WO2021088287A1 - 用仲酰胺/叔酰胺复合溶剂从含镁卤水中分离镁提取锂的萃取体系、萃取方法和其应用 - Google Patents

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lithium
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brine
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刘长
李聪
李志强
彭汝军
李海博
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湘潭大学
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Definitions

  • the invention relates to a method for extracting lithium from magnesium-containing brine, in particular to an extraction system, an extraction method and its application for separating magnesium from magnesium-containing brine by using a composite solvent to extract lithium.
  • the proven lithium salt resource reserves in the Qaidam Basin in Qinghai are as high as 19.98 million tons (calculated as LiCl)[ Wu Qian, Liu Xifang, Zheng Mianping. Modern Engineering, 2017, 37(5), 1–5].
  • the extraction method uses the special extraction performance of organic solvents to achieve the purpose of lithium-magnesium separation. It is considered to be the most promising method for extracting lithium for high magnesium-lithium ratio brine [Song JF, Nghiem LD, Li XM, He T..Environ .Sci.:Water Res.Technol.,2017,3(4),593–597], the pros and cons of the extractant is the key factor of its technical process.
  • TBP tributyl phosphate
  • Ji Lianmin and others used TBP and surfactant to form a composite extractant in the CN105039743B authorized invention patent to reduce equipment corrosion and extractant solubility. Damage and degradation in an acidic environment. Yuan Chengye et al. selected neutral phosphorus oxygen compounds in combination with different tertiary amides or only tertiary amides as extractants in a number of Chinese patent applications such as application numbers 201610383061.X and 201610560041.5, all of which are used to increase lithium in brine under the action of iron salt co-extraction. The extraction rate is high, but the loaded organic phase still needs to be back-extracted with concentrated hydrochloric acid.
  • the extraction method has not yet completed the large-scale test verification and screening of the extractant, and the most suitable extraction system has not been found so far.
  • the solvent extraction method for lithium extraction technology there is always the contradiction between extraction and back extraction, and the contradiction between the consumption of acid and alkali. If this contradiction is not fundamentally resolved, the solvent extraction method cannot be a competitive method.
  • the bottom line lies in the development of extraction systems and extraction technologies.
  • tertiary amide helps to separate the two phases, and may form a new extraction system when combined with other active ingredients.
  • basic chemical products such as lithium chloride, lithium carbonate and lithium hydroxide can be produced on the market.
  • the purpose of the present invention is to provide an economical and effective extraction system, extraction method and application for extracting lithium from magnesium-containing brine by using a secondary amide/tertiary amide composite solvent to separate magnesium from a magnesium-containing brine.
  • An extraction system that uses a secondary amide/tertiary amide composite solvent to separate magnesium from magnesium-containing brine to extract lithium.
  • the extraction system contains two types of substances A and B; among them, the type A substance is a secondary amide composed of a single compound or two or more Mixture composition; wherein, a single compound has a structure as shown in formula (I):
  • R 1 is selected from a C2-C12 alkyl group or a C3-C12 cycloalkyl group containing a monocyclic structure
  • R 2 is selected from a C1-C11 alkyl group or a C3-C11 cycloalkyl group containing a monocyclic structure
  • alkyl or cycloalkyl includes various isomers (because R 1 and R 2 can be changed, when When R 1 and R 2 are uniquely determined, the Type A substance is a single compound, and the mixture refers to a substance formed by mixing two or more compounds produced with the change of R 1 and R 2 );
  • the type B substance is a tertiary amide consisting of a single compound or a mixture of two or more; among them, a single compound has a structure as shown in formula (II):
  • R 3 is selected from C2-C10 alkyl groups
  • R 4 is selected from C2-C10 alkyl groups
  • R 5 is selected from C1-C15 alkyl groups
  • R 3 , R 4 and R 5 are contained in trialkyl groups
  • the sum of the number of carbon atoms is 17 to 31, and the alkyl group contains linear or branched isomers (because R 3 , R 4 , R 5 can be changed, when R 3 , R 4.
  • R 5 is uniquely determined, the type B substance is a single compound, and the mixture refers to a substance formed by mixing two or more compounds produced with the change of R 3 , R 4 , and R 5 );
  • the freezing point of an extraction system containing two types of substances A and B is less than 0°C (the freezing point of a single component constituting the extraction system may be less than, equal to, or greater than 0°C.
  • the freezing point of a single component may be less than, equal to, or greater than 0°C.
  • the conditions of the extraction system when the freezing point of a single component is greater than or equal to 0°C, it may be mixed with other components with a freezing point less than 0°C, dissolve and finally form a mixture with a freezing point less than 0°C).
  • the volume percentage of type A substances in the entire organic phase for extraction is 50-100%, excluding the end value of 100%; type B substances play a role in co-extraction and occupy in the entire organic phase
  • the volume percentage of is 0-50%, excluding the endpoint value 0%.
  • the diluent 260# solvent oil, 300# solvent oil or sulfonated kerosene is also included.
  • the extraction method for separating magnesium and extracting lithium from magnesium-containing brine with a secondary amide/tertiary amide composite solvent includes the following steps:
  • magnesium-containing brine as the pre-extraction brine phase; wherein, in the magnesium-containing brine, the concentration of lithium ions is 0.1-21 g/L, the concentration of magnesium ions is 80-125 g/L, and the concentration of chloride ions is 200 ⁇ 400g/L, the mass ratio of magnesium to lithium is 4.8 ⁇ 1100:1, the density of brine is 1.25 ⁇ 1.38g/cm 3 at 20°C, and the pH value of brine is between 1 ⁇ 7;
  • the magnesium-containing brine also contains one or more of sodium ion, potassium ion, iron ion, ferrous ion, sulfate, boric acid, or borate ion.
  • the magnesium-containing brine includes lithium-containing salt lake brine, but is not limited to this kind of brine.
  • the extraction temperature is 0-50°C; the two-phase mixing is performed by stirring, and the two-phase separation after extraction is performed by centrifugal separation or clarification and sedimentation.
  • the method further includes the following steps:
  • step S5. Return the organic phase after the stripping to step S2 to realize the recycling use of the extraction system.
  • the stripping temperature is 0-50°C; the two-phase mixing is carried out by stirring, and the two-phase separation after stripping is carried out by centrifugal separation or clarification and sedimentation.
  • the water phase after the stripping is further deoiled and purified, concentrated, and then an impurity removal agent is added to remove sulfate radicals and remaining magnesium ions to obtain a refined lithium chloride solution in the water phase;
  • the impurity removal agent used is oxidation
  • the refined lithium chloride solution is concentrated, crystallized, separated and dried to obtain a lithium chloride product.
  • the water phase after the stripping is further deoiled and purified, concentrated, and then an impurity removal agent is added to remove sulfate radicals and remaining magnesium ions to obtain a refined lithium chloride solution in the water phase;
  • the impurity removal agent used is oxidation
  • the application of the extraction method for separating magnesium and extracting lithium from magnesium-containing brine by using a secondary amide/tertiary amide composite solvent to obtain a lithium product lithium hydroxide, after the step S4, further includes the following steps:
  • the water phase after the stripping is further deoiled and purified, concentrated, and then an impurity removal agent is added to remove sulfate radicals and remaining magnesium ions to obtain a refined lithium chloride solution in the water phase;
  • the impurity removal agent used is oxidation
  • the method further includes the following steps:
  • the source of the secondary amide compound used in the examples of the present invention is synthesized by reacting organic acid chlorides or acid anhydrides with primary amines in a stoichiometric ratio, and then washed with water and purified by distillation under reduced pressure, using the Agilent 7890A/5975C GC/MS instrument. Test evaluation is obtained.
  • Part of the source of the tertiary amide compound used in the examples of the present invention is synthesized by reacting organic acid chlorides or acid anhydrides with secondary amines in a stoichiometric ratio, then washing with water and purifying by vacuum distillation, using Agilent 7890A/5975C GC/MS The instrument was tested and evaluated; the other part was purchased from a chemical product company.
  • the present invention has found that the secondary amide/tertiary amide composite solvent composed of compounds represented by formula (I) and formula (II) is used as a new extraction system, thereby obtaining a new extraction system for extracting magnesium
  • the extraction method for separating magnesium from brine and extracting lithium and its application have achieved unexpected results.
  • Lithium resource development provides new technologies. The invention has the following advantages:
  • the secondary amide as the A substance in the extraction system has simple molecular structure, easy source, easy production, and extraction function. It is a new type of special effect component for separating magnesium and extracting lithium from magnesium-containing brine.
  • the secondary amide functional group is lithium magnesium Separation and extraction of the key parts of lithium, the hydrogen atoms on the N–H shift to a low field in the 1 H NMR spectrum before and after the extraction, which plays a key role in the extraction of Li +.
  • Tertiary amide, as the B substance in the extraction system is easy to synthesize as a co-extractant, can effectively improve the physical properties such as the viscosity and freezing point of the composite solvent, increase the mixing entropy of the system and produce a synergistic effect.
  • the loaded organic phase is easy to back-extract with water directly, without the need to use acid to strengthen the back-extraction of Li + , and there is no need to use alkali to neutralize the previous acid to restore the organic
  • the extraction capacity of the phase and the acidity and alkalinity of the water phase greatly reduce the consumption of acid and alkali during the separation of lithium and magnesium in brine, and realize the two-way balance of extraction and stripping. While extracting Li + , it is also easy to carry out Li + stripping. . After the magnesium-containing brine is subjected to multi-stage countercurrent extraction, the separation coefficient of lithium and magnesium is large, and the mass ratio of magnesium to lithium in the water phase after the stripping is significantly reduced.
  • Fig. 1 is an extraction system, an extraction method and a process flow diagram of its application for separating magnesium and extracting lithium from magnesium-containing brine by using a secondary amide/tertiary amide composite solvent according to the present invention.
  • Table 41 shows the common names, corresponding standard names and codes of the secondary amides of substance A involved in the examples of the present invention.
  • Table 42 shows the common names, corresponding standardized names and codes of the tertiary amides of substance B involved in the examples of the present invention.
  • a salt lake brine content of Li + and Mg 2+ Qinghai Tsaidam Basin were 2.01g / L and 113.43g / L, Mg-Li mass ratio of 56.43: 1, wherein the Na +, K +, Cl - , The content of B 2 O 3 and B 2 O 3 are 3.83, 1.60, 325.98, 44.00 and 8.14 g/L, the density of brine is 1.34 g/cm 3 , and the pH of brine is 4.3.
  • the single-stage extraction rate of Li + is 74.08%
  • the single-stage extraction rate of Mg 2+ is 2.00%
  • the separation coefficient of lithium and magnesium is 142.17.
  • the single-stage back extraction rate of Li + was 88.02%
  • the rate of single-stage back extraction of Mg 2+ was 89.36%.
  • the separation coefficient of lithium and magnesium was 0.87, and the mass ratio of magnesium to lithium in the water phase dropped to 1.55.
  • Example 1 In salt lake brine, the volume ratio of organic phase to salt lake brine is 3:1. Put the magnet in the Erlenmeyer flask, insert the matching air condenser at the mouth of the flask to prevent the liquid from splashing out, put it in the DF-101S type heat-collecting thermostatic heating magnetic stirrer, mix and stir at 0°C, and extract for 20min.
  • the single-stage extraction rate of Li + is 56.73%
  • the single-stage extraction rate of Mg 2+ is 1.62%
  • the separation coefficient of lithium and magnesium is 82.04.
  • the Li + single-stage back extraction rate was 77.96%
  • the Mg 2+ single-stage back extraction rate was 76.05%.
  • the lithium-magnesium separation coefficient was 1.11
  • the magnesium-lithium mass ratio in the water phase dropped to 1.58.
  • the single-stage extraction rate of Li + is 60.88%
  • the single-stage extraction rate of Mg 2+ is 3.41%
  • the separation coefficient of lithium and magnesium is 49.99.
  • the single-stage back extraction rate of Li + is 54.09%
  • the single-stage back extraction rate of Mg 2+ is 23.24%
  • the separation coefficient of lithium and magnesium after the back extraction is 3.89
  • the mass ratio of magnesium to lithium in the water phase drops to 1.36.
  • the single-stage extraction rate of Li + is 76.68%
  • the single-stage extraction rate of Mg 2+ is 0.78%
  • the separation coefficient of lithium and magnesium is 494.47.
  • the single-stage back-extraction rate of Li + is 63.22%
  • the single-stage back-extraction rate of Mg 2+ is 36.19%.
  • the separation coefficient of lithium and magnesium is 3.03
  • the mass ratio of magnesium to lithium in the water phase drops to 0.33.
  • the single-stage extraction rate of Li + is 67.16%
  • the single-stage extraction rate of Mg 2+ is 2.97%
  • the separation coefficient of lithium and magnesium is 65.73.
  • the single-stage back extraction rate of Li + is 52.95%
  • the single-stage back extraction rate of Mg 2+ is 39.30%
  • the separation coefficient of lithium and magnesium after the back extraction is 1.74
  • the mass ratio of magnesium to lithium in the water phase drops to 1.86.
  • the single-stage extraction rate of Li + is 46.78%
  • the single-stage extraction rate of Mg 2+ is 0.51%
  • the separation coefficient of lithium and magnesium is 172.54.
  • the single-stage back extraction rate of Li + is 66.76%
  • the single-stage back extraction rate of Mg 2+ is 93.24%
  • the separation coefficient of lithium and magnesium after the back extraction is 0.15
  • the mass ratio of magnesium to lithium in the water phase drops to 0.86.
  • the single-stage extraction rate of Li + is 65.42%
  • the single-stage extraction rate of Mg 2+ is 3.63%
  • the separation coefficient of lithium and magnesium is 54.06.
  • the single-stage back extraction rate of Li + is 60.50%
  • the single-stage back extraction rate of Mg 2+ is 24.12%.
  • the separation coefficient of lithium and magnesium is 4.82, and the mass ratio of magnesium to lithium in the water phase drops to 1.25.
  • the single-stage extraction rate of Li + is 76.46%
  • the single-stage extraction rate of Mg 2+ is 1.56%
  • the separation coefficient of lithium and magnesium is 241.28.
  • the single-stage back extraction rate of Li + is 61.61%
  • the single-stage back extraction rate of Mg 2+ is 54.68%
  • the separation coefficient of lithium and magnesium after the back extraction is 1.33
  • the mass ratio of magnesium to lithium in the water phase drops to 1.03.
  • the single-stage extraction rate of Li + is 62.86%
  • the single-stage extraction rate of Mg 2+ is 1.27%
  • the separation coefficient of lithium and magnesium is 142.10.
  • the single-stage back extraction rate of Li + is 70.19%
  • the single-stage back extraction rate of Mg 2+ is 61.98%
  • the separation coefficient of lithium and magnesium after the back extraction is 1.44
  • the mass ratio of magnesium to lithium in the water phase drops to 1.01.
