, а у вигляді з'єднання з хлором.
Плавку сплавів на основі олова на чистих металах можна вести без застосування захисних флюсів, так як ці сплави мають низьку схильність до окислення і насичення газами. Якщо до складу шихти входять відходи і повернення, то плавку проводять під шаром деревного вугілля. Перед розливанням сплав рафінують, хлористим амонієм [0,1-0,15% (мас. частка)]. Іноді застосовують фільтрування.
При плавці антифрикційних сплавів на основі олова (бабітів) необхідно дотримувати певний порядок завантаження шихти. Спочатку завантажують медносурьманістую лігатуру, сурму і частина олова (близько 1 / 3 маси шахти). Шахту покривають шаром деревного вугілля, розплавляють і нагрівають до 600-700 о С. Після цього видаляють шлак і деревне вугілля і в кілька прийомів вводять інше олово. Рафінують сплав при 475-500 о С введенням 0,1-0,15% (мас. частка) хлористого амонію або пропускають через зернисті фільтри (з магнезиту, хлористого натрію та інших речовин) з розміром зерен 2-4 мм у поперечнику. Після рафінування сплав повинен вистоятися 10-120 хв, після чого сплав розливають у виливниці.
Технологія плавки припоїв і сплавів для лиття під тиском та ж, що і технологія плавки антифрикційних сплавів.
Сплави на основі свинцю майже не поглинають газів. Особливістю їх є схильність до ліквації поп щільності. Плавку ведуть під шаром деревного вугілля товщиною 10-15 мм.
Для плавки свінцовосурьмяністих і свінцовосурьмянооловянних бабітів в якості шихтових матеріалів використовують олово, свинець, сурму, сурм'яний свинець, кадмій, миш'як, лігатури: Cu - Sb (50 /% Sb); Sb - Te (30% Te); Sn - Sb - Ni (30% Sb; 10% Ni), підготовчі сплави, отримані переплавкою відходів. Особливість плавки цих бабітів складається в порядку завантаження шихти. Одночасно завантажують тугоплавкі компоненти шихти (сурму, лігатури: Sn - Sb - Ni і Cu - Sb) і 10-20% (мас. частка) легкоплавких компонентів шихти (свинцю, вторинних сплавів, сурьмянисто свинцю). Завантажену шихту засипають вугіллям, розплавляють і при 600 о С вводять кусковий або порошкоподібний миш'як. Після цього завантажують решту легкоплавкой шихти. Останніми при 420-450 о С вводять кадмій, телур і олово; витримують сплав 10-15 хв, перемішують і рафінують хлористим амонієм [0,15% (мас. частка)]. Через 10-15 хв при температурі 420-450 о С проводять розливку при постійному перемішуванні для отримання однорідних за складом злитків. При розрахунку шихти чад сурми приймають рівним 7-10, а телуру 15-20% (мас. частка).
При плавці типографических сплавів в очищений тигель завантажують 3 / 4 свинцю або друкарською висипу; розплавляють шихту, поверхню розплаву покривають деревним вугіллям (товщина шару 10-15 мм) і при 500-550 о С в розплав водять сурму або медносурьміністую лігатуру. Після розчинення сурми додають, що залишився свинець. Рафінування розплаву проводять хлористим амонієм 10,1-0,3% (мас. частка) або "дразненіем" шматком деревини протягом 30-50 хв.
Для видалення цинку і алюмінію з свинцевих сплавів їх продувають водяною парою через сталеві трубки при 500-550 о С протягом 0,5-2 год Залізо, нікель і мідь видаляють введенням з допомогою дзвіночка сірки. Утворені при 500-600 о С сульфіди спливають на поверхню ванни.
Температура сплавів в процесі плавки не повинна перевищувати 400-450 о С за винятком сплавів, що містять у складі сурму і медносурьмяністую лігатуру
Плавка кадмію та його сплавів проходять при високому тиску пари металу, що обумовлює великі втрати металу на випаровування. Пари кадмію та оксиду токсичні. У зв'язку з цим перегрів розплавів не повинен перевищувати 550 о С. Кадмій в процесі плавки інтенсивно окислюється. Для зниження окислення в розплав необхідно вводити невеликі добавки магнію (0,05% маси кадмію). Плавку ведуть під шаром деревного вугілля. Після розплавлення кадмію в розплав вводять магній. Легуючі компоненти додають при 480-500 o С, потім зчищають шлак, засипають порцію деревного вугілля і після охолодження до 370 о С розливають по формах.
