一、镍和火法分离富集法
火法试金是钴分钴镍铂族元素分解和富集的最有效方法，它在铂族元素测定中占有重要地位。离硫
64.2.1.1铅试金法
用于富集铂、化法钯、分离铑、镍和铱4个非挥发性铂族元素，钴分钴镍一次试金能捕集90%以上。离硫铅试金熔剂对铬铁矿很难分解，化法夹在铬铁矿颗粒中的分离铂族元素很难捕集。硫化铜镍矿中的镍和硫和镍对铅试金的干扰也不容忽视。因大量硫在熔炼过程中形成的钴分钴镍冰铜相会捕集部分铂族元素，故铜镍矿试样必须减少还原剂的离硫加入量，利用氧化铅使硫氧化。化法如硫含量很高，分离则可不加还原剂，甚至还要加入硝酸钾以氧化部分硫。镍可能进入铅扣，影响灰吹。当铅扣中镍在0.03g以上时，生成的氧化镍会粘在灰皿壁上造成灰吹无法进行。对于镍含量高的试样，需在熔剂中加入氧化铅的用量，过量的氧化铅使镍排入熔渣中。过量的氧化铅质量不应少于镍质量的100倍。铜量在2g以内对铅试金的影响可以忽略。
为了获得流动性很好的熔渣，加入活性助熔剂(碳酸钠、硼砂和过量氧化铅)的总量应达到称取试样质量的2.5倍，并加入玻璃粉使熔渣的硅酸度(熔渣中酸性氧化物所含氧原子物质的量与碱性氧化物所含氧原子物质的量的比值)在1～1.5之间。
铅试金法可分为熔炼和灰吹两个步骤。熔炼是将氧化铅、还原剂和助熔剂与试样混匀，置于试金坩埚中，在1000～1200℃高温炉中熔融，试样分解并逐步形成硅酸盐相(熔渣)，贵金属化合物和氧化铅被还原为金属而形成金属相。捕集了铂族元素的金属铅沉到底部。当熔体倒入铁模中冷却后可取出已捕集贵金属的金属铅，称之为铅扣。灰吹是将铅扣放入预热的骨灰皿中或镁砂灰皿中，在900℃左右进行氧化熔炼，使熔融的金属铅氧化为氧化铅而渗入多孔的灰皿中，最后仅有金属珠(合粒)留在灰皿内。铅试金富集即告完成。
当铅扣中含有毫克量银时，灰吹得到的是银(含金)粒，银对铂、钯的灰吹有良好的保护作用，有利于后续的测定。但是铑和铱因不能像钯和铂能与银形成合金，故此时铑、铱在灰吹时损失可达50%。为了避免铑、铱的损失，可在熔炼时加入毫克量的铂，灰吹时形成铂粒，铂在灰吹的后期以铂铅互化物形成析出，带下一部分铂和铱。灰吹结束时，铂粒中还阻留相当量的铅，对铑、铱也有保护作用，故加铂灰吹，铱的损失仅在5%左右，而铑的损失更小。若加入6mg铂和4mg钯灰吹，效果更好。
铅试金法称取试样的量可高达100g，故取样的代表性好，取样误差可以不予考虑，富集的效果好，配料比较复杂。
试剂
硝酸银溶液(10g/L)，稀硝酸介质。
铂溶液(5mg/mL)称取2.5g铂，置于500mL烧杯中，用王水溶解。加1gNaCl，蒸发至近干，取下，置于水浴上蒸干，用(1+1)HCl赶硝酸3次，取下。加入10mgFeCl3、10mgNiCl2、几滴HCl和300mL水，煮沸使盐类溶解。加10mL100g/LNaBr溶液，再煮沸使沉淀凝聚。用Na2CO3溶液调节pH至7，煮沸10min，再用Na2CO3溶液调节pH至8～9，保温30min。过滤以除去含铑、铱的沉淀，用100g/LNaCl溶液洗涤沉淀2次，用HCl中和滤液，移入500mL容量瓶中，用水稀释至刻度，摇匀。
分析步骤
(1)配料