  • the single-stage extraction rate of Li + is 67.58%
  • the single-stage extraction rate of Mg 2+ is 1.01%
  • the separation coefficient of lithium and magnesium is 202.16.
  • the single-stage back extraction rate of Li + was 84.28%
  • the rate of single-stage back extraction of Mg 2+ was 89.49%.
  • the separation coefficient of lithium and magnesium was 0.63, and the mass ratio of magnesium to lithium in the water phase dropped to 0.89.
  • the single-stage extraction rate of Li + is 50.90%
  • the single-stage extraction rate of Mg 2+ is 2.87%
  • the separation coefficient of lithium and magnesium is 37.50.
  • the single-stage back extraction rate of Li + is 88.35%
  • the single-stage back extraction rate of Mg 2+ is 31.23%
  • the separation coefficient of lithium and magnesium after the back extraction is 16.69
  • the mass ratio of magnesium to lithium in the water phase drops to 1.12.
  • a salt lake brine content of Li + and Mg 2+ Qinghai Tsaidam Basin were 5.95g / L and 115.37g / L, Mg-Li mass ratio of 19.39: 1, wherein the Na +, K +, Cl - , The content of B 2 O 3 and B 2 O 3 are 2.70, 1.04, 344.50, 37.32 and 16.89 g/L, the density of brine is 1.36 g/cm 3 , and the pH of brine is 4.1.
  • the single-stage extraction rate of Li + is 73.26%
  • the single-stage extraction rate of Mg 2+ is 0.73%
  • the separation coefficient of lithium and magnesium is 431.66.
  • the Li + single-stage back extraction rate was 50.24%
  • the Mg 2+ single-stage back extraction rate was 88.96%.
  • the lithium-magnesium separation coefficient was 0.13
  • the magnesium-lithium mass ratio in the water phase dropped to 0.34.
  • the single-stage extraction rate of Li + is 44.20%
  • the single-stage extraction rate of Mg 2+ is 1.09%
  • the separation coefficient of lithium and magnesium is 71.85.
  • the Li + single-stage back extraction rate was 86.17%
  • the Mg 2+ single-stage back extraction rate was 90.51%
  • the lithium-magnesium separation coefficient after the back-extraction was 0.65
  • the magnesium-lithium mass ratio in the water phase dropped to 1.46.
  • the single-stage extraction rate of Li + is 47.69%
  • the single-stage extraction rate of Mg 2+ is 2.39%
  • the separation coefficient of lithium and magnesium is 37.39.
  • the single-stage back extraction rate of Li + is 90.56%
  • the single-stage back extraction rate of Mg 2+ is 50.06%
  • the separation coefficient of lithium and magnesium after the back extraction is 9.58
  • the mass ratio of magnesium to lithium in the water phase drops to 1.56.
  • the single-stage extraction rate of Li + is 47.24%
  • the single-stage extraction rate of Mg 2+ is 5.03%
  • the separation coefficient of lithium and magnesium is 16.90.
  • the single-stage back extraction rate of Li + is 87.36%
  • the single-stage back extraction rate of Mg 2+ is 67.57%
  • the separation coefficient of lithium and magnesium after the back extraction is 3.34
  • the mass ratio of magnesium to lithium in the water phase drops to 4.65.
  • the single-stage extraction rate of Li + is 60.78%
  • the single-stage extraction rate of Mg 2+ is 6.02%
  • the separation coefficient of lithium and magnesium is 26.12.
  • the single-stage back extraction rate of Li + was 91.20%
  • the rate of single-stage back extraction of Mg 2+ was 34.04%.
  • the separation coefficient of lithium and magnesium was 20.08, and the mass ratio of magnesium to lithium in the water phase dropped to 2.08.
  • the single-stage extraction rate of Li + is 48.08%
  • the single-stage extraction rate of Mg 2+ is 15.85%
  • the separation coefficient of lithium and magnesium is 5.73.
  • the single-stage back extraction rate of Li + is 81.15%
  • the single-stage back extraction rate of Mg 2+ is 56.52%
  • the separation coefficient of lithium and magnesium after the back extraction is 3.31
  • the mass ratio of magnesium to lithium in the water phase drops to 13.01.
  • the single-stage extraction rate of Li + is 59.13%
  • the single-stage extraction rate of Mg 2+ is 1.65%
  • the separation coefficient of lithium and magnesium is 87.64.
  • the single-stage back extraction rate of Li + is 86.67%
  • the single-stage back extraction rate of Mg 2+ is 34.53%.
  • the separation coefficient of lithium and magnesium is 12.33, and the mass ratio of magnesium to lithium in the water phase drops to 0.63.
  • the single-stage extraction rate of Li + is 50.66%
  • the single-stage extraction rate of Mg 2+ is 1.05%
  • the separation coefficient of lithium and magnesium is 96.48.
  • the single-stage back extraction rate of Li + is 71.13%
  • the single-stage back extraction rate of Mg 2+ is 40.60%
  • the separation coefficient of lithium and magnesium after the back extraction is 3.60
  • the mass ratio of magnesium to lithium in the water phase drops to 0.67.
  • the single-stage extraction rate of Li + is 61.74%
  • the single-stage extraction rate of Mg 2+ is 5.45%
  • the separation coefficient of lithium and magnesium is 30.05.
  • the single-stage back extraction rate of Li + is 89.06%
  • the single-stage back extraction rate of Mg 2+ is 30.40%
  • the separation coefficient of lithium and magnesium after the back extraction is 18.66
  • the mass ratio of magnesium to lithium in the water phase drops to 1.70.
  • Table 22 The two-phase separation of Li + and Mg 2+ in a salt lake brine in Qinghai by the composite solvent of N-isooctyl octyl amide and N, N-di-sec-octyl acetamide
  • the single-stage extraction rate of Li + is 57.31%
  • the single-stage extraction rate of Mg 2+ is 1.23%
  • the separation coefficient of lithium and magnesium is 114.47.
  • the single-stage back extraction rate of Li + is 80.78%
  • the single-stage back extraction rate of Mg 2+ is 35.24%
  • the separation coefficient of lithium and magnesium after the back extraction is 7.72
  • the mass ratio of magnesium to lithium in the water phase drops to 0.53.
  • Table 24 The two-phase separation of Li + and Mg 2+ in a magnesium-containing brine by the composite solvent of N-isoamyl octyl amide, N-ethyl lauramide and N, N-dihexyl hexanamide
  • the single-stage extraction rate of Li + is 32.16%
  • the single-stage extraction rate of Mg 2+ is 0.86%
  • the separation coefficient of lithium and magnesium is 56.75.
  • the single-stage back-extraction rate of Li + is 78.40%
  • the rate of single-stage back-extraction of Mg 2+ is 82.98%.
  • the separation coefficient of lithium and magnesium is 0.74
  • the mass ratio of magnesium to lithium in the water phase drops to 0.61.
  • the contents of Li + , Mg 2+ and Cl - in the magnesium-containing brine are respectively 0.11, 120.62 and 352.42 g/L, the magnesium-lithium mass ratio is equal to 1096.55:1, the brine density is 1.33 g/cm 3 , and the brine pH value is 5.6.
  • the magnet in the Erlenmeyer flask, insert the matching air condenser at the mouth of the flask to prevent the liquid from splashing out, put it in the DF-101S type heat-collecting thermostatic heating magnetic stirrer, mix, stir, and extract at 20°C for 30 minutes.
  • Table 25 The two-phase separation of Li + and Mg 2+ in a magnesium-containing brine by the composite solvent of N-isooctyl neodecyl amide and N, N-diisobutyl decyl amide
  • the single-stage extraction rate of Li + is 40.62%
  • the single-stage extraction rate of Mg 2+ is 2.44%
  • the separation coefficient of lithium and magnesium is 27.38.
  • the single-stage back extraction rate of Li + was 54.10%
  • the rate of single-stage back extraction of Mg 2+ was 47.54%.
  • the separation coefficient of lithium and magnesium was 1.30, and the mass ratio of magnesium to lithium in the water phase dropped to 57.88.
  • the contents of Li + , Mg 2+ and Cl - in the magnesium-containing brine are respectively 20.42, 99.83 and 395.50 g/L, the magnesium-lithium mass ratio is equal to 4.89:1, the brine density is 1.32 g/cm 3 , and the brine pH value is 4.5.
  • the magnet in the Erlenmeyer flask, insert the matching air condenser at the mouth of the flask to prevent the liquid from splashing out, put it in the DF-101S type heat-collecting thermostatic heating magnetic stirrer, mix and stir at 0°C, and extract for 20min.
  • the single-stage extraction rate of Li + is 32.28%
  • the single-stage extraction rate of Mg 2+ is 3.48%
  • the separation coefficient of lithium and magnesium is 13.22.
  • the single-stage back extraction rate of Li + is 69.70%
  • the rate of single-stage back extraction of Mg 2+ is 44.39%.
  • the separation coefficient of lithium and magnesium is 2.88, and the mass ratio of magnesium to lithium in the water phase drops to 0.34.
  • Example 26 4 mL of the magnesium-containing brine in Example 26 was added thereto, and the volume ratio of the organic phase to the magnesium-containing brine was 5:1.
  • a magnet in a conical flask with a ground mouth, insert a matching air condenser at the mouth of the flask to prevent the liquid from splashing out, place it in a DF-101S heat-collecting thermostatic heating magnetic stirrer, mix, stir, and extract at 0°C for 30 minutes .
  • the extracted brine sample and the loaded Li + , Mg 2+ The organic phase.
  • the mixed liquid was transferred to a 100mL plastic test tube, and centrifuged in an LD5-10 benchtop centrifuge at 4200r/min for 8min to obtain the organic phase and the water phase after the stripping.
  • the single-stage extraction rate of Li + is 37.94%
  • the single-stage extraction rate of Mg 2+ is 2.39%
  • the separation coefficient of lithium and magnesium is 24.49.
  • the single-stage back extraction rate of Li + is 78.02%
  • the single-stage back extraction rate of Mg 2+ is 80.09%.
  • the separation coefficient of lithium and magnesium is 0.88
  • the mass ratio of magnesium to lithium in the water phase drops to 0.32.
  • N-isooctylpentaneamide 0.5mL N-dodecylacetamide (liquid after heating), 0.5mL N-isooctyl-1-cyclopropylformamide, 0.5mL N-cyclododecyl Acetamide (liquid after heating) is used as the extractant and 0.15mL N,N-diisooctylacetamide is used as the co-extractant in a 100 mL conical flask.
  • the extractant accounts for 99% of the volume of the organic phase.
  • the co-extractant It accounts for 1% of the volume of the organic phase.
  • Example 24 15 mL of the magnesium-containing brine in Example 24 was added thereto, the pH of the brine was adjusted to 1.0 with concentrated hydrochloric acid, and the volume ratio of the organic phase to the magnesium-containing brine was 1:1.
  • a magnet in a conical flask with a ground mouth, insert a matching air condenser at the mouth of the flask to prevent the liquid from splashing out, place it in a DF-101S heat-collecting thermostatic heating magnetic stirrer, mix, stir, and extract at 0°C for 30 minutes .
  • transfer the mixed liquid to a 100mL plastic test tube and centrifuge at 4200r/min for 8min in an LD5-10 benchtop centrifuge. The two-phase interface is clear.
  • the extracted brine sample and the loaded Li + , Mg 2+ The organic phase.
  • the mixed liquid was transferred to a 100mL plastic test tube, and centrifuged in an LD5-10 benchtop centrifuge at 4200r/min for 8min to obtain the organic phase and the water phase after the stripping.
  • the single-stage extraction rate of Li + is 29.10%
  • the single-stage extraction rate of Mg 2+ is 0.73%
  • the separation coefficient of lithium and magnesium is 55.32.
  • the single-stage back-extraction rate of Li + is 63.25%
  • the single-stage back-extraction rate of Mg 2+ is 68.41%.
  • the separation coefficient of lithium and magnesium is 0.79
  • the mass ratio of magnesium to lithium in the water phase drops to 0.61.
  • N-isooctyl valeramide extractant Take 10 mL of N-isooctyl valeramide extractant, 9.8 mL of N,N-di-sec-octyl acetamide, 0.1 mL of N, N-didecyl lauramide (liquid after heating) co-extractant and 0.1 mL of 260# solvent
  • the oil diluent is in a 100 mL conical flask with a ground mouth, where the extractant accounts for 50% of the volume of the organic phase, the co-extractant accounts for 49.5% of the volume of the organic phase, and the diluent accounts for 0.5% of the volume of the organic phase.
  • Example 26 2 mL of the magnesium-containing brine in Example 26 was added thereto, and the volume ratio of the organic phase to the magnesium-containing brine was 10:1. Insert a polytetrafluoroethylene stirring rod into the conical flask, mix, stir and extract with a DW-1-60 DC constant speed stirrer at 50°C for 30 minutes. Then the mixed liquid is naturally clarified and settled for 60 minutes, and the two phases are separated to obtain a brine sample after extraction and an organic phase loaded with Li + and Mg 2+.
  • the single-stage extraction rate of Li + is 37.94%
  • the single-stage extraction rate of Mg 2+ is 1.16%
  • the separation coefficient of lithium and magnesium is 52.43.
  • the single-stage back extraction rate of Li + is 79.65%
  • the single-stage back extraction rate of Mg 2+ is 82.99%
  • the separation coefficient of lithium and magnesium after the back extraction is 0.80
  • the mass ratio of magnesium to lithium in the water phase drops to 0.16.
  • N-isooctylpentaneamide Take 19mL N-isooctylpentaneamide, 0.1mL N-ethyl-1-(4-pentylcyclohexyl)formamide, 0.1mL N-(4-tert-butylcyclohexyl)octylamide extractant and 4.8mL N, N-Di-sec-octylacetamide co-extractant is placed in a 100mL ground-mouthed Erlenmeyer flask, the co-extractant accounts for 20% of the volume of the organic phase, and then 4mL magnesium-containing brine is added to it. The volume ratio of the organic phase to the brine is 6:1 .
  • the magnesium-containing brine Li + , Mg 2+ , Cl - and The contents are 1.21, 80.86, 202.53 and 53.56g/L, respectively, the mass ratio of magnesium to lithium is 66.83:1, the density of brine is 1.25g/cm 3 , and the pH value of brine is 7.0.
  • Put the magnet in the Erlenmeyer flask insert the matching air condenser at the mouth of the flask to prevent the liquid from splashing out, place it in the DF-101S type heat-collecting thermostatic heating magnetic stirrer, mix, stir, and extract at 20°C for 20 minutes.
  • the single-stage extraction rate of Li + is 36.48%
  • the single-stage extraction rate of Mg 2+ is 0.44%
  • the separation coefficient of lithium and magnesium is 129.93.