Для плавки кадмієвих сплавів повинні бути передбачені ізольовані приміщення, обладнані ефективними вентиляційними установками для очищення повітря від токсичних виділень.
Глава 4. ВИТЯГ КАДМІЮ З колошниковий ПИЛУ УСТАНОВОК для рафінування ЦИНКУ
Рис. 1. Схема підсистеми для виділення побічного продукту - кадмію: 1 - Дим, що утворюється при випалі і спіканні 540 т на добу цинкового концентрату, що містить 0,25% Cd; 2 - відділення колошникового пилу в мішочні фільтри або в електрофільтрах; 3 - відведення SO, до установці для отримання кислоти; 4 - 12 т колошникового пилу, що містить 9,6% Cd, при видаленні 95% Cd при випалюванні і спіканні і уловлюванні 90% диму в пилозбірник, 5 - ущільнення, упакування й транспортування колошникового пилу; 6 - вода; 7 - подрібнення; 8 - сірчана кислота - 2 частини H 2 SOj на 1 частину (за масою) Cd; 9 - вилуговування для розчинення Cd; 10 - суспензія сульфату кадмію; / / - фільтрування; 12 - сульфат свинцю на плавку Для виділення свинцю , срібла і золота: 13 - розчин сульфату кадмію; 14 - хлорат натрію (Fe 2 +, Fe 1 +) - I частина на 2 частини (за масою) Cd; 15 - оксид цинку - 0,75 частини на 1 частину (за масі) Cd; 16 - осадження домішок (мідь, миш'як, сурма, залізо, нікель, кобальт, талій, срібло), 17 - цинковий пил - 1 частина на I частина (по масі) Cd; 18 - очищений розчин сульфату кадмію, 19 - осадження кадмію; 20 - товарний розчин сульфату цинк; 21 - губчастий кадмій, 22 - центрифугування, 23 - промивка; 24 - брикетування; 25 - дистиляція; 26 - виробляється 1 кг на день металевого кадмію (99,97%) при ступені вилучення кадмію з колошникового пильне 95%; 27 - місце відділення побічних продуктів
До числа кадмійсодержащіх матеріалів, одержуваних в якості побічних продуктів при переробці цинку, свинцю і міді, відноситься пил, що утворюється в печах для випалу, в сушильних печах і в установках для спікання. Сюди ж відносяться цинкова пил, одержаний при дистиляції цинку, кадмієві фракція отримуючи кінцевий продукт - кадмій високої чистоти. Кадмій високої чистоти для спеціальних цілей може бути отриманий при використанні методів вакуумної дистиляції, зонної рекристалізації, іонного обміну та інших. Можливо, слід згадати про те, що стадія металургійної обробки кадмію грає дуже важливу роль при ухваленні рішення про доцільність переробки кадмійсодержащіх залишків у пиловловлювачах. Процес переробки повинен бути економічно виправданим і необхідні додаткові витрати повинні компенсуватися вартістю одержуваного металевого кадмію. Однак дана стадія обробки не є незалежною від попередніх стадій. Кількість кадмію в цинковій концентраті визначається не тільки вмістом кадмію в рудах, а й характером попередніх металургійних процесів.
Метод селективної флотації дозволяє визначити яку кількість кадмію переходить в цинковий концентрат при гідратації свинцево-цинкових руд. Для максимального перекладу кадмію в цинковий концентрат необхідно домагатися максимально ефективного осідання цинк-кадмієвих мінералів у циклі флотації свинцю.
Крім того, необхідно проводити тривалу і ефективну активацію перед флотацією цинку. Концентрація кадмію у продукті після флотаційного розділення залежить від ступеня насичення індивідуальних частинок в процесі флотації.
Таким чином, процес гідратації істотно впливає на економічність процесу вилучення кадмію, хоча рішення про виділення кадмію приймається на плавильних або рафінувальних заводах.
Першою стадією переробки кадмійсодержащіх матеріалів у процесі, показаному на рис. 2, є конденсація парів кадмію з подальшою упаковкою та транспортуванням осаду. Ця стадія не завжди є необхідною, оскільки багато установки з виробництва кадмію знаходяться поряд з джерелом сировини. Однак відомі й випадки транспортування колошникового пилу. Так, кадмієві пил, отримана на цінкоплавільном заводі Нью Джерсі в м. Депью, штат Іллінойс транспортувалися для вилучення кадмію в м. Пальмертон, штат Пенсільванія. Значна частина кадмію, виробленого в Сполучених Штатах, виходить з колошникового пилу, імпортованої з мексиканських плавильних заводів.