以40g试样计，熔剂的大致组成为:Na2CO360g;Na2B4O720g;PbO50g，其中35g被还原为金属，15g造渣;若含铜、镍的试样，则氧化铅要适当过量，过量氧化铅应大于铜、镍质量的200倍;玻璃粉，加入量以调节硅酸度在1～1.5之间;面粉或硝石，调节还原能力，以产生30gPb为宜。
(2)熔炼
将混合均匀的试样与熔剂置于试金坩埚中。测定铂、钯时加入3滴10g/LAgNO3溶液;测定铑、铱则加入1mL5mg/mL铂溶液。将坩埚置于800℃试金炉中熔融30min，然后升温至1100℃，保持20min。将熔融体倒入铁模中，冷却，取出铅扣，砸去熔渣。
(3)灰吹
将骨灰皿放入高温炉中于900℃灼烧30min，取出，放入铅扣，再置于高温炉中，关闭炉门，升温至熔铅发亮，微启炉门，在900℃灰吹至尽。取出灰皿，冷却，将合粒取出。
64.2.1.2锍试金法
用镍的硫化物作为捕集剂的主要成分，得到的锍扣能捕集6个铂族元素，是目前应用较多的一种火法试金。铂族元素以硫化物的状态进入锍扣而与脉石分离。扣中的贱金属硫化物可被盐酸分解，而铂族元素保留在残渣中。扣中硫化铁的含量很低的称硫化镍扣，呈黄色，坚硬光亮，很容易与熔渣分离，但是必须经过机械破碎才能被盐酸分解。扣中硫化铁含量高的称镍铁锍扣，若扣中硫化铁的含量小于40%，也易于同熔渣分离;这种扣在空气中易风化，只要硫化铁含量大于20%，浸入水中几小时即可松散，无需机械破碎。对于超基性岩和硫化铜镍矿原矿，含硫化物不多而称样量较大，熔炼成镍铁锍扣是合适的;对于硫化矿精矿，因其含量很高，最好熔炼为硫化镍扣;利用试样中的硫同氧化镍反应，而在配方中不另加硫化铁，若过多的硫化铁留在熔渣中会引起铂族元素的损失。
锍扣破碎后其中的硫化亚铁、硫化亚镍可被6mol/LHCl溶解，在溶解过程中会生成絮状的硫化镍(β，γ-NiS)，它不溶于HCl而溶于热的FeCl3溶液;但在FeCl3溶液中，铂族元素硫化物的溶解度增大，尤其是锇，其损失可达10%，这点尤需引起重视。若在试金熔剂中加入0.2g左右的锑，则铂族元素的损失小于5%。
铬铁矿试样需先用过氧化钠和氧化钙混匀后在850～950℃高温炉中焙烧2～3h后再进行锍试金。锍试金需加入熔剂、还原剂、氧化剂、硫化剂、捕集剂和覆盖剂等多种试剂。
石英粉和硼砂属酸性熔剂，前者能与许多金属氧化物化合生成硅酸盐，同时能得到流动性好的熔渣。当加入量过多时，会使渣的黏度增加，影响熔渣与试金扣的分离。也可以用玻璃粉代替，但其酸性较弱，1g玻璃粉的作用相当于0.3～0.5g石英粉。硼砂中的B2O3可与金属氧化物生成硼酸盐渣，其造渣能力比石英粉强，对试样的分解能力也比较强，形成的硼酸盐的熔点也比相应的硅酸盐低。碳酸钠既是碱性熔剂，又是脱硫剂。在试金配料中加入面粉是作为还原剂，将金属氧化物还原为金属或合金，借以捕集贵金属，同时将高价氧化物还原为低价，有利于与二氧化硅造渣。硫磺作为硫化剂在高温时能与镍等金属或金属氧化物形成硫化物。硫化镍或镍锍(Ni3S2)是贵金属捕集剂，理论上有96%以上的贵金属被其捕获。镍锍是硫化剂与镍的化合物在熔炼时形成的。必须特别注意，一般的镍试剂中往往含有较高的铂族元素，造成相当高的试剂空白，无法用于痕量铂族元素分析，需要经过较繁琐的提纯才能使用。羰基镍粉(用羰基法生产的镍粉)空白很低，可以直接用于锍试金法分析痕量铂族元素。