  • the Li + single-stage back extraction rate was 92.61%
  • the Mg 2+ single-stage back extraction rate was 77.86%
  • the lithium-magnesium separation coefficient after the back-extraction was 3.56
  • the magnesium-lithium mass ratio in the water phase dropped to 10.40.
  • the contents of Li + , Mg 2+ and Cl - in the magnesium-containing brine are respectively 0.16, 118.16 and 345.50 g/L, the magnesium-lithium mass ratio is equal to 738.50:1, the brine density is 1.32 g/cm 3 , and the brine pH is 4.2.
  • the magnet in the Erlenmeyer flask, insert the matching air condenser at the mouth of the flask to prevent the liquid from splashing out, put it in the DF-101S type heat-collecting thermostatic heating magnetic stirrer, mix, stir, and extract at 20°C for 30 minutes.
  • the single-stage extraction rate of Li + is 69.63%
  • the single-stage extraction rate of Mg 2+ is 3.08%
  • the separation coefficient of lithium and magnesium is 72.09.
  • the single-stage back-extraction rate of Li + is 73.34%
  • the rate of single-stage back-extraction of Mg 2+ is 88.40%.
  • the separation coefficient of lithium and magnesium is 0.36
  • the mass ratio of magnesium to lithium in the water phase drops to 39.38.
  • Example 2 Take 6mL of the salt lake brine in Example 1 into a 100mL conical flask, and then add 0.49g of ferric trichloride hexahydrate with a purity of 99% to it, dissolve it, and then add 21mL of N-isooctyloctylamide The extractant and 9mL N,N-di-sec-octylacetamide co-extractant, the co-extractant accounts for 30% of the volume of the organic phase, and the volume ratio of the organic phase to the salt lake brine is 5:1.
  • Table 33 The two-phase separation of Li + and Mg 2+ in Fe 3+ brine from a salt lake in Qinghai by the composite solvent of N-isooctyl octyl amide and N, N-di-sec-octyl acetamide
  • the single-stage extraction rate of Li + is 74.58%
  • the single-stage extraction rate of Mg 2+ is 2.21%
  • the separation coefficient of lithium and magnesium is 129.38.
  • the single-stage back extraction rate of Li + is 95.10%
  • the rate of single-stage back extraction of Mg 2+ is 94.63%
  • the separation coefficient of lithium and magnesium after the back extraction is 1.10
  • the mass ratio of magnesium to lithium in the water phase drops to 1.66.
  • Example 1 Take 6mL of the salt lake brine in Example 1 into a 100mL conical flask, and then add 0.37g of 99% purity of ferrous dichloride tetrahydrate, dissolve it, and then add 21mL of N-pentylisonon
  • the amide extractant and 9mL N,N-di-sec-octylacetamide co-extractant, the co-extractant accounts for 30% of the volume of the organic phase, and the volume ratio of the organic phase to the salt lake brine is 5:1.
  • the single-stage extraction rate of Li + is 64.10%
  • the single-stage extraction rate of Mg 2+ is 2.99%
  • the separation coefficient of lithium and magnesium is 56.34.
  • the single-stage back extraction rate of Li + is 85.97%
  • the single-stage back extraction rate of Mg 2+ is 35.39%
  • the separation coefficient of lithium and magnesium after the back extraction is 11.19
  • the mass ratio of magnesium to lithium in the water phase drops to 1.08.
  • Table 35 The three-stage countercurrent extraction and single-stage back-extraction of Li + and Mg 2+ in a salt lake brine in Qinghai by the composite solvent of N-pentylisononylamide and N,N-di-sec-octylacetamide
  • the organic phase after the stripping is returned and remixed with the brine phase before the extraction to realize the recycling of the extractant.
  • the water phase solution obtained after the back extraction is degreasing, and after two-effect evaporation is concentrated to a Li + concentration of 30g/L
  • calcium chloride and barium chloride solutions are added respectively to completely precipitate and remove the sulfate radicals, and carbonic acid is added separately
  • Sodium and sodium hydroxide solution are thoroughly precipitated to remove Mg 2+ , and then the remaining solution is evaporated and concentrated, cooled and crystallized, filtered and dried to obtain anhydrous lithium chloride product.
  • the lithium chloride concentrate obtained after purification and purification is placed in an ion-exchange membrane electrolyzer for electrolysis, a lithium hydroxide solution with a mass concentration of 12% is obtained at the cathode, and lithium hydroxide monohydrate is obtained after concentration and crystallization. After washing and drying, an anhydrous lithium hydroxide product is produced. At the same time, hydrogen and chlorine are by-produced, and hydrogen and chlorine are further reacted to produce hydrochloric acid.
  • a salt lake brine content of Li + and Mg 2+ Qinghai Tsaidam Basin were 0.33g / L and 102.50g / L, Mg-Li mass ratio of 314.23: 1, wherein the Na +, K +, Cl - , The content of B 2 O 3 and B 2 O 3 are 5.16, 3.32, 311.40, 11.13 and 1.14 g/L, the density of brine is 1.31 g/cm 3 , and the pH of brine is 5.5.
  • the single-stage extraction rate of Li + is 70.05%
  • the single-stage extraction rate of Mg 2+ is 3.31%
  • the separation coefficient of lithium and magnesium is 72.25.
  • the single-stage back extraction rate of Li + is 78.91%
  • the single-stage back extraction rate of Mg 2+ is 30.12%.
  • the separation coefficient of lithium and magnesium is 8.68
  • the mass ratio of magnesium to lithium in the water phase drops to 5.67.
  • the single-stage extraction rate of Li + is 65.77%
  • the single-stage extraction rate of Mg 2+ is 2.33%
  • the separation coefficient of lithium and magnesium is 86.38.
  • the single-stage back extraction rate of Li + is 92.44%
  • the single-stage back extraction rate of Mg 2+ is 53.30%
  • the separation coefficient of lithium and magnesium after the back extraction is 10.72
  • the mass ratio of magnesium to lithium in the water phase drops to 6.42.
  • the water phase solution obtained after the back extraction is degreasing, and after two-effect evaporation is concentrated to a Li + concentration of 20g/L
  • calcium chloride and barium chloride solutions are respectively added to completely precipitate and remove the sulfate radicals, and carbonic acid is added separately
  • Sodium and sodium hydroxide solutions are thoroughly precipitated to remove Mg 2+ in them , and a refined solution of lithium chloride is obtained.
