一、草酸钴的镍沉制备方法
钴的制备一般先用火法将钴精矿、砷钴精矿、淀草含钴硫化镍精矿、酸铵铜钴矿、分离钴硫精矿中的钴镍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，草酸再用化学沉淀和萃取等方法进一步使钴富集和提纯，镍沉最后得到钴化合物或金属钴。淀草
钴矿物的酸铵赋存状态复杂，矿石品位低，分离所以提取方法很多而且工艺复杂，钴镍回收率较低。草酸钴矿的镍沉选矿对一般是将钴矿石通过手选、重选、淀草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。
二、草酸铵底液极谱法
方法提要
锌与钴在许多介质中的半波电位非常接近，两者共存时相互影响，而pH约为7的0.3mol/L草酸铵溶液中，以动物胶为消峰剂，锌呈现良好的极谱波，半波电位约为-1.30V(对饱和甘汞电极)。钴、镍和锰与草酸离子形成稳定的配合物不在滴汞电极上还原。铜、镉量不高时不影响测定。铁则预先用氢氧化铵-氯化铵小体积沉淀法分离。本方法适用于含钴试样中锌的测定。
仪器
示波极谱仪。
饱和甘汞电极。
试剂
氯化铵。
盐酸。
硝酸。
氢氧化铵。
氢氧化铵-氯化铵洗液称取2gNH4Cl，用(2+98)NH4OH溶解后，稀释至100mL，混匀。
草酸铵溶液(0.75mol/L)称取93g(NH4)2C2O4，溶于1000mL水中。
锌标准溶液ρ(Zn)=100.0μg/mL，ρ(Zn)=10.0μg/mL配制方法见本章42.2.5锌的阴离子交换分离-氨性底液极谱法。
动物胶溶液(0.5g/L)。
溴甲酚紫指示剂(1g/L)。
校准曲线
分取0.00mL、0.50mL、1.00mL、2.00mL、4.00mL、6.00mL、8.00mL、10.00mL锌标准溶液(100.0μg/mL)或0.00mL、0.50mL、1.00mL、2.00mL、3.00mL、4.00mL、5.00mL锌标准溶液(10.0μg/mL)，分别置于50mL容量瓶中，加入20mL草酸铵溶液和2滴溴甲酚紫指示剂，慢慢滴加浓NH4OH，至接近终点时改用(1+3)NH4OH中和至溶液呈鲜艳的紫色，加入1mL动物胶溶液，冷却，用水稀释至刻度，摇匀。取部分溶液置于电解池中，用示波极谱仪，选择适当的电流倍率，于起始电位-1.20V处记录峰电流值。绘制校准曲线。
分析步骤
称取0.1～0.5g(精确至0.0001g)试样置于150mL烧杯中，以水润湿，加入15mLHCl，加热片刻，再加入15mLHNO3，继续加热至试样分解完全。蒸发至1～3mL，加入5gNH4Cl，搅拌均匀，加10mLNH4OH，搅匀;再加水10mL，搅匀后用快速滤纸过滤，滤液用250mL烧杯承接;用氢氧化铵-氯化铵洗液洗涤烧杯及沉淀各10次。弃去沉淀，将滤液蒸发至有盐类析出，盖上表面皿，从烧杯口慢慢加入15mLHNO3破坏铵盐，待剧烈作用停止后，用水吹洗表面皿和杯壁，蒸干。再加入5mLHCl，蒸干除去硝酸。用少量稀盐酸溶解残渣，移入50mL容量瓶中，加入20mL(NH4)2C2O4溶液及2滴溴甲酚紫指示剂，然后按照校准曲线分析步骤操作，测得锌量。锌含量的计算公式同式(42.2)，校准曲线上查得锌量(μg)，公式中10-3改为10-6。
三、分离和富集
钍和其他伴生元素的分离可用沉淀、萃取、离子交换和萃取色层等方法。