硼砂〔(Na2B4O7·10H2O)100℃烘烤脱水，研碎后备用〕、硼砂-碳酸钠(1+1)或食盐，作为覆盖剂可起到隔绝金属的作用，同时防止熔炼时熔融物的溅失。
熔渣的性质(还原性、硅酸度)对贵金属捕集的影响不容忽视。良好的熔渣应在炉内能迅速低温造渣，以有利于贵金属捕集;熔渣的流动性好;对坩埚内壁腐蚀较轻;熔渣的密度相对较小。熔渣的硅酸度(熔渣中所有酸性氧化物中氧原子物质的量)/(熔渣中所有碱性氧化物中氧的原子物质的量)，以1.5～2为宜。
配料是试金中的关键步骤。不同的试样，配料有所不同。对于硅酸盐试样，需加入较多的碳酸钠和适量的硼砂;碳酸盐试样需加入较多的石英粉和硼砂;含有较多赤铁矿和磁铁矿的氧化矿试样，应适当增加还原剂用量;硫化物试样有较强的还原性，需要加大碳酸钠和二氧化硅的量，同时减少或不加硫化剂。如试样硫含量高时，则少加硫化剂。
常规试样的锍试金熔剂配方见表64.1。
表64.1锍试金熔剂配比(mB:g)
分析步骤
称取10～40g(精确至0.1g)试样，与试金配料混匀后倒入试金坩埚中，于900℃试剂炉内熔炼。再升温至1000℃并保持20～30min，待熔体平静后出炉，将熔体倒入铁模中，冷却后取出锍扣，剔除熔渣。
将锍扣置于烧杯中用水浸泡至完全松散成粉末，用盐酸溶解。
64.2.1.3锑试金法
用锑捕集铂族元素的火法试金称之为锑试金。它能捕集全部贵金属元素，灰吹时包括锇在内的铂族元素均无明显的损失，这是锑试金的优点;其缺点是捕集贵金属同时，铜、镍、钴、铋和铅也同时被捕集，又不能灰吹除去。故应用受到了限制，仅适用于组成简单的铂族元素单矿物或催化剂中铂族元素的测定。
锑试金的熔炼条件和铅试金类似，是用三氧化二锑代替氧化铅。熔炼温度为900～1000℃，锑试金要求高温进炉，快速熔炼。在熔剂中加入一定量的钾碱代替部分碳酸钠，可提高熔渣的流动性。只要熔渣流动性好，其硅酸度在0.8～1.7之间，对锑捕集能力无显著影响。
锑扣的灰吹在仰放的瓷坩埚盖上进行。三氧化二锑用挥发除去。铂族元素以及铜、镍、钴等元素以锑化物形式留在合粒中。灰吹温度在700～950℃对结果没有影响。铅、铋在锑之后被氧化，如果铅、铋量多，则它们最终会完全取代锑，锇则会全部损失;保留锇的关键是有锑。锑扣中有毫克量的铜或金对铂族元素有保护作用。
合粒中的铂族元素便于用光谱法测定。
分析步骤
称取5g以下(精确至0.1g)试样，与12gNa2CO3、4gK2CO3、4gNa2B4O7、2g玻璃粉、7gSb2O3和2g面粉成分混匀后倒入50mL坩埚中，加1滴氯化铜溶液(相当于1mgCu)，将坩埚置于950℃高温炉中熔融至熔体平静，取出，将熔融体倒入铁模中，冷却后取出锑扣。
将锑扣放在仰放的瓷坩埚盖上，于850～900℃高温炉中灰吹。剩下约1.5mm的亮点取出坩埚盖，冷却，剔出合粒。供测定用。
二、钴、镍分离因素是什么意思
意思是导致钴、镍分离的原因。