  • a sodium carbonate solution with a concentration of 250 g/L was added to it at 1.1 times the theoretical amount to produce a lithium carbonate precipitate, which was filtered and dried to obtain a lithium carbonate product.

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Abstract

一种用仲酰胺/叔酰胺复合溶剂从含镁卤水中分离镁提取锂的萃取体系、萃取方法和其应用。萃取体系中含有仲酰胺和叔酰胺分别由其单一化合物或两种以上的混合物组成，分子中碳原子总数分别为12～18和18～32，萃取体系的凝固点小于0℃。在有机相与卤水相体积比1～10∶1、卤水密度为1.25～1.38g/cm3和温度0～50℃下进行单级或多级逆流萃取，反萃取得到低镁锂比水相，经过浓缩、除杂与制备，分别得到氯化锂、碳酸锂和氢氧化锂产品。本发明的优异效果：仲酰胺萃取剂分子结构简单，容易生产，叔酰胺改进复合溶剂的粘度等物理性质；Li+多级萃取率高，锂镁分离系数大，用水反萃取，酸碱消耗大大减少；萃取分离工艺流程短，萃取体系溶损小。

Description

用仲酰胺/叔酰胺复合溶剂从含镁卤水中分离镁提取锂的萃取体系、萃取方法和其应用 技术领域
本发明涉及一种从含镁卤水中提取锂的方法，尤其涉及到用复合溶剂从含镁卤水中分离镁提取锂的萃取体系、萃取方法和其应用。
背景技术
自本世纪以来，锂在新能源领域的应用无论是从深度还是广度上都达到了前所未有、令人震惊的程度，人们将数以千计的电池做成电力车辆的动力来源，将数以万计的电池做成储能装置的组合结构，在3C产品上锂材料的使用也日益广泛和普及，锂的需求量与日俱增。锂作为电池中的关键正负极材料和电解质原料从自然资源中获取至关重要，据2019年美国矿产品年鉴统计，澳大利亚、智利、中国和阿根廷是世界锂矿生产和储藏大国。中国同时拥有卤水型和硬岩型两类锂矿藏，其中盐湖锂资源量约占国内储量的80％，青海柴达木盆地已探明的锂盐资源储量高达1982万吨(以LiCl计)[伍倩,刘喜方,郑绵平等.现代化工,2017,37(5),1–5]。
但我国的卤水锂资源与南美“锂三角”地区的盐湖卤水有显著不同，除西藏扎布耶碳酸盐型卤水外，还分布着大量硫酸镁亚型和氯化镁型卤水，从中提取锂十分困难，锂镁共存需要从中除去大量镁盐，长期以来一直缺乏特别有效的锂镁分离方法。目前用于青海盐湖锂资源开发的生产技术主要有离子吸附法、煅烧浸取法、膜分离法和溶剂萃取法4种，各技术均不同程度地存在缺陷。其中萃取法是利用有机溶剂对锂的特殊萃取性能达到锂镁分离目的，被认为是针对高镁锂比卤水最有前途的提锂方法[Song J.F.,Nghiem L.D.,Li X.M.,He T..Environ.Sci.:Water Res.Technol.,2017,3(4),593–597]，萃取剂的优劣是其技术过程的关键因素。以磷酸三丁酯(TBP)为萃取剂、FeCl 3为共萃剂的体系被持续广泛研究，姬连敏等在CN105039743B授权发明专利中使用TBP和表面活性剂组成复合萃取剂减少设备腐蚀、萃取剂溶损和在酸性环境下的降解。袁承业等在申请号201610383061.X和201610560041.5等多项中国专利申请中选用中性磷氧类化合物与不同叔酰胺组合或只用叔酰胺作为萃取剂、都在铁盐共萃作用下提高卤水中锂的萃取率，但负载有机相仍然需用浓盐酸进行反萃取。而孟庆芬等使用吡咯类六氟磷酸盐离子液体(CN106498184B)和磷酸酯类离子液体(CN108866352A)、赵朋龙等使用N,N-二取代基磺酰胺(CN106435219B)和不饱和烃类叔酰胺(CN106044803B)作为萃取剂对盐湖卤水萃取锂也进行了深入研究。
然而总的来看萃取法始终没有完成萃取剂的规模化试验验证和筛选，迄今为止最为合适的萃取体系并未发现。在溶剂萃取法提锂技术中始终存在萃取和反萃取的矛盾、同时消耗酸和碱的矛盾，这种矛盾不从根本上给予解决，溶剂萃取法就不可能是有竞争力的方法，而这归根结底在于萃取体系和萃取技术的发展。叔酰胺作为一类性质稳定的中性溶剂，有助于两相分离，与其他有效成分组合可能构成新的萃取体系。将盐湖高镁锂比卤水实现锂镁分离转变为低镁锂比卤水后，能制得市场上需要的氯化锂、碳酸锂和氢氧化锂等基础化工产品。
发明内容
本发明的目的是针对现有技术方法中存在的不足，提供一种经济有效的用仲酰胺/叔酰胺复合溶剂从含镁卤水中分离镁提取锂的萃取体系、萃取方法和其应用。
本发明提供的技术方案和工艺过程如下：
1.用仲酰胺/叔酰胺复合溶剂从含镁卤水中分离镁提取锂的萃取体系，该萃取体系中含有A 和B两类物质；其中A类物质为仲酰胺由单一化合物或两种以上的混合物组成；其中，单一化合物具有如式(I)所示的结构：
Figure PCTCN2020079077-appb-000001
其中，R 1选自C2～C12的烷基或含有单环结构的C3～C12的环烷基，R 2选自C1～C11的烷基或含有单环结构的C3～C11的环烷基，并且R 1和R 2两基团中所含碳原子数目之和为11～17，其中烷基或环烷基包括各种同分异构体(因R 1、R 2是能够变化的，当R 1、R 2唯一确定时，A类物质为单一化合物，混合物是指随着R 1、R 2的变化而产生的两种以上的化合物混合而成的物质)；
其中B类物质为叔酰胺由单一化合物或两种以上的混合物组成；其中，单一化合物具有如式(Ⅱ)所示的结构：
Figure PCTCN2020079077-appb-000002
其中，R 3选自C2～C10的烷基，R 4选自C2～C10的烷基，R 5选自C1～C15的烷基，并且R 3、R 4和R 5三烷基中所含碳原子数目之和为17～31，其中烷基包含直链的或带有支链的各种同分异构体(因R 3、R 4、R 5是能够变化的，当R 3、R 4、R 5唯一确定时，B类物质为单一化合物，混合物是指随着R 3、R 4、R 5的变化而产生的两种以上的化合物混合而成的物质)；
含有A和B两类物质的萃取体系的凝固点小于0℃(构成萃取体系的单一组分的凝固点可能小于、等于或者大于0℃，当单一组分的凝固点小于0℃时即能够满足作为本发明萃取体系的条件；当单一组分的凝固点大于等于0℃时有可能与凝固点小于0℃的其他组分混合、发生溶解而最终形成凝固点小于0℃的混合物)。
在所述萃取体系中，A类物质起萃取作用在整个有机相中所占的体积百分数为50～100％，不包括端点值100％；B类物质起协萃作用在整个有机相中所占的体积百分数为0～50％，不包括端点值0％。
在所述的含有A和B两类物质组成的萃取体系中，还包含有起稀释作用的稀释剂260#溶剂油、300#溶剂油或磺化煤油。
2.用仲酰胺/叔酰胺复合溶剂从含镁卤水中分离镁提取锂的萃取方法，包括以下步骤：
S1、以含镁卤水作为萃取前卤水相；其中，在所述含镁卤水中，锂离子的浓度为0.1～21g/L，镁离子的浓度为80～125g/L，氯离子的浓度为200～400g/L，镁锂质量比为4.8～1100:1，卤水密度20℃时为1.25～1.38g/cm 3，卤水pH值在1～7之间；
S2、以上述1中所述的萃取体系作为萃取前有机相；
S3、将所述萃取前有机相和所述萃取前卤水相按照体积比为1～10:1混合，进行单级萃取或多级逆流萃取，两相分离后得到负载有机相和萃取后卤水相。
在所述含镁卤水中，还含有钠离子、钾离子、铁离子、亚铁离子、硫酸根、硼酸或硼氧酸根离子中的一种或两种以上。
所述的含镁卤水包括含锂盐湖卤水，但不仅限于该种卤水。
进一步地，在所述步骤S3中，萃取温度为0～50℃；两相混合通过搅拌方式进行，萃取后两相分离采取离心分离方式或澄清沉降方式进行。
进一步地，在所述步骤S3后，还包括步骤：
S4、以水作为反萃取剂，对所述负载有机相进行单级反萃取或多级逆流反萃取，反萃相比即反萃取剂与负载有机相体积之比为1:1～20，两相分离后得到反萃取后有机相和反萃取后水相；
S5、使所述反萃取后有机相返回步骤S2，实现萃取体系的循环使用。
进一步地，在所述步骤S4中，反萃取温度为0～50℃；两相混合通过搅拌方式进行，反萃取后两相分离采取离心分离方式或澄清沉降方式进行。
3.用仲酰胺/叔酰胺复合溶剂从含镁卤水中分离镁提取锂的萃取方法在获得锂产品氯化锂中的应用，在所述步骤S4后，还包括步骤：
S6、对所述反萃取后水相进一步除油净化，浓缩，然后加入除杂剂对其中硫酸根、剩余镁离子进行去除，得到水相精制后的氯化锂溶液；所用除杂剂为氧化钙、氢氧化钙、氯化钙、氯化钡、碳酸钠、草酸钠或氢氧化钠中的一种或两种以上的化合物；
S7、对所述精制后的氯化锂溶液进行浓缩、结晶、分离和干燥过程，制得氯化锂产品。
4.用仲酰胺/叔酰胺复合溶剂从含镁卤水中分离镁提取锂的萃取方法在获得锂产品碳酸锂中的应用，在所述步骤S4后，还包括步骤：
S6、对所述反萃取后水相进一步除油净化，浓缩，然后加入除杂剂对其中硫酸根、剩余镁离子进行去除，得到水相精制后的氯化锂溶液；所用除杂剂为氧化钙、氢氧化钙、氯化钙、氯化钡、碳酸钠、草酸钠或氢氧化钠中的一种或两种以上的化合物；
S8、在精制后的氯化锂溶液中加入碳酸钠得到碳酸锂沉淀，对碳酸锂沉淀进行分离、干燥过程，制得碳酸锂产品。
5.用仲酰胺/叔酰胺复合溶剂从含镁卤水中分离镁提取锂的萃取方法在获得锂产品氢氧化锂中的应用，在所述步骤S4后，还包括步骤：
S6、对所述反萃取后水相进一步除油净化，浓缩，然后加入除杂剂对其中硫酸根、剩余镁离子进行去除，得到水相精制后的氯化锂溶液；所用除杂剂为氧化钙、氢氧化钙、氯化钙、氯化钡、碳酸钠、草酸钠或氢氧化钠中的一种或两种以上的化合物；
S9、对所述精制后的氯化锂溶液进行电解，制得氢氧化锂产品，同时副产氢气和氯气、可用于生产盐酸；
或在所述步骤S6后，还包括步骤：
S8、在精制后的氯化锂溶液中加入碳酸钠得到碳酸锂沉淀，对碳酸锂沉淀进行分离、干燥过程，制得碳酸锂产品；
S10、在制得的碳酸锂中加入氢氧化钙乳液，进行固-液反应，分离后得到氢氧化锂溶液，对其进行浓缩、结晶和干燥过程，制得氢氧化锂产品。
在本发明中实施例所用仲酰胺型化合物的来源是由有机酰氯或酸酐与伯胺按化学计量比反应合成，再用水洗涤和减压蒸馏方式纯化，用美国安捷伦7890A/5975C型气质联用仪检测评价获得。在本发明中实施例所用叔酰胺型化合物的来源一部分是由有机酰氯或酸酐与仲胺按化学计量比反应合成，再用水洗涤和减压蒸馏方式纯化，用美国安捷伦7890A/5975C型气质联用仪检测评价获得；另一部分是从化工产品公司购得。
本发明与现有技术相比，我们已发现以式(I)和式(Ⅱ)所示的化合物组成的仲酰胺/叔酰胺复合溶剂作为新的萃取体系，从而获得新的用于从含镁卤水中分离镁提取锂的萃取方法和其应用，取得了意想不到的效果，未见用仲酰胺与叔酰胺混合组成的溶剂作为卤水提锂萃取体系的文献报 道，为当前高镁锂比盐湖卤水锂资源开发提供了新技术。本发明具有以下优点：
1)仲酰胺作为萃取体系中的A物质分子结构简单，来源易得，容易生产，起萃取作用，是一类从含镁卤水中分离镁提取锂的新型特效成分，其中仲酰胺官能团是锂镁分离萃取锂的关键部位，N–H上的氢原子在萃取前后 1H NMR谱向低场发生位移，对Li +的萃取起着关键作用。叔酰胺作为萃取体系中的B物质用作协萃剂易于合成，能有效改进复合溶剂的粘度和凝固点等物理性质，增大体系的混合熵、产生协同作用效果。
2)在保证Li +一定大小的单级萃取能力的前提下，负载有机相容易用水直接反萃取，不需要使用酸强化Li +的反萃取，同时也不需要使用碱中和前面的酸恢复有机相的萃取能力和水相酸碱性，大大减少卤水锂镁分离过程中的酸碱消耗量，实现了萃取和反萃取过程的双向平衡，在萃取Li +的同时也容易进行Li +的反萃取。含镁卤水经过多级逆流萃取后锂镁分离系数大，反萃取后水相中的镁锂质量比显著降低。
3)整个萃取分离过程大大简化，有机相直接循环使用，设备腐蚀程度小，生产过程易于控制。有机相密度小适合于用水反萃取负载有机相时的两相分离。通过调整萃取体系的分子结构和组成，优选的萃取体系在水中的溶解度与TBP的溶解度比较显著减少。
附图表说明
图1是本发明用仲酰胺/叔酰胺复合溶剂从含镁卤水中分离镁提取锂的萃取体系、萃取方法和其应用的工艺流程框图。
表41是本发明实施例中涉及到的A物质仲酰胺的常用名称、对应规范名称和代号。
表42是本发明实施例中涉及到的B物质叔酰胺的常用名称、对应规范名称和代号。
具体实施方式
下面结合实施例对本发明做进一步说明：
实施例1
青海柴达木盆地某盐湖卤水中Li +和Mg 2+含量分别为2.01g/L和113.43g/L，镁锂质量比为56.43:1，其中Na +、K +、Cl -、
Figure PCTCN2020079077-appb-000003
和B 2O 3含量分别为3.83、1.60、325.98、44.00和8.14g/L，卤水密度为1.34g/cm 3，卤水pH值为4.3。取6mL该种卤水于100mL磨口锥形瓶中，然后在其中加入24mL N-异辛基丁酰胺萃取剂和6mL N,N-二仲辛基乙酰胺协萃剂，协萃剂占有机相体积的20％，有机相与盐湖卤水体积比为5:1。在锥形瓶中放入磁子，其瓶口插入配套的空气冷凝管防止液体溅出，置于DF-101S型集热式恒温加热磁力搅拌器中，于20℃下混合搅拌、萃取20min。接着将混合液体转移至250mL塑料试筒中，在LD5-10型台式离心机中以4000r/min转速离心10min，两相界面清晰，分相后得到萃取后卤水样品和负载Li +、Mg 2+的有机相。把负载有机相转移至另一个100mL的磨口锥形瓶中，按与有机相1:5的体积比加入去离子水，置于DF-101S型集热式恒温加热磁力搅拌器中，在20℃下进行反萃取、两相混合20min。然后把混合液体转移至250mL塑料试筒中，在LD5-10型台式离心机中以4000r/min转速离心10min，得到反萃取后的有机相和水相。
分别采用日本岛津AA-7000型原子吸收分光光度计标准加入法和EDTA容量滴定法对萃取和反萃取过程中的卤水相和水相进行定容、配成分析溶液，取样分析Li +和Mg 2+浓度，计算出萃取率E、反萃取率S、分配比D和锂镁分离系数β，结果如表1所示。
表1 N-异辛基丁酰胺和N,N-二仲辛基乙酰胺复合溶剂对青海某盐湖卤水中Li +与Mg 2+的两相分离情况 *
Figure PCTCN2020079077-appb-000004
*其中符号含义分别指定为 a：萃取温度， b：有机相对水相体积比， c：Li +萃取率， d：Mg 2+萃取率， e：Li +分配比， f：Mg 2+分配比， g：锂镁分离系数， h：萃取后有机相中镁锂质量比， i：萃取后卤水中镁锂质量比； j：反萃取温度， k：水相对有机相体积比， l：Li +反萃率， m：Mg 2+反萃率， n：Li +反萃分配比， o：Mg 2+反萃分配比， p：锂镁反萃分离系数， q：反萃取后有机相中镁锂质量比， r：反萃取后水相中镁锂质量比；在下列表2至表40中符号含义亦与此相同。
从表1可以看出，Li +单级萃取率为74.08％，Mg 2+单级萃取率为2.00％，锂镁分离系数为142.17。Li +单级反萃取率为88.02％，Mg 2+单级反萃取率为89.36％，反萃取后锂镁分离系数为0.87，水相中镁锂质量比下降至1.55。
实施例2