钍的沉淀分离方法很多。苛性碱、氢氧化铵、吡啶、六次甲基四胺都能使钍生成白色氢氧化物沉淀。小量钍可以用铝、铁为聚集剂，沉淀在pH3.5即开始形成，不溶于过量试剂。与钍形成配合物的有机酸如酒石酸等不应存在。此法可将钍与碱金属、碱土金属、锌、镍、铜、银等元素分离，用吡啶或六次甲基四胺还可将钍与稀土分离。在0.5～1.3mol/L硝酸或盐酸介质中，草酸浓度为10～50g/L时，钍成草酸盐沉淀而与铁、铝、锆、钛等元素分离，铀(Ⅵ)、稀土、钙同时沉淀。少量钍可用稀土和钙做聚集剂。草酸钍不溶于水和稀酸，但溶于过量的草酸铵溶液中。在pH≥1.5时，过氧化氢能沉淀钍为过氧化钍而与碱金属、钛、铀、锡、铍、稀土等元素分离，铈部分共沉淀。在6mol/L硝酸溶液中可用碘酸盐沉淀大量钍，在0.5～1mol/L硝酸溶液中，以亚汞为聚集剂，可用碘酸盐沉淀微量钍，铀(Ⅳ)、铈(Ⅲ)及稀土元素等不沉淀，钛、锆、铁、铌、钽、铀(Ⅳ)和铈(Ⅳ)同时被沉淀。碘酸钍不溶于过量试剂及强酸中，能溶于还原性酸中(如盐酸)。在稀盐酸溶液中，氢氟酸能将钍沉淀，成难溶的氟化钍，稀土元素同时被沉淀，与铌、钽、锆、钛、钨等元素分离。大量氟化铵存在时能使钪分离，氟化钍能溶于硼酸和硝酸中。在pH2～2.8的盐酸或硝酸介质中，有机试剂如苯甲酸、间-硝基苯甲酸等都能沉淀钍，与铍、锰、锌、镍、钴、铀、碱土金属等元素分离，严格控制溶液的酸度可与稀土元素定量分离。
萃取分离方法，适用于微量钍的分离。在饱和硝酸铝的1.5mol/L硝酸溶液中，用异丙叉丙酮［即异丙烯基丙酮(CH3)2C=CHCOCH3］萃取钍，除铀，钒及少量锆以外，几乎能与所有伴生元素分离。在pH>1的硝酸溶液中用等体积的0.25mol/LTTA(噻吩甲酰三氟丙酮)的苯溶液萃取钍，钋(Po)同时被萃取。另外在适当的介质中，磷酸三丁酯亦能萃取钍，与铀、镭等分离。在钍的3mol/LHCl溶液中用5g/L苯甲酰苯胲-三氯甲烷萃取钛使与钍分离。
萃取色层分离方法，同样也适用于微量钍的分离和富集。目前胺类萃取剂，N263(氯化三辛基甲基胺)、N235(三正辛胺)、N1023(国产胺型萃取剂);中性配位剂，P350(甲基磷酸二甲庚酯)、TBP(磷酸三丁酯)、CL-TBP萃淋树脂(苯乙烯-二乙烯苯为骨架，含有60%TBP共聚物)、5208萃淋树脂(异烷基磷酸二丁酯);酸性配位剂，P507(2-乙基己基磷酸单2-乙基己酯)等结合载体聚三氟氯乙烯粉、聚四氟乙烯粉、硅烷化硅球、DA201大孔吸附树脂(二乙基苯-丙烯腈共聚物)、X-5型大孔吸附树脂(聚二乙烯苯)、交联聚甲基丙烯酸型树脂和泡沫塑料等组成固定相，均能达到在一定浓度的硝酸溶液中富集钍分离钛、锆、铀、稀土等干扰离子。在分析实践中应用较好的是N263、P350、CL-TBP萃淋树脂和5208萃淋树脂等。N203和X-5型聚二乙烯苯或DA201树脂组成固定相，用2mol/LHNO3(1～7mol/L)上柱液通过色层柱，从而使钍与大量铀、锆、磷、铁和稀土等分离，最后用4～5mol/LHCl淋洗钍。P350与X-5型聚二乙烯苯组成的固定相，以2.5mol/LHNO3(1.5～9.0mol/L)介质上柱可使钍与大量铁、铝、钙、镁、钼、铜，钛、稀土等元素分离，最后以5mol/LHCl解脱钍。CL-TBP萃淋树脂是在4mol/LHNO3(3～8mol/L)中富集钍与稀土、铌、钽等杂质分离，最后用3～5mol/LHCl解脱钍。5208萃淋树脂是在0.1～6mol/LHNO3中富集钍与大量铀、钛、锆、锌、钼(Ⅵ)、砷(Ⅴ)、稀土元素等分离，最后用0.1～6mol/LHCl淋洗解脱钍。
离子交换分离方法，也适用于微量钍的分离。在2～7mol/LHCl介质中，钛、锆、铀、稀土等在743大孔阳离子交换树脂上的分配系数与钍差别较大。因此，适用于钍与许多元素的分离，特别适用于钍与高量钛、锆和稀土元素的分离。根据试样中钛，锆和稀土元素含量的不同，可先用4mol/L或2mol/LHCl淋洗除去这些元素，用氯化铵溶液淋洗，使氢型阳离子交换树脂转变为铵型，最后以草酸铵溶液淋洗钍，用光度法测定钍。也有在8mol/LHNO3介质中，用742大孔阴离子交换树脂富集钍，分离铀和稀土等干扰，最后以水解脱钍，光度法完成测定。
参考资料:数字孪生