钴、镍分离主要有化学沉淀法和溶剂萃取法,其他还有树脂法、浮选法、双水相法、聚合物2盐2水液2固萃取(非有机溶剂液固萃取)法、氧化还原法和电反萃取法。
对镍低钴高的溶液可用硫化沉淀除去镍,对镍高钴低的溶液可用氧化水解沉淀除去钴,沉淀法不太适合钴、镍浓度大致相当的溶液。
三、钴的制备方法
钴的制备一般先用火法将钴精矿、砷钴精矿、含钴硫化镍精矿、铜钴矿、钴硫精矿中的钴富集或转化为可溶性状态，然后再用湿法冶炼方法制成氯化钴溶液或硫酸钴溶液，再用化学沉淀和萃取等方法进一步使钴富集和提纯，最后得到钴化合物或金属钴。
钴矿物的赋存状态复杂，矿石品位低，所以提取方法很多而且工艺复杂，回收率较低。钴矿的选矿对一般是将钴矿石通过手选、重选、泡沫浮选可提取到含钴15～25%的钴精矿。钴精矿冶炼方法主要有硫化镍矿冶炼和砷钴矿冶炼。
硫化镍矿制备
硫化镍精矿一般含镍4～5%，含钴0.1～0.3%。镍的火法熔炼过程中，由于钴对氧和硫的亲合力介于铁镍之间在转炉吹炼高冰镍时，可控制冰镍中铁的氧化程度，使钴富集于高冰镍或富集于转炉渣，分别用下述方法提取：
1、富集于高冰镍中的钴，在镍电解精炼过程中，钴和镍一起进入阳极液。在净液除钴过程中，钴以高价氢氧化钴的形态进入钴渣，钴渣含钴6～7%，含镍25～30%。从此种钴渣提钴的一种方法是：将钴渣加入硫酸溶液中，通二氧化硫使之溶解，制得含硫酸镍、硫酸钴和少量铜、铁、砷、锑等杂质的溶液；再用活性镍粉置换除去铜；通空气，氧化水解除去铁，通氯气氧化，加苏打中和沉淀钴，若所得氢氧化钴含镍较高，可再次溶解、沉淀分离钴镍，使其含镍小于1%；经煅烧制得氧化钴出售，也可将氧化钴制成粗金属钴，经电解精炼得电解钴。加拿大和苏联的镍厂都用此法回收钴。中国的工厂也有类似作法。从钴渣提钴的另一种方法是以亚硫酸钠作还原剂，将钴渣溶解于硫酸溶液中，得到含硫酸镍、硫酸钴和少量铜、铁、锰、锌等杂质的溶液，而后用黄钠铁矾法除去溶液中的铁，用烷基磷酸类如：二-2-乙基己基磷酸（D-2-EHPA）或其他烷基磷酸酯类萃取剂萃取其中的铜、铁、锰、锌等，并分离钴镍。萃取过程中获得的氯化钴溶液，用氟化铵除钙、镁后，再用草酸铵沉淀钴。所得草酸钴在450℃下煅烧，得到的氧化钴粉，可作为最终产品，也可用氢还原法制取金属钴粉。
2、富集于炼镍转炉渣中的钴，在还原硫化熔炼过程中，与镍一起转入钴冰铜。转炉渣成分一般为：钴0.25～0.35%，镍1～1.5%；钴冰铜成分一般为：钴1～1.5%,镍5～13%。钴冰铜可以直接浸取（常压或加压酸浸），也可以将钴冰铜焙烧成可溶性化合物后再酸浸。浸出液可按钴渣提钴工艺流程处理。
加拿大舍利特高尔顿公司（Sherritt Gordon MinesLtd）用高压氨浸法处理硫化镍精矿和高冰镍时，钴留于镍的氢还原尾液中，通硫化氢于尾液，得硫化钴和硫化镍的混合沉淀物。此混合物用硫酸高压浸出、净化除杂质后，通氧、加氨、加压，使二价钴氧化成可溶性的[Co(NH₃)₅·H₂O]2(SO₄)₃，而镍则以镍铵硫酸盐形态沉淀出来，实现镍钴分离，溶液用高压氢还原产出钴粉，也可用萃取法净液、分离出镍后电积得电钴。含钴黄铁矿提钴世界上从含钴黄铁矿中提钴较有代表性的工厂是芬兰科科拉钴厂（ Kok－kola Cobalt Plant），精矿焙烧脱硫后，再配以部分精矿在流态化炉内进行硫酸化焙烧，再经浸出、浓密、洗涤，浸出液通硫化氢使钴呈硫化钴沉淀。再利用上述舍利特高尔顿的高压浸出法和高压氢还原法生产钴粉。