取21mL N-丁基壬酰胺萃取剂和9mL N,N-二戊基辛酰胺协萃剂于100mL磨口锥形瓶中，协萃剂占有机相体积的30％，然后在其中加入10mL实施例1中的盐湖卤水，有机相与盐湖卤水体积比为3:1。在锥形瓶中放入磁子，其瓶口插入配套的空气冷凝管防止液体溅出，置于DF-101S型集热式恒温加热磁力搅拌器中，于0℃下混合搅拌、萃取20min。接着将混合液体转移至250mL塑料试筒中，在LD5-10型台式离心机中以5000r/min转速离心12min，两相界面清晰，分相后得到萃取后卤水样品和负载Li +、Mg 2+的有机相。把负载有机相转移至另一个100mL的磨口锥形瓶中，按与有机相1:3的体积比加入去离子水，置于DF-101S型集热式恒温加热磁力搅拌器中，在0℃下进行反萃取、两相混合20min。然后把混合液体转移至250mL塑料试筒中，在LD5-10型台式离心机中以5000r/min转速离心12min，得到反萃取后的有机相和水相。
分别采用日本岛津AA-7000型原子吸收分光光度计标准加入法和EDTA容量滴定法对萃取和反萃取过程中的卤水相和水相进行定容、配成分析溶液，取样分析Li +和Mg 2+浓度，计算出实验结果如表2所示。
表2 N-丁基壬酰胺和N,N-二戊基辛酰胺复合溶剂对青海某盐湖卤水中Li +与Mg 2+的两相分离情况
Figure PCTCN2020079077-appb-000005
从表2可以看出，Li +单级萃取率为56.73％，Mg 2+单级萃取率为1.62％，锂镁分离系数为82.04。Li +单级反萃取率为77.96％，Mg 2+单级反萃取率为76.05％，反萃取后锂镁分离系数为1.11，水相中镁锂质量比下降至1.58。
实施例3
取15mL N-庚基-3,3-二甲基丁酰胺萃取剂和15mL N,N-二仲辛基乙酰胺协萃剂于100mL磨 口锥形瓶中，协萃剂占有机相体积的50％，然后在其中加入6mL实施例1中的盐湖卤水，有机相与盐湖卤水体积比为5:1。在锥形瓶中放入磁子，其瓶口插入配套的空气冷凝管防止液体溅出，置于DF-101S型集热式恒温加热磁力搅拌器中，于20℃下混合搅拌、萃取20min。接着将混合液体转移至250mL塑料试筒中，在LD5-10型台式离心机中以4500r/min转速离心12min，两相界面清晰，分相后得到萃取后卤水样品和负载Li +、Mg 2+的有机相。把负载有机相转移至另一个100mL的磨口锥形瓶中，按与有机相1:5的体积比加入去离子水，置于DF-101S型集热式恒温加热磁力搅拌器中，在20℃下进行反萃取、两相混合20min。然后把混合液体转移至250mL塑料试筒中，在LD5-10型台式离心机中以4500r/min转速离心12min，得到反萃取后的有机相和水相。
分别采用日本岛津AA-7000型原子吸收分光光度计标准加入法和EDTA容量滴定法对萃取和反萃取过程中的卤水相和水相进行定容、配成分析溶液，取样分析Li +和Mg 2+浓度，计算出实验结果如表3所示。
表3 N-庚基-3,3-二甲基丁酰胺和N,N-二仲辛基乙酰胺复合溶剂对青海某盐湖卤水中Li +与Mg 2+的两相分离情况
Figure PCTCN2020079077-appb-000006
从表3可以看出，Li +单级萃取率为48.49％，Mg 2+单级萃取率为0.88％，锂镁分离系数为110.18。Li +单级反萃取率为89.41％，Mg 2+单级反萃取率为43.08％，反萃取后锂镁分离系数为10.73，水相中镁锂质量比下降至0.49。
实施例4
取21mL N-异辛基异戊酰胺萃取剂和9mL N,N-二己基-3,3-二甲基丁酰胺协萃剂于100mL磨口锥形瓶中，协萃剂占有机相体积的30％，然后在其中加入6mL实施例1中的盐湖卤水，有机相与盐湖卤水体积比为5:1。在锥形瓶中放入磁子，其瓶口插入配套的空气冷凝管防止液体溅出，置于DF-101S型集热式恒温加热磁力搅拌器中，于20℃下混合搅拌、萃取20min。接着将混合液体转移至250mL塑料试筒中，在LD5-10型台式离心机中以4500r/min转速离心12min，两相界面清晰，分相后得到萃取后卤水样品和负载Li +、Mg 2+的有机相。把负载有机相转移至另一个100mL的磨口锥形瓶中，按与有机相1:5的体积比加入去离子水，置于DF-101S型集热式恒温加热磁力搅拌器中，在20℃下进行反萃取、两相混合20min。然后把混合液体转移至250mL塑料试筒中，在LD5-10型台式离心机中以4500r/min转速离心12min，得到反萃取后的有机相和水相。
分别采用日本岛津AA-7000型原子吸收分光光度计标准加入法和EDTA容量滴定法对萃取和反萃取过程中的卤水相和水相进行定容、配成分析溶液，取样分析Li +和Mg 2+浓度，计算出实验结果如表4所示。
表4 N-异辛基异戊酰胺和N,N-二己基-3,3-二甲基丁酰胺复合溶剂对青海某盐湖卤水中Li +与Mg 2+的两相分离情况
Figure PCTCN2020079077-appb-000007
Figure PCTCN2020079077-appb-000008
从表4可以看出，Li +单级萃取率为60.88％，Mg 2+单级萃取率为3.41％，锂镁分离系数为49.99。Li +单级反萃取率为54.09％，Mg 2+单级反萃取率为23.24％，反萃取后锂镁分离系数为3.89，水相中镁锂质量比下降至1.36。
实施例5
取10.5mL N-异丁基异壬酰胺、10.5mL N-异戊基辛酰胺萃取剂和9mL N,N-二异辛基乙酰胺协萃剂于100mL磨口锥形瓶中，协萃剂占有机相体积的30％，然后在其中加入6mL实施例1中的盐湖卤水，有机相与盐湖卤水体积比为5:1。在锥形瓶中放入磁子，其瓶口插入配套的空气冷凝管防止液体溅出，置于DF-101S型集热式恒温加热磁力搅拌器中，于20℃下混合搅拌、萃取20min。接着将混合液体转移至250mL塑料试筒中，在LD5-10型台式离心机中以4500r/min转速离心12min，两相界面清晰，分相后得到萃取后卤水样品和负载Li +、Mg 2+的有机相。把负载有机相转移至另一个100mL的磨口锥形瓶中，按与有机相1:5的体积比加入水，置于DF-101S型集热式恒温加热磁力搅拌器中，在20℃下进行反萃取、两相混合20min。然后把混合液体转移至250mL塑料试筒中，在LD5-10型台式离心机中以4500r/min转速离心12min，得到反萃取后的有机相和水相。
分别采用日本岛津AA-7000型原子吸收分光光度计标准加入法和EDTA容量滴定法对萃取和反萃取过程中的卤水相和水相进行定容、配成分析溶液，取样分析Li +和Mg 2+浓度，计算出实验结果如表5所示。
表5 N-异丁基异壬酰胺、N-异戊基辛酰胺和N,N-二异辛基乙酰胺复合溶剂对青海某盐湖卤水中Li +与Mg 2+的两相分离情况
Figure PCTCN2020079077-appb-000009
从表5可以看出，Li +单级萃取率为76.68％，Mg 2+单级萃取率为0.78％，锂镁分离系数为494.47。Li +单级反萃取率为63.22％，Mg 2+单级反萃取率为36.19％，反萃取后锂镁分离系数为3.03，水相中镁锂质量比下降至0.33。
实施例6
取12mL N-异戊基辛酰胺、12mL N-异戊基异辛酰胺萃取剂和6mL N,N-二丁基癸酰胺协萃剂于100mL磨口锥形瓶中，协萃剂占有机相体积的20％，然后在其中加入6mL实施例1中的盐湖卤水，有机相与盐湖卤水体积比为5:1。在锥形瓶中放入磁子，其瓶口插入配套的空气冷凝管防止液体溅出，置于DF-101S型集热式恒温加热磁力搅拌器中，于0℃下混合搅拌、萃取20min。接着将混合液体转移至250mL塑料试筒中，在LD5-10型台式离心机中以4500r/min转速离心12min，两相界面清晰，分相后得到萃取后卤水样品和负载Li +、Mg 2+的有机相。把负载有机相转移至另一个100mL的磨口锥形瓶中，按与有机相1:5的体积比加入水，置于DF-101S型集热式 恒温加热磁力搅拌器中，在20℃下进行反萃取、两相混合20min。然后把混合液体转移至250mL塑料试筒中，在LD5-10型台式离心机中以4500r/min转速离心12min，得到反萃取后的有机相和水相。
分别采用日本岛津AA-7000型原子吸收分光光度计标准加入法和EDTA容量滴定法对萃取和反萃取过程中的卤水相和水相进行定容、配成分析溶液，取样分析Li +和Mg 2+浓度，计算出实验结果如表6所示。
表6 N-异戊基辛酰胺、N-异戊基异辛酰胺和N,N-二丁基癸酰胺复合溶剂对青海某盐湖卤水中Li +与Mg 2+的两相分离情况
Figure PCTCN2020079077-appb-000010
从表6可以看出，Li +单级萃取率为67.16％，Mg 2+单级萃取率为2.97％，锂镁分离系数为65.73。Li +单级反萃取率为52.95％，Mg 2+单级反萃取率为39.30％，反萃取后锂镁分离系数为1.74，水相中镁锂质量比下降至1.86。
实施例7
取6mL N-丁基壬酰胺、6mL N-戊基辛酰胺、6mL N-异戊基异辛酰胺萃取剂和12mL N,N-二戊基异辛酰胺协萃剂于100mL磨口锥形瓶中，协萃剂占有机相体积的40％，然后在其中加入6mL实施例1中的盐湖卤水，有机相与盐湖卤水体积比为5:1。在锥形瓶中放入磁子，其瓶口插入配套的空气冷凝管防止液体溅出，置于DF-101S型集热式恒温加热磁力搅拌器中，于20℃下混合搅拌、萃取20min。接着将混合液体转移至250mL塑料试筒中，在LD5-10型台式离心机中以4500r/min转速离心12min，两相界面清晰，分相后得到萃取后卤水样品和负载Li +、Mg 2+的有机相。把负载有机相转移至另一个100mL的磨口锥形瓶中，按与有机相1:5的体积比加入去离子水，置于DF-101S型集热式恒温加热磁力搅拌器中，在20℃下进行反萃取、两相混合20min。然后把混合液体转移至250mL塑料试筒中，在LD5-10型台式离心机中以4500r/min转速离心12min，得到反萃取后的有机相和水相。
分别采用日本岛津AA-7000型原子吸收分光光度计标准加入法和EDTA容量滴定法对萃取和反萃取过程中的卤水相和水相进行定容、配成分析溶液，取样分析Li +和Mg 2+浓度，计算出实验结果如表7所示。
表7 N-丁基壬酰胺、N-戊基辛酰胺、N-异戊基异辛酰胺和N,N-二戊基异辛酰胺复合溶剂对青海某盐湖卤水中Li +与Mg 2+的两相分离情况
Figure PCTCN2020079077-appb-000011
从表7可以看出，Li +单级萃取率为46.78％，Mg 2+单级萃取率为0.51％，锂镁分离系数为172.54。 Li +单级反萃取率为66.76％，Mg 2+单级反萃取率为93.24％，反萃取后锂镁分离系数为0.15，水相中镁锂质量比下降至0.86。
实施例8
取7mL N-异丁基异壬酰胺、7mL N-戊基辛酰胺、7mL N-异戊基异辛酰胺萃取剂和9mL N,N-二丁基新癸酰胺协萃剂于100mL磨口锥形瓶中，协萃剂占有机相体积的30％，然后在其中加入6mL实施例1中的盐湖卤水，有机相与盐湖卤水体积比为5:1。在锥形瓶中放入磁子，其瓶口插入配套的空气冷凝管防止液体溅出，置于DF-101S型集热式恒温加热磁力搅拌器中，于20℃下混合搅拌、萃取20min。接着将混合液体转移至250mL塑料试筒中，在LD5-10型台式离心机中以4500r/min转速离心12min，两相界面清晰，分相后得到萃取后卤水样品和负载Li +、Mg 2+的有机相。把负载有机相转移至另一个100mL的磨口锥形瓶中，按与有机相1:5的体积比加入去离子水，置于DF-101S型集热式恒温加热磁力搅拌器中，在20℃下进行反萃取、两相混合20min。然后把混合液体转移至250mL塑料试筒中，在LD5-10型台式离心机中以4500r/min转速离心12min，得到反萃取后的有机相和水相。
分别采用日本岛津AA-7000型原子吸收分光光度计标准加入法和EDTA容量滴定法对萃取和反萃取过程中的卤水相和水相进行定容、配成分析溶液，取样分析Li +和Mg 2+浓度，计算出实验结果如表8所示。
表8 N-异丁基异壬酰胺、N-戊基辛酰胺、N-异戊基异辛酰胺和N,N-二丁基新癸酰胺复合溶剂对青海某盐湖卤水中Li +与Mg 2+的两相分离情况
Figure PCTCN2020079077-appb-000012
从表8可以看出，Li +单级萃取率为65.42％，Mg 2+单级萃取率为3.63％，锂镁分离系数为54.06。Li +单级反萃取率为60.50％，Mg 2+单级反萃取率为24.12％，反萃取后锂镁分离系数为4.82，水相中镁锂质量比下降至1.25。
实施例9
取8mL N-异丁基异壬酰胺、8mL N-异戊基辛酰胺、8mL N-异辛基戊酰胺萃取剂和6mL N,N-二辛基乙酰胺协萃剂于100mL磨口锥形瓶中，协萃剂占有机相体积的20％，然后在其中加入6mL实施例1中的盐湖卤水，有机相与盐湖卤水体积比为5:1。在锥形瓶中放入磁子，其瓶口插入配套的空气冷凝管防止液体溅出，置于DF-101S型集热式恒温加热磁力搅拌器中，于20℃下混合搅拌、萃取20min。接着将混合液体转移至250mL塑料试筒中，在LD5-10型台式离心机中以4500r/min转速离心12min，两相界面清晰，分相后得到萃取后卤水样品和负载Li +、Mg 2+的有机相。把负载有机相转移至另一个100mL的磨口锥形瓶中，按与有机相1:5的体积比加入去离子水，置于DF-101S型集热式恒温加热磁力搅拌器中，在20℃下进行反萃取、两相混合20min。然后把混合液体转移至250mL塑料试筒中，在LD5-10型台式离心机中以4500r/min转速离心12min，得到反萃取后的有机相和水相。
分别采用日本岛津AA-7000型原子吸收分光光度计标准加入法和EDTA容量滴定法对萃取和反萃取过程中的卤水相和水相进行定容、配成分析溶液，取样分析Li +和Mg 2+浓度，计算出实验结果如表9所示。
表9 N-异丁基异壬酰胺、N-异戊基辛酰胺、N-异辛基戊酰胺和N,N-二辛基乙酰胺复合溶剂对青海某盐湖卤水中Li +与Mg 2+的两相分离情况
Figure PCTCN2020079077-appb-000013
从表9可以看出，Li +单级萃取率为76.46％，Mg 2+单级萃取率为1.56％，锂镁分离系数为241.28。Li +单级反萃取率为61.61％，Mg 2+单级反萃取率为54.68％，反萃取后锂镁分离系数为1.33，水相中镁锂质量比下降至1.03。
实施例10
取8mL N-异丁基异壬酰胺、8mL N-异戊基异辛酰胺、8mL N-异辛基戊酰胺萃取剂和6mL N,N-二己基己酰胺协萃剂于100mL磨口锥形瓶中，协萃剂占有机相体积的20％，然后在其中加入6mL实施例1中的盐湖卤水，有机相与盐湖卤水体积比为5:1。在锥形瓶中放入磁子，其瓶口插入配套的空气冷凝管防止液体溅出，置于DF-101S型集热式恒温加热磁力搅拌器中，于0℃下混合搅拌、萃取20min。接着将混合液体转移至250mL塑料试筒中，在LD5-10型台式离心机中以4500r/min转速离心12min，两相界面清晰，分相后得到萃取后卤水样品和负载Li +、Mg 2+的有机相。把负载有机相转移至另一个100mL的磨口锥形瓶中，按与有机相1:5的体积比加入去离子水，置于DF-101S型集热式恒温加热磁力搅拌器中，在0℃下进行反萃取、两相混合20min。然后把混合液体转移至250mL塑料试筒中，在LD5-10型台式离心机中以4500r/min转速离心12min，得到反萃取后的有机相和水相。