Колошниковий пил, що містить кадмій, обробляють сірчаної кислотою для розчинення кадмію. Сірчану кислоту додають в таких кількостях, щоб забезпечити повну екстракцію кадмію та інших компонентів, розчинних у кислоті. Свинець залишається у вигляді осаду сульфату, який фільтрується і спрямовується на плавильний завод для добування свинцю, золота, срібла, а в разі наявності - також і селену, телуру та індію.
Розчин сульфату кадмію очищають нейтралізацією. Нейтралізація призводить до осадження заліза, миш'яку і деяких інших елементів. В якості нейтралізуючого агента на схемі наведено оксид цинку, який тримає в облозі залізо у вигляді гідроксиду. З'єднання заліза (II) переводять у залізо (III) шляхом окислення хлоратом натрію; це необхідно для більш повного осадження заліза. Оксид цинку також тримає в облозі миш'як, сурму, індій, галій, германій і талій, якщо вони присутні в суміші. Наявність інших домішок може вимагати додаткової обробки. Так, наприклад, мідь можна осадити цинкової пилом.
Після очищення розчину сульфату кадмію кадмій облягають, додаючи пил металевого цинку. Осад кадмію являє собою пористу масу, яка може бути відокремлена від розчину сульфату цинку центрифугуванням або фільтруванням. У деяких випадках осад кадмію необхідно заново розчинити в сірчаній кислоті і обложити повторно для отримання більш чистого продукту придатного для дистиляції. Цинк залишається в розчині у вигляді сульфату цинку. У схемі, показаної на рис. 26, при проведенні цієї стадії процесу додають цинкову пил. У деяких виробництвах застосовують гранульований цинк, проте широкого поширення він не отримав.
У кадмієвої підсистемі осад кадмію очищають, причому для цієї мети найчастіше використовується дистиляція, ніж електролітичні методи. Осад кадмію промивають, пресують у брикети і поміщають в обігріваються реторти. На виході з реторти поміщений чавунний циліндр, в якому конденсуються пари кадмію. Дистиляція є періодичним процесом і проводиться циклами по 20 ч. Залишок в кількості 10% від завантаження спрямовується на редістілляцію.
На схемі показана підсистема, призначена для переробки в день 12 т колошникового пилу, що містить 1050 кг кадмію. Ця колошниковий пил виходить при випаленні і спіканні 540 т цинкових концентратів, що містять 1225 кг кадмію. Найбільші втрати кадмію в описаній системі відбуваються на стадії виділення кадмію з концентратів (витяг кадмію 95%) і при уловлюванні кадмійсодержащіх матеріалів пилеуловітельной системою (витяг кадмію 90%). Таким чином, сумарна ступінь вилучення кадмію на першій стадії становить 85%. Основним чинником, що впливає на ступінь вилучення, є ефективність пилеуловітельной системи.
Вважається, що ступінь вилучення у самій системі переробки кадмію дорівнює 95%; ця величина досягається, очевидно, і в промислових установках.
ЛІТЕРАТУРА
1. Дзліев І.І. Металургія кадмію. М.: Металлургиздат, 1962.
2. Крестовников О.М. Кадмій. М.: Цветметіздат, 1956.
3. Крестовников О.М. Каретникова В. П. Рідкісні метали. М.: Цветметіздат, 1966.
4. Лебедєв Б.М. Кузнєцова В.А. Кольорові метали. М.: Наука, 1976.
5. Любченко В.А. Кольорові метали. М.: Наука, 1963.
6. Максимова Г.В. Кадмій / / Журнал неорганічна хімія, № 3, 1959, З-98.
7. Плаксін І.М. Юхтанов Д.М. Гідрометалургія. М.: Металлургиздат, 1949.
8. Пейсахов І.Л. Кольорові метали. М.: Наука, 1950.
9. Планер В.І. Кадмій як запобіжник від корозії. М.: Цветметіздат, 1952.
10. Славинський М.П. Фізико-хімічні властивості елементів. М.: Металлургиздат, 1952.
11. Хан О.К. Кольорові метали. М.: Наука, 1957.