中国含钴黄铁矿的钴品位较低，仅为0.02～0.09%。浮选产出的钴硫精矿含钴0.3～0.5%,硫30～35%,铁35～40%。钴硫精矿在流态化焙烧炉内于580～620℃下进行硫酸化焙烧，使钴、镍、铜等金属转化为可溶性的盐类。焙砂用水或稀硫酸浸出，用氯酸钠将浸出液中的铁氧化成高价铁后，用脂肪酸钠依次萃取铁和铜。然后，通入氯气使钴氧化，加碱水解生成高价氢氧化钴沉淀，而与镍分离。在反射炉内使氢氧化钴脱水、烧结，烧结块配以石油焦和石灰石在三相电弧炉内还原熔炼成粗金属钴。粗钴浇铸成阳极，进行隔膜电解，得到纯度较高的金属钴。钴硫精矿也可先经900～950℃氧化焙烧，再配以氯化钠或氯化钙以及少量的钴硫精矿于 680℃下进行硫酸化氯化焙烧。焙砂按上述流程提钴。
砷钴矿制备
砷钴矿经选矿得到含钴10～20%的精矿，其中含砷20～50%。处理砷钴矿的方法主要有两种，一种是先用火法熔炼产出砷冰钴，再用湿法提钴。另一种是用加压浸出法制得含钴溶液，再从中提取钴。中国采用前者：将精矿配以焦炭和熔剂在反射炉或电炉内熔炼，使部分砷呈三氧化二砷挥发，产出砷冰钴（旧称黄渣）。如原料含硫高，还产出部分钴冰铜。砷冰钴和钴冰铜磨细后焙烧，进一步脱砷和硫；焙砂用稀硫酸浸出，用次氯酸钠氧化浸出液中的铁，再用苏打调整pH为3～3.5,使铁成为氧化铁和砷酸铁沉淀。滤液用铁屑置换除铜后，用次氯酸钠使钴氧化，加碱水解生成高价氢氧化钴沉淀而与镍分离。所得氢氧化钴在反射炉内于1000～1200℃下煅烧，获得氧化钴，并使其中的碱式硫酸盐分解，将硫除去。然后配入木炭，在回转窑内于1000℃左右还原成金属钴粉。也可将氢氧化钴熔炼成粗金属钴，再进行电解得电钴。焙砂的浸出液也可和前述硫化镍矿提钴一样，采用萃取法净液分离提钴。
加压酸浸法处理砷钴精矿是将精矿用稀硫酸浆化，用高压釜浸出，操作压力35公斤力/厘米²，温度190℃，浸出时间3～4小时，钴的浸出率95～97%。浸出液除砷、铁、铜、钙等杂质后，加入液氨，使钴形成钴氨络合物，在高压釜内，用氢还原得到钴粉，操作压力50～55公斤力/厘米²，温度190℃。此法流程简单，回收率高，劳动条件好。铜钴矿提钴扎伊尔的卢伊卢厂( Luilu CobaltPlant）是世界上处理铜钴矿最大的钴厂。铜钴矿经选矿获得氧化精矿和硫化精矿。氧化精矿品位为：铜25%,钴1.5%；硫化精矿品位为：铜45%，钴2.5%。首先将硫化精矿在流态化焙烧炉内进行硫酸化焙烧，然后将焙砂和氧化精矿一起用铜电解废液浸出。氧化精矿中的钴主要呈三价氧化物形态，在硫酸中溶解度很小，但在铜电解废液中可由其中的亚铁离子将钴还原，溶于电解废液中，Co₃（不溶性） Fe₂→Co₂（可溶性）Fe₃。钴的浸出率可达95～96%。含钴和铜的浸出液用电解法析出铜，而钴和其他金属杂质留在溶液中。除杂质后，将溶液中的钴用石灰乳沉淀为氢氧化钴，再溶于硫酸中，得到高浓度的硫酸钴溶液，最后用不溶阳极电积金属钴。
参考资料:金属回收