分别采用日本岛津AA-7000型原子吸收分光光度计标准加入法和EDTA容量滴定法对萃取和反萃取过程中的卤水相和水相进行定容、配成分析溶液，取样分析Li +和Mg 2+浓度，计算出实验结果如表10所示。
表10 N-异丁基异壬酰胺、N-异戊基异辛酰胺、N-异辛基戊酰胺和N,N-二己基己酰胺复合溶剂对青海某盐湖卤水中Li +与Mg 2+的两相分离情况
Figure PCTCN2020079077-appb-000014
从表10可以看出，Li +单级萃取率为62.86％，Mg 2+单级萃取率为1.27％，锂镁分离系数为142.10。Li +单级反萃取率为70.19％，Mg 2+单级反萃取率为61.98％，反萃取后锂镁分离系数为1.44，水相中镁锂质量比下降至1.01。
实施例11
取7mL N-异丁基异壬酰胺、7mL N-异戊基辛酰胺、7mL N-环戊基壬酰胺萃取剂和9mL N,N-二异辛基乙酰胺协萃剂于100mL磨口锥形瓶中，协萃剂占有机相体积的30％，然后在其中加入6mL实施例1中的盐湖卤水，有机相与盐湖卤水体积比为5:1。在锥形瓶中放入磁子，其瓶口插 入配套的空气冷凝管防止液体溅出，置于DF-101S型集热式恒温加热磁力搅拌器中，于20℃下混合搅拌、萃取20min。接着将混合液体转移至250mL塑料试筒中，在LD5-10型台式离心机中以4500r/min转速离心10min，两相界面清晰，分相后得到萃取后卤水样品和负载Li +、Mg 2+的有机相。把负载有机相转移至另一个100mL的磨口锥形瓶中，按与有机相1:5的体积比加入去离子水，置于DF-101S型集热式恒温加热磁力搅拌器中，在20℃下进行反萃取、两相混合20min。然后把混合液体转移至250mL塑料试筒中，在LD5-10型台式离心机中以4500r/min转速离心10min，得到反萃取后的有机相和水相。
分别采用日本岛津AA-7000型原子吸收分光光度计标准加入法和EDTA容量滴定法对萃取和反萃取过程中的卤水相和水相进行定容、配成分析溶液，取样分析Li +和Mg 2+浓度，计算出实验结果如表11所示。
表11 N-异丁基异壬酰胺、N-异戊基辛酰胺、N-环戊基壬酰胺和N,N-二异辛基乙酰胺复合溶剂对青海某盐湖卤水中Li +与Mg 2+的两相分离情况
Figure PCTCN2020079077-appb-000015
从表11可以看出，Li +单级萃取率为67.58％，Mg 2+单级萃取率为1.01％，锂镁分离系数为202.16。Li +单级反萃取率为84.28％，Mg 2+单级反萃取率为89.49％，反萃取后锂镁分离系数为0.63，水相中镁锂质量比下降至0.89。
实施例12
取21mL N-戊基异壬酰胺萃取剂和9mL N,N-二乙基肉豆蔻酰胺协萃剂于100mL磨口锥形瓶中，协萃剂占有机相体积的30％，然后在其中加入6mL实施例1中的盐湖卤水，有机相与盐湖卤水体积比为5:1。在锥形瓶中放入磁子，其瓶口插入配套的空气冷凝管防止液体溅出，置于DF-101S型集热式恒温加热磁力搅拌器中，于20℃下混合搅拌、萃取20min。接着将混合液体转移至250mL塑料试筒中，在LD5-10型台式离心机中以4500r/min转速离心12min，两相界面清晰，分相后得到萃取后卤水样品和负载Li +、Mg 2+的有机相。把负载有机相转移至另一个100mL的磨口锥形瓶中，按与有机相1:5的体积比加入去离子水，置于DF-101S型集热式恒温加热磁力搅拌器中，在20℃下进行反萃取、两相混合20min。然后把混合液体转移至250mL塑料试筒中，在LD5-10型台式离心机中以4500r/min转速离心12min，得到反萃取后的有机相和水相。
分别采用日本岛津AA-7000型原子吸收分光光度计标准加入法和EDTA容量滴定法对萃取和反萃取过程中的卤水相和水相进行定容、配成分析溶液，取样分析Li +和Mg 2+浓度，计算出实验结果如表12所示。
表12 N-戊基异壬酰胺和N,N-二乙基肉豆蔻酰胺复合溶剂对青海某盐湖卤水中Li +与Mg 2+的两相分离情况
Figure PCTCN2020079077-appb-000016
Figure PCTCN2020079077-appb-000017
从表12可以看出，Li +单级萃取率为50.90％，Mg 2+单级萃取率为2.87％，锂镁分离系数为37.50。Li +单级反萃取率为88.35％，Mg 2+单级反萃取率为31.23％，反萃取后锂镁分离系数为16.69，水相中镁锂质量比下降至1.12。
实施例13
青海柴达木盆地某盐湖卤水中Li +和Mg 2+含量分别为5.95g/L和115.37g/L，镁锂质量比为19.39:1，其中Na +、K +、Cl -、
Figure PCTCN2020079077-appb-000018
和B 2O 3含量分别为2.70、1.04、344.50、37.32和16.89g/L，卤水密度为1.36g/cm 3，卤水pH值为4.1。取6mL该种卤水于100mL磨口锥形瓶中，然后在其中加入21mL N-戊基异壬酰胺萃取剂和9mL N,N-二仲辛基乙酰胺协萃剂，协萃剂占有机相体积的30％，有机相与盐湖卤水体积比为5:1。在锥形瓶中放入磁子，其瓶口插入配套的空气冷凝管防止液体溅出，置于DF-101S型集热式恒温加热磁力搅拌器中，于0℃下混合搅拌、萃取20min。接着将混合液体转移至250mL塑料试筒中，在LD5-10型台式离心机中以4500r/min转速离心12min，两相界面清晰，分相后得到萃取后卤水样品和负载Li +、Mg 2+的有机相。把负载有机相转移至另一个100mL的磨口锥形瓶中，按与有机相1:5的体积比加入去离子水，置于DF-101S型集热式恒温加热磁力搅拌器中，在0℃下进行反萃取、两相混合20min。然后把混合液体转移至250mL塑料试筒中，在LD5-10型台式离心机中以4500r/min转速离心12min，得到反萃取后的有机相和水相。
分别采用日本岛津AA-7000型原子吸收分光光度计标准加入法和EDTA容量滴定法对萃取和反萃取过程中的卤水相和水相进行定容、配成分析溶液，取样分析Li +和Mg 2+浓度，计算出实验结果如表13所示。
表13 N-戊基异壬酰胺和N,N-二仲辛基乙酰胺复合溶剂对青海某盐湖卤水中Li +与Mg 2+的两相分离情况
Figure PCTCN2020079077-appb-000019
从表13可以看出，Li +单级萃取率为73.26％，Mg 2+单级萃取率为0.73％，锂镁分离系数为431.66。Li +单级反萃取率为50.24％，Mg 2+单级反萃取率为88.96％，反萃取后锂镁分离系数为0.13，水相中镁锂质量比下降至0.34。
实施例14
取21mL N-戊基异壬酰胺萃取剂和9mL N,N-二异辛基丙酰胺协萃剂于100mL磨口锥形瓶中，协萃剂占有机相体积的30％，然后在其中加入6mL实施例1中的盐湖卤水，有机相与盐湖卤水体积比为5:1。在锥形瓶中放入磁子，其瓶口插入配套的空气冷凝管防止液体溅出，置于DF-101S型集热式恒温加热磁力搅拌器中，于20℃下混合搅拌、萃取20min。接着将混合液体转移至100mL塑料试筒中，在LD5-10型台式离心机中以4000r/min转速离心8min，两相界面清晰，分相后得到萃取后卤水样品和负载Li +、Mg 2+的有机相。把负载有机相转移至另一个100mL的磨口锥形瓶中，按与有机相1:5的体积比加入去离子水，置于DF-101S型集热式恒温加热磁力搅拌器中，在20℃下进行反萃取、两相混合20min。然后把混合液体转移至100mL塑料试筒中， 在LD5-10型台式离心机中以4000r/min转速离心8min，得到反萃取后的有机相和水相。
分别采用日本岛津AA-7000型原子吸收分光光度计标准加入法和EDTA容量滴定法对萃取和反萃取过程中的卤水相和水相进行定容、配成分析溶液，取样分析Li +和Mg 2+浓度，计算出实验结果如表14所示。
表14 N-戊基异壬酰胺和N,N-二异辛基丙酰胺复合溶剂对青海某盐湖卤水中Li +与Mg 2+的两相分离情况
Figure PCTCN2020079077-appb-000020
从表14可以看出，Li +单级萃取率为44.20％，Mg 2+单级萃取率为1.09％，锂镁分离系数为71.85。Li +单级反萃取率为86.17％，Mg 2+单级反萃取率为90.51％，反萃取后锂镁分离系数为0.65，水相中镁锂质量比下降至1.46。
实施例15
取21mL N-戊基异壬酰胺萃取剂和9mL N,N-二丁基月桂酰胺，协萃剂于100mL磨口锥形瓶中，协萃剂占有机相体积的30％，然后在其中加入6mL实施例1中的盐湖卤水，有机相与盐湖卤水体积比为5:1。在锥形瓶中放入磁子，其瓶口插入配套的空气冷凝管防止液体溅出，置于DF-101S型集热式恒温加热磁力搅拌器中，于20℃下混合搅拌、萃取20min。接着将混合液体转移至250mL塑料试筒中，在LD5-10型台式离心机中以4500r/min转速离心12min，两相界面清晰，分相后得到萃取后卤水样品和负载Li +、Mg 2+的有机相。把负载有机相转移至另一个100mL的磨口锥形瓶中，按与有机相1:5的体积比加入去离子水，置于DF-101S型集热式恒温加热磁力搅拌器中，在20℃下进行反萃取、两相混合20min。然后把混合液体转移至250mL塑料试筒中，在LD5-10型台式离心机中以4500r/min转速离心12min，得到反萃取后的有机相和水相。
分别采用日本岛津AA-7000型原子吸收分光光度计标准加入法和EDTA容量滴定法对萃取和反萃取过程中的卤水相和水相进行定容、配成分析溶液，取样分析Li +和Mg 2+浓度，计算出实验结果如表15所示。
表15 N-戊基异壬酰胺和N,N-二丁基月桂酰胺复合溶剂对青海某盐湖卤水中Li +与Mg 2+的两相分离情况
Figure PCTCN2020079077-appb-000021
从表15可以看出，Li +单级萃取率为47.69％，Mg 2+单级萃取率为2.39％，锂镁分离系数为37.39。Li +单级反萃取率为90.56％，Mg 2+单级反萃取率为50.06％，反萃取后锂镁分离系数为9.58，水相中镁锂质量比下降至1.56。
实施例16
取21mL N-戊基异壬酰胺萃取剂和9mL N,N-二异辛基辛酰胺协萃剂于100mL磨口锥形瓶中，协萃剂占有机相体积的30％，然后在其中加入6mL实施例1中的盐湖卤水，有机相与盐湖卤水体积比为5:1。在锥形瓶中放入磁子，其瓶口插入配套的空气冷凝管防止液体溅出，置于DF-101S型集热式恒温加热磁力搅拌器中，于20℃下混合搅拌、萃取20min。接着将混合液体转移至250mL塑料试筒中，在LD5-10型台式离心机中以4500r/min转速离心12min，两相界面清晰，分相后得到萃取后卤水样品和负载Li +、Mg 2+的有机相。把负载有机相转移至另一个100mL的磨口锥形瓶中，按与有机相1:5的体积比加入去离子水，置于DF-101S型集热式恒温加热磁力搅拌器中，在20℃下进行反萃取、两相混合20min。然后把混合液体转移至250mL塑料试筒中，在LD5-10型台式离心机中以4500r/min转速离心12min，得到反萃取后的有机相和水相。
分别采用日本岛津AA-7000型原子吸收分光光度计标准加入法和EDTA容量滴定法对萃取和反萃取过程中的卤水相和水相进行定容、配成分析溶液，取样分析Li +和Mg 2+浓度，计算出实验结果如表16所示。
表16 N-戊基异壬酰胺和N,N-二异辛基辛酰胺复合溶剂对青海某盐湖卤水中Li +与Mg 2+的两相分离情况
Figure PCTCN2020079077-appb-000022
从表16可以看出，Li +单级萃取率为47.24％，Mg 2+单级萃取率为5.03％，锂镁分离系数为16.90。Li +单级反萃取率为87.36％，Mg 2+单级反萃取率为67.57％，反萃取后锂镁分离系数为3.34，水相中镁锂质量比下降至4.65。
实施例17
取15mL N-庚基庚酰胺萃取剂和15mL N,N-二仲辛基乙酰胺协萃剂于100mL磨口锥形瓶中，协萃剂占有机相体积的50％，然后在其中加入6mL实施例1中的盐湖卤水，有机相与盐湖卤水体积比为5:1。在锥形瓶中放入磁子，其瓶口插入配套的空气冷凝管防止液体溅出，置于DF-101S型集热式恒温加热磁力搅拌器中，于20℃下混合搅拌、萃取20min。接着将混合液体转移至250mL塑料试筒中，在LD5-10型台式离心机中以4500r/min转速离心12min，两相界面清晰，分相后得到萃取后卤水样品和负载Li +、Mg 2+的有机相。把负载有机相转移至另一个100mL的磨口锥形瓶中，按与有机相1:6的体积比加入去离子水，置于DF-101S型集热式恒温加热磁力搅拌器中，在20℃下进行反萃取、两相混合20min。然后把混合液体转移至250mL塑料试筒中，在LD5-10型台式离心机中以4500r/min转速离心12min，得到反萃取后的有机相和水相。
分别采用日本岛津AA-7000型原子吸收分光光度计标准加入法和EDTA容量滴定法对萃取和反萃取过程中的卤水相和水相进行定容、配成分析溶液，取样分析Li +和Mg 2+浓度，计算出实验结果如表17所示。
表17 N-庚基庚酰胺和N,N-二仲辛基乙酰胺复合溶剂对青海某盐湖卤水中Li +与Mg 2+的两相分离情况
Figure PCTCN2020079077-appb-000023
Figure PCTCN2020079077-appb-000024
从表17可以看出，Li +单级萃取率为60.78％，Mg 2+单级萃取率为6.02％，锂镁分离系数为26.12。Li +单级反萃取率为91.20％，Mg 2+单级反萃取率为34.04％，反萃取后锂镁分离系数为20.08，水相中镁锂质量比下降至2.08。
实施例18
取24mL N-异辛基-3,3-二甲基丁酰胺萃取剂和6mL N,N-二己基-2,2-二甲基丁酰胺协萃剂于100mL磨口锥形瓶中，协萃剂占有机相体积的20％，然后在其中加入3mL实施例1中的盐湖卤水，有机相与盐湖卤水体积比为10:1。在锥形瓶中放入磁子，其瓶口插入配套的空气冷凝管防止液体溅出，置于DF-101S型集热式恒温加热磁力搅拌器中，于0℃下混合搅拌、萃取20min。接着将混合液体转移至250mL塑料试筒中，在LD5-10型台式离心机中以4800r/min转速离心12min，两相界面清晰，分相后得到萃取后卤水样品和负载Li +、Mg 2+的有机相。把负载有机相转移至另一个100mL的磨口锥形瓶中，按与有机相1:10的体积比加入去离子水，置于DF-101S型集热式恒温加热磁力搅拌器中，在20℃下进行反萃取、两相混合20min。然后把混合液体转移至250mL塑料试筒中，在LD5-10型台式离心机中以4800r/min转速离心12min，得到反萃取后的有机相和水相。
分别采用日本岛津AA-7000型原子吸收分光光度计标准加入法和EDTA容量滴定法对萃取和反萃取过程中的卤水相和水相进行定容、配成分析溶液，取样分析Li +和Mg 2+浓度，计算出实验结果如表18所示。
表18 N-异辛基-3,3-二甲基丁酰胺和N,N-二己基-2,2-二甲基丁酰胺复合溶剂对青海某盐湖卤水中Li +与Mg 2+的两相分离情况
Figure PCTCN2020079077-appb-000025
从表18可以看出，Li +单级萃取率为48.08％，Mg 2+单级萃取率为15.85％，锂镁分离系数为5.73。Li +单级反萃取率为81.15％，Mg 2+单级反萃取率为56.52％，反萃取后锂镁分离系数为3.31，水相中镁锂质量比下降至13.01。
实施例19
取21mL N-戊基异壬酰胺萃取剂和3mL N,N-二辛基乙酰胺、3mL N,N-二仲辛基乙酰胺、3mL N,N-二异辛基乙酰胺协萃剂于100mL磨口锥形瓶中，协萃剂占有机相体积的30％，然后在其中加入6mL实施例1中的盐湖卤水，有机相与盐湖卤水体积比为5:1。在锥形瓶中放入磁子，其瓶口插入配套的空气冷凝管防止液体溅出，置于DF-101S型集热式恒温加热磁力搅拌器中，于20℃下混合搅拌、萃取20min。接着将混合液体转移至250mL塑料试筒中，在LD5-10型台式离心机中以4500r/min转速离心12min，两相界面清晰，分相后得到萃取后卤水样品和负载Li +、Mg 2+的有机相。把负载有机相转移至另一个100mL的磨口锥形瓶中，按与有机相1:5的体积比 加入去离子水，置于DF-101S型集热式恒温加热磁力搅拌器中，在20℃下进行反萃取、两相混合20min。然后把混合液体转移至250mL塑料试筒中，在LD5-10型台式离心机中以4500r/min转速离心12min，得到反萃取后的有机相和水相。
分别采用日本岛津AA-7000型原子吸收分光光度计标准加入法和EDTA容量滴定法对萃取和反萃取过程中的卤水相和水相进行定容、配成分析溶液，取样分析Li +和Mg 2+浓度，计算出实验结果如表19所示。
表19 N-戊基异壬酰胺、N,N-二辛基乙酰胺、N,N-二仲辛基乙酰胺和N,N-二异辛基乙酰胺复合溶剂对青海某盐湖卤水中Li +与Mg 2+的两相分离情况
Figure PCTCN2020079077-appb-000026
从表19可以看出，Li +单级萃取率为59.13％，Mg 2+单级萃取率为1.65％，锂镁分离系数为87.64。Li +单级反萃取率为86.67％，Mg 2+单级反萃取率为34.53％，反萃取后锂镁分离系数为12.33，水相中镁锂质量比下降至0.63。
实施例20
取21mL N-戊基异壬酰胺萃取剂、4mL N,N-二乙基棕榈酰胺协萃剂和5mL 260#溶剂油稀释剂于100mL磨口锥形瓶中，其中协萃剂和稀释剂共占有机相体积的30％。然后在其中加入6mL实施例1中的盐湖卤水，有机相与盐湖卤水体积比为5:1。在锥形瓶中放入磁子，其瓶口插入配套的空气冷凝管防止液体溅出，置于DF-101S型集热式恒温加热磁力搅拌器中，于20℃下混合搅拌、萃取20min。接着将混合液体转移至100mL塑料试筒中，在LD5-10型台式离心机中以4000r/min转速离心8min，两相界面清晰，分相后得到萃取后卤水样品和负载Li +、Mg 2+的有机相。把负载有机相转移至另一个100mL的磨口锥形瓶中，按与有机相1:5的体积比加入去离子水，置于DF-101S型集热式恒温加热磁力搅拌器中，在20℃下进行反萃取、两相混合20min。然后把混合液体转移至100mL塑料试筒中，在LD5-10型台式离心机中以4000r/min转速离心8min，得到反萃取后的有机相和水相。
分别采用日本岛津AA-7000型原子吸收分光光度计标准加入法和EDTA容量滴定法对萃取和反萃取过程中的卤水相和水相进行定容、配成分析溶液，取样分析Li +和Mg 2+浓度，计算出实验结果如表20所示。
表20 N-戊基异壬酰胺、N,N-二乙基棕榈酰胺和260#溶剂油复合体系对青海某盐湖卤水中Li +与Mg 2+的两相分离情况
Figure PCTCN2020079077-appb-000027
从表20可以看出，Li +单级萃取率为50.66％，Mg 2+单级萃取率为1.05％，锂镁分离系数为96.48。 Li +单级反萃取率为71.13％，Mg 2+单级反萃取率为40.60％，反萃取后锂镁分离系数为3.60，水相中镁锂质量比下降至0.67。
实施例21
取12mL N-异戊基辛酰胺、12mL N-异戊基异辛酰胺作为萃取剂与3mL N,N-二异辛基乙酰胺协萃剂、3mL 260#溶剂油稀释剂一起置于100mL磨口锥形瓶中，其中协萃剂和稀释剂共占有机相体积的20％。然后在其中加入6mL实施例1中的盐湖卤水，有机相与盐湖卤水体积比为5:1。在锥形瓶中放入磁子，其瓶口插入配套的空气冷凝管防止液体溅出，置于DF-101S型集热式恒温加热磁力搅拌器中，于20℃下混合搅拌、萃取20min。接着将混合液体转移至100mL塑料试筒中，在LD5-10型台式离心机中以5000r/min转速离心12min，两相界面清晰，分相后得到萃取后卤水样品和负载Li +、Mg 2+的有机相。把负载有机相转移至另一个100mL的磨口锥形瓶中，按与有机相1:5的体积比加入去离子水，置于DF-101S型集热式恒温加热磁力搅拌器中，在20℃下进行反萃取、两相混合20min。然后把混合液体转移至100mL塑料试筒中，在LD5-10型台式离心机中以5000r/min转速离心12min，得到反萃取后的有机相和水相。
分别采用日本岛津AA-7000型原子吸收分光光度计标准加入法和EDTA容量滴定法对萃取和反萃取过程中的卤水相和水相进行定容、配成分析溶液，取样分析Li +和Mg 2+浓度，计算出实验结果如表21所示。
表21 N-异戊基辛酰胺、N-异戊基异辛酰胺、N,N-二异辛基乙酰胺和260#溶剂油复合体系对青海某盐湖卤水中Li +与Mg 2+的两相分离情况
Figure PCTCN2020079077-appb-000028
从表21可以看出，Li +单级萃取率为61.74％，Mg 2+单级萃取率为5.45％，锂镁分离系数为30.05。Li +单级反萃取率为89.06％，Mg 2+单级反萃取率为30.40％，反萃取后锂镁分离系数为18.66，水相中镁锂质量比下降至1.70。
实施例22
取21mL N-异辛基辛酰胺萃取剂和9mL N,N-二仲辛基乙酰胺协萃剂于100mL磨口锥形瓶中，协萃剂占有机相体积的30％，然后在其中加入6mL实施例1中的盐湖卤水，有机相与盐湖卤水体积比为5:1。在锥形瓶中放入磁子，其瓶口插入配套的空气冷凝管防止液体溅出，置于DF-101S型集热式恒温加热磁力搅拌器中，于20℃下混合搅拌、萃取20min。接着将混合液体转移至250mL塑料试筒中，在LD5-10型台式离心机中以4500r/min转速离心12min，两相界面清晰，分相后得到萃取后卤水样品和负载Li +、Mg 2+的有机相。把负载有机相转移至另一个100mL的磨口锥形瓶中，按与有机相1:5的体积比加入去离子水，置于DF-101S型集热式恒温加热磁力搅拌器中，在20℃下进行反萃取、两相混合20min。然后把混合液体转移至250mL塑料试筒中，在LD5-10型台式离心机中以4500r/min转速离心12min，得到反萃取后的有机相和水相。
分别采用日本岛津AA-7000型原子吸收分光光度计标准加入法和EDTA容量滴定法对萃取和反萃取过程中的卤水相和水相进行定容、配成分析溶液，取样分析Li +和Mg 2+浓度，计算出实验结果如表22所示。
表22 N-异辛基辛酰胺和N,N-二仲辛基乙酰胺复合溶剂对青海某盐湖卤水中Li +与Mg 2+的两相分离情况
Figure PCTCN2020079077-appb-000029
从表22可以看出，Li +单级萃取率为57.31％，Mg 2+单级萃取率为1.23％，锂镁分离系数为114.47。Li +单级反萃取率为80.78％，Mg 2+单级反萃取率为35.24％，反萃取后锂镁分离系数为7.72，水相中镁锂质量比下降至0.53。
实施例23
取21mL N-异辛基癸酰胺萃取剂和9mL N,N-二仲辛基乙酰胺协萃剂于100mL磨口锥形瓶中，协萃剂占有机相体积的30％，然后在其中加入6mL实施例1中的盐湖卤水，有机相与盐湖卤水体积比为5:1。在锥形瓶中放入磁子，其瓶口插入配套的空气冷凝管防止液体溅出，置于DF-101S型集热式恒温加热磁力搅拌器中，于20℃下混合搅拌、萃取20min。接着将混合液体转移至250mL塑料试筒中，在LD5-10型台式离心机中以4500r/min转速离心12min，两相界面清晰，分相后得到萃取后卤水样品和负载Li +、Mg 2+的有机相。把负载有机相转移至另一个100mL的磨口锥形瓶中，按与有机相1:5的体积比加入去离子水，置于DF-101S型集热式恒温加热磁力搅拌器中，在20℃下进行反萃取、两相混合20min。然后把混合液体转移至250mL塑料试筒中，在LD5-10型台式离心机中以4500r/min转速离心12min，得到反萃取后的有机相和水相。
分别采用日本岛津AA-7000型原子吸收分光光度计标准加入法和EDTA容量滴定法对萃取和反萃取过程中的卤水相和水相进行定容、配成分析溶液，取样分析Li +和Mg 2+浓度，计算出实验结果如表23所示。
表23 N-异辛基癸酰胺和N,N-二仲辛基乙酰胺复合溶剂对青海某盐湖卤水中Li +与Mg 2+的两相分离情况
Figure PCTCN2020079077-appb-000030
从表23可以看出，Li +单级萃取率为46.78％，Mg 2+单级萃取率为3.77％，锂镁分离系数为22.43。Li +单级反萃取率为89.12％，Mg 2+单级反萃取率为40.42％，反萃取后锂镁分离系数为12.08，水相中镁锂质量比下降至2.06。
实施例24
取8mL N-异戊基辛酰胺、2mL N-乙基月桂酰胺萃取剂和10mL N,N-二己基己酰胺协萃剂于100mL磨口锥形瓶中，萃取剂占有机相体积的50％，然后在其中加入2mL含镁卤水，有机相与卤水体积比为10:1。该含镁卤水中Li +、Mg 2+和Cl -含量分别为3.63、81.40和255.97g/L，镁锂质量比等于22.45:1，卤水密度为1.25g/cm，卤水pH值为7.0。在锥形瓶中放入磁子，其瓶口插入 配套的空气冷凝管防止液体溅出，置于DF-101S型集热式恒温加热磁力搅拌器中，于50℃下混合搅拌、萃取20min。接着将混合液体转移至100mL塑料试筒中，在LD5-10型台式离心机中以4000r/min转速离心8min，两相界面清晰，分相后得到萃取后卤水样品和负载Li +、Mg 2+的有机相。把负载有机相转移至另一个100mL的磨口锥形瓶中，按与有机相1:20的体积比加入去离子水，置于DF-101S型集热式恒温加热磁力搅拌器中，在50℃下进行反萃取、两相混合20min。然后把混合液体转移至100mL塑料试筒中，在LD5-10型台式离心机中以4000r/min转速离心8min，得到反萃取后的有机相和水相。
分别采用日本岛津AA-7000型原子吸收分光光度计标准加入法和EDTA容量滴定法对萃取和反萃取过程中的卤水相和水相进行定容、配成分析溶液，取样分析Li +和Mg 2+浓度，计算出实验结果如表24所示。
表24 N-异戊基辛酰胺、N-乙基月桂酰胺和N,N-二己基己酰胺复合溶剂对某含镁卤水中Li +与Mg 2+的两相分离情况
Figure PCTCN2020079077-appb-000031
从表24可以看出，Li +单级萃取率为32.16％，Mg 2+单级萃取率为0.86％，锂镁分离系数为56.75。Li +单级反萃取率为78.40％，Mg 2+单级反萃取率为82.98％，反萃取后锂镁分离系数为0.74，水相中镁锂质量比下降至0.61。
实施例25
取24mL N-异辛基新癸酰胺萃取剂和6mL N,N-二异丁基癸酰胺协萃剂于100mL磨口锥形瓶中，协萃剂占有机相体积的20％，然后在其中加入10mL含镁卤水，有机相与卤水体积比为3:1。该含镁卤水中Li +、Mg 2+和Cl -含量分别为0.11、120.62和352.42g/L，镁锂质量比等于1096.55:1，卤水密度为1.33g/cm 3，卤水pH值为5.6。在锥形瓶中放入磁子，其瓶口插入配套的空气冷凝管防止液体溅出，置于DF-101S型集热式恒温加热磁力搅拌器中，于20℃下混合搅拌、萃取30min。接着将混合液体转移至100mL塑料试筒中，在LD5-10型台式离心机中以4300r/min转速离心8min，两相界面清晰，分相后得到萃取后卤水样品和负载Li +、Mg 2+的有机相。把负载有机相转移至另一个100mL的磨口锥形瓶中，按与有机相1:3的体积比加入去离子水，置于DF-101S型集热式恒温加热磁力搅拌器中，在20℃下进行反萃取、两相混合30min。然后把混合液体转移至100mL塑料试筒中，在LD5-10型台式离心机中以4300r/min转速离心8min，得到反萃取后的有机相和水相。
分别采用日本岛津AA-7000型原子吸收分光光度计标准加入法和EDTA容量滴定法对萃取和反萃取过程中的卤水相和水相进行定容、配成分析溶液，取样分析Li +和Mg 2+浓度，计算出实验结果如表25所示。
表25 N-异辛基新癸酰胺和N,N-二异丁基癸酰胺复合溶剂对某含镁卤水中Li +与Mg 2+的两相分离情况
Figure PCTCN2020079077-appb-000032
Figure PCTCN2020079077-appb-000033
从表25可以看出Li +单级萃取率为40.62％，Mg 2+单级萃取率为2.44％，锂镁分离系数为27.38。Li +单级反萃取率为54.10％，Mg 2+单级反萃取率为47.54％，反萃取后锂镁分离系数为1.30，水相中镁锂质量比下降至57.88。
实施例26
取10mL N-异辛基丁酰胺萃取剂、0.1mL N,N-二仲辛基乙酰胺协萃剂和9.9mL 260#溶剂油稀释剂于100mL磨口锥形瓶中，协萃剂占有机相体积的0.5％，稀释剂占有机相体积49.5％，然后在其中加入2mL含镁卤水，有机相与卤水体积比为10:1。该含镁卤水中Li +、Mg 2+和Cl -含量分别为20.42、99.83和395.50g/L，镁锂质量比等于4.89:1，卤水密度为1.32g/cm 3，卤水pH值为4.5。在锥形瓶中放入磁子，其瓶口插入配套的空气冷凝管防止液体溅出，置于DF-101S型集热式恒温加热磁力搅拌器中，于0℃下混合搅拌、萃取20min。接着将混合液体转移至100mL塑料试筒中，在LD5-10型台式离心机中以4300r/min转速离心8min，两相界面清晰，分相后得到萃取后卤水样品和负载Li +、Mg 2+的有机相。把负载有机相转移至另一个100mL的磨口锥形瓶中，按与有机相1:20的体积比加入去离子水，置于DF-101S型集热式恒温加热磁力搅拌器中，在0℃下进行反萃取、两相混合20min。然后把混合液体转移至100mL塑料试筒中，在LD5-10型台式离心机中以4300r/min转速离心8min，得到反萃取后的有机相和水相。
分别采用日本岛津AA-7000型原子吸收分光光度计标准加入法和EDTA容量滴定法对萃取和反萃取过程中的卤水相和水相进行定容、配成分析溶液，取样分析Li +和Mg 2+浓度，计算出实验结果如表26所示。
表26 N-异辛基丁酰胺、N,N-二仲辛基乙酰胺和260#溶剂油复合体系对某含镁卤水中Li +与Mg 2+的两相分离情况
Figure PCTCN2020079077-appb-000034
从表26可以看出，Li +单级萃取率为32.28％，Mg 2+单级萃取率为3.48％，锂镁分离系数为13.22。Li +单级反萃取率为69.70％，Mg 2+单级反萃取率为44.39％，反萃取后锂镁分离系数为2.88，水相中镁锂质量比下降至0.34。
实施例27
取18.8mL N-异辛基戊酰胺、0.5mL N-环丙基癸酰胺(受热后液体)、0.5mL N-己基-3-环戊基丙酰胺作为萃取剂、0.1mL N,N-二异辛基月桂酰胺作为协萃剂和0.1mL 260#溶剂油作为稀释剂于100mL磨口锥形瓶中，其中萃取剂占有机相体积的99％，协萃剂占有机相体积的0.5％，稀释剂占有机相体积的0.5％。然后在其中加入4mL实施例26中的含镁卤水，有机相与含镁卤水体积比为5:1。在磨口锥形瓶中放入磁子，其瓶口插入配套的空气冷凝管防止液体溅出，置于DF-101S集热式恒温加热磁力搅拌器中，于0℃下混合搅拌、萃取30min。接着将混合液体转移至100mL 塑料试筒中，在LD5-10型台式离心机中以4200r/min转速离心8min，两相界面清晰，分相后得到萃取后卤水样品和负载Li +、Mg 2+的有机相。把负载有机相转移至另一个100mL磨口锥形瓶中，按与有机相1:5的体积比加入去离子水，置于DF-101S集热式恒温加热磁力搅拌器中，在0℃下进行反萃取、两相混合30min。然后把混合液体转移至100mL塑料试筒中，在LD5-10型台式离心机中以4200r/min转速离心8min，得到反萃取后的有机相和水相。
分别采用日本岛津AA-7000型原子吸收分光光度计标准加入法和EDTA容量滴定法对萃取和反萃取过程中的卤水相和水相进行定容、配成分析溶液，取样分析Li +和Mg 2+浓度，计算出实验结果如表27所示。
表27 N-异辛基戊酰胺、N-环丙基癸酰胺、N-己基-3-环戊基丙酰胺、N,N-二异辛基月桂酰胺和260#溶剂油复合体系对某含镁卤水中Li +与Mg 2+的两相分离情况
Figure PCTCN2020079077-appb-000035
从表27可以看出，Li +单级萃取率为37.94％，Mg 2+单级萃取率为2.39％，锂镁分离系数为24.49。Li +单级反萃取率为78.02％，Mg 2+单级反萃取率为80.09％，反萃取后锂镁分离系数为0.88，水相中镁锂质量比下降至0.32。
实施例28
取13.35mL N-异辛基戊酰胺、0.5mL N-十二基乙酰胺(受热后液体)、0.5mL N-异辛基-1-环丙基甲酰胺、0.5mL N-环十二基乙酰胺(受热后液体)作为萃取剂和0.15mL N,N-二异辛基乙酰胺作为协萃剂于100mL磨口锥形瓶中，其中萃取剂占有机相体积的99％，协萃剂占有机相体积的1％。然后在其中加入15mL实施例24中的含镁卤水，其中卤水pH值用浓盐酸调整至1.0，有机相与含镁卤水体积比为1:1。在磨口锥形瓶中放入磁子，其瓶口插入配套的空气冷凝管防止液体溅出，置于DF-101S集热式恒温加热磁力搅拌器中，于0℃下混合搅拌、萃取30min。接着将混合液体转移至100mL塑料试筒中，在LD5-10型台式离心机中以4200r/min转速离心8min，两相界面清晰，分相后得到萃取后卤水样品和负载Li +、Mg 2+的有机相。把负载有机相转移至另一个100mL磨口锥形瓶中，按与有机相1:1的体积比加入去离子水，置于DF-101S集热式恒温加热磁力搅拌器中，在0℃下进行反萃取、两相混合30min。然后把混合液体转移至100mL塑料试筒中，在LD5-10型台式离心机中以4200r/min转速离心8min，得到反萃取后的有机相和水相。
分别采用日本岛津AA-7000型原子吸收分光光度计标准加入法和EDTA容量滴定法对萃取和反萃取过程中的卤水相和水相进行定容、配成分析溶液，取样分析Li +和Mg 2+浓度，计算出实验结果如表28所示。
表28 N-异辛基戊酰胺、N-十二基乙酰胺、N-异辛基-1-环丙基甲酰胺、N-环十二基乙酰胺和N,N-二异辛基乙酰胺复合溶剂对某含镁卤水中Li +与Mg 2+的两相分离情况
Figure PCTCN2020079077-appb-000036
Figure PCTCN2020079077-appb-000037
从表28可以看出，Li +单级萃取率为29.10％，Mg 2+单级萃取率为0.73％，锂镁分离系数为55.32。Li +单级反萃取率为63.25％，Mg 2+单级反萃取率为68.41％，反萃取后锂镁分离系数为0.79，水相中镁锂质量比下降至0.61。
实施例29
取10mL N-异辛基戊酰胺萃取剂、9.8mL N,N-二仲辛基乙酰胺、0.1mL N,N-二癸基月桂酰胺(受热后液体)协萃剂和0.1mL 260#溶剂油稀释剂于100mL磨口锥形瓶中，其中萃取剂占有机相体积的50％，协萃剂占有机相体积的49.5％，稀释剂占有机相体积的0.5％。然后在其中加入2mL实施例26中的含镁卤水，有机相与含镁卤水体积比为10:1。在锥形瓶中插入聚四氟乙烯搅拌杆，用DW-1-60型直流恒速搅拌器于50℃下混合搅拌、萃取30min。接着使混合液体自然澄清沉降60min，两相分离后得到萃取后卤水样品和负载Li +、Mg 2+的有机相。把负载有机相转移至另一个100mL磨口锥形瓶中，按与有机相1:10的体积比加入去离子水，插入聚四氟乙烯搅拌杆，用DW-1-60型直流恒速搅拌器在50℃下进行反萃取、两相混合30min。然后让混合液体自然澄清沉降60min，两相分离后得到反萃取后的有机相和水相。
分别采用日本岛津AA-7000型原子吸收分光光度计标准加入法和EDTA容量滴定法对萃取和反萃取过程中的卤水相和水相进行定容、配成分析溶液，取样分析Li +和Mg 2+浓度，计算出实验结果如表29所示。
表29 N-异辛基戊酰胺、N,N-二仲辛基乙酰胺、N,N-二癸基月桂酰胺和260#溶剂油复合体系对某含镁卤水中Li +与Mg 2+的两相分离情况
Figure PCTCN2020079077-appb-000038
从表29可以看出，Li +单级萃取率为37.94％，Mg 2+单级萃取率为1.16％，锂镁分离系数为52.43。Li +单级反萃取率为79.65％，Mg 2+单级反萃取率为82.99％，反萃取后锂镁分离系数为0.80，水相中镁锂质量比下降至0.16。
实施例30
取19mL N-异辛基戊酰胺、0.1mL N-乙基-1-(4-戊基环己基)甲酰胺、0.1mL N-(4-叔丁基环己基)辛酰胺萃取剂和4.8mL N,N-二仲辛基乙酰胺协萃剂于100mL磨口锥形瓶中，协萃剂占有机相体积的20％，然后在其中加入4mL含镁卤水，有机相与卤水体积比为6:1。该含镁卤水中Li +、Mg 2+、Cl -和
Figure PCTCN2020079077-appb-000039
含量分别为1.21、80.86、202.53和53.56g/L，镁锂质量比等于66.83:1，卤水密度为1.25g/cm 3，卤水pH值为7.0。在锥形瓶中放入磁子，其瓶口插入配套的空气冷凝管防止液体溅出，置于DF-101S型集热式恒温加热磁力搅拌器中，于20℃下混合搅拌、萃取20min。接着将混合液体转移至100mL塑料试筒中，在LD5-10型台式离心机中以4300r/min转速离心8min，两相界面清晰，分相后得到萃取后卤水样品和负载Li +、Mg 2+的有机相。把负载有机相转移至另一个100mL的磨口锥形瓶中，按与有机相1:6的体积比加入去离子水，置于DF-101S型集热式恒温加热磁力搅拌器中，在20℃下进行反萃取、两相混合20min。然后把混合液体转移至100mL塑料试筒中，在LD5-10型台式离心机中以4300r/min转速离心8min，得到反萃取后的 有机相和水相。
分别采用日本岛津AA-7000型原子吸收分光光度计标准加入法和EDTA容量滴定法对萃取和反萃取过程中的卤水相和水相进行定容、配成分析溶液，取样分析Li +和Mg 2+浓度，计算出实验结果如表30所示。
表30 N-异辛基戊酰胺、N-乙基-1-(4-戊基环己基)甲酰胺、N-(4-叔丁基环己基)辛酰胺和N,N-二仲辛基乙酰胺复合溶剂对某含镁卤水中Li +与Mg 2+的两相分离情况
Figure PCTCN2020079077-appb-000040
从表30可以看出，Li +单级萃取率为37.38％，Mg 2+单级萃取率为1.33％，锂镁分离系数为44.45。Li +单级反萃取率为89.28％，Mg 2+单级反萃取率为83.13％，反萃取后锂镁分离系数为1.69，水相中镁锂质量比下降至2.21。
实施例31
取19.2mL N-异辛基戊酰胺萃取剂和4.8mL N,N-二仲辛基乙酰胺协萃剂于100mL磨口锥形瓶中，协萃剂占有机相体积的20％，然后在其中加入8mL含镁卤水，有机相与卤水体积比为3:1。该含镁卤水中Li +、Mg 2+和Cl -含量分别为0.12、123.11和359.74g/L，镁锂质量比等于1025.92:1，卤水密度为1.33g/cm 3，卤水pH值为5.6。在锥形瓶中放入磁子，其瓶口插入配套的空气冷凝管防止液体溅出，置于DF-101S型集热式恒温加热磁力搅拌器中，于30℃下混合搅拌、萃取30min。接着将混合液体转移至100mL塑料试筒中，在LD5-10型台式离心机中以4300r/min转速离心8min，两相界面清晰，分相后得到萃取后卤水样品和负载Li +、Mg 2+的有机相。把负载有机相转移至另一个100mL的磨口锥形瓶中，按与有机相1:3的体积比加入去离子水，置于DF-101S型集热式恒温加热磁力搅拌器中，在30℃下进行反萃取、两相混合30min。然后把混合液体转移至100mL塑料试筒中，在LD5-10型台式离心机中以4300r/min转速离心8min，得到反萃取后的有机相和水相。
分别采用日本岛津AA-7000型原子吸收分光光度计标准加入法和EDTA容量滴定法对萃取和反萃取过程中的卤水相和水相进行定容、配成分析溶液，取样分析Li +和Mg 2+浓度，计算出实验结果如表31所示。
表31 N-异辛基戊酰胺和N,N-二仲辛基乙酰胺复合溶剂对某含镁卤水中Li +与Mg 2+的两相分离情况
Figure PCTCN2020079077-appb-000041
从表31可以看出，Li +单级萃取率为36.48％，Mg 2+单级萃取率为0.44％，锂镁分离系数为129.93。Li +单级反萃取率为92.61％，Mg 2+单级反萃取率为77.86％，反萃取后锂镁分离系数为3.56， 水相中镁锂质量比下降至10.40。
实施例32
取19.2mL N-异戊基辛酰胺萃取剂和4.8mL N,N-二仲辛基乙酰胺协萃剂于100mL磨口锥形瓶中，协萃剂占有机相体积的20％，然后在其中加入8mL含镁卤水，有机相与卤水体积比为3:1。该含镁卤水中Li +、Mg 2+和Cl -含量分别为0.16、118.16和345.50g/L，镁锂质量比等于738.50:1，卤水密度为1.32g/cm 3，卤水pH值为4.2。在锥形瓶中放入磁子，其瓶口插入配套的空气冷凝管防止液体溅出，置于DF-101S型集热式恒温加热磁力搅拌器中，于20℃下混合搅拌、萃取30min。接着将混合液体转移至100mL塑料试筒中，在LD5-10型台式离心机中以4300r/min转速离心8min，两相界面清晰，分相后得到萃取后卤水样品和负载Li +、Mg 2+的有机相。把负载有机相转移至另一个100mL的磨口锥形瓶中，按与有机相1:3的体积比加入去离子水，置于DF-101S型集热式恒温加热磁力搅拌器中，在20℃下进行反萃取、两相混合30min。然后把混合液体转移至100mL塑料试筒中，在LD5-10型台式离心机中以4300r/min转速离心8min，得到反萃取后的有机相和水相。
分别采用日本岛津AA-7000型原子吸收分光光度计标准加入法和EDTA容量滴定法对萃取和反萃取过程中的卤水相和水相进行定容、配成分析溶液，取样分析Li +和Mg 2+浓度，计算出实验结果如表32所示。
表32 N-异戊基辛酰胺和N,N-二仲辛基乙酰胺复合溶剂对某含镁卤水中Li +与Mg 2+的两相分离情况
Figure PCTCN2020079077-appb-000042
从表32可以看出，Li +单级萃取率为69.63％，Mg 2+单级萃取率为3.08％，锂镁分离系数为72.09。Li +单级反萃取率为73.34％，Mg 2+单级反萃取率为88.40％，反萃取后锂镁分离系数为0.36，水相中镁锂质量比下降至39.38。
实施例33
取6mL实施例1中的盐湖卤水于100mL磨口锥形瓶中，然后在其中加入纯度为99％的六水合三氯化铁0.49g，使其溶解后再加入21mL N-异辛基辛酰胺萃取剂和9mL N,N-二仲辛基乙酰胺协萃剂，协萃剂占有机相体积的30％，有机相与盐湖卤水体积比为5:1。在锥形瓶中放入磁子，其瓶口插入配套的空气冷凝管防止液体溅出，置于DF-101S型集热式恒温加热磁力搅拌器中，于20℃下混合搅拌、萃取20min。接着将混合液体转移至100mL塑料试筒中，在LD5-10型台式离心机中以4500r/min转速离心10min，两相界面清晰，分相后得到萃取后卤水样品和负载Li +、Mg 2+的有机相。把负载有机相转移至另一个100mL的磨口锥形瓶中，按与有机相1:5的体积比加入去离子水，置于DF-101S型集热式恒温加热磁力搅拌器中，在20℃下进行反萃取、两相混合20min。然后把混合液体转移至100mL塑料试筒中，在LD5-10型台式离心机中以4500r/min转速离心10min，得到反萃取后的有机相和水相。
分别采用日本岛津AA-7000型原子吸收分光光度计标准加入法和EDTA容量滴定法对萃取和反萃取过程中的卤水相和水相进行定容、配成分析溶液，取样分析Li +和Mg 2+浓度，计算出实验结果如表33所示。
表33 N-异辛基辛酰胺和N,N-二仲辛基乙酰胺复合溶剂对青海某盐湖含Fe 3+卤水中Li +与Mg 2+的两相分离情况
Figure PCTCN2020079077-appb-000043
从表33可以看出，Li +单级萃取率为74.58％，Mg 2+单级萃取率为2.21％，锂镁分离系数为129.38。Li +单级反萃取率为95.10％，Mg 2+单级反萃取率为94.63％，反萃取后锂镁分离系数为1.10，水相中镁锂质量比下降至1.66。
实施例34
取6mL实施例1中的盐湖卤水于100mL磨口锥形瓶中，然后在其中加入纯度为99％的四水合二氯化亚铁0.37g，使其溶解后再加入21mL N-戊基异壬酰胺萃取剂和9mL N,N-二仲辛基乙酰胺协萃剂，协萃剂占有机相体积的30％，有机相与盐湖卤水体积比为5:1。在锥形瓶中放入磁子，其瓶口插入配套的空气冷凝管防止液体溅出，置于DF-101S型集热式恒温加热磁力搅拌器中，于20℃下混合搅拌、萃取20min。接着将混合液体转移至100mL塑料试筒中，在LD5-10型台式离心机中以4500r/min转速离心10min，两相界面清晰，分相后得到萃取后卤水样品和负载Li +、Mg 2+的有机相。把负载有机相转移至另一个100mL的磨口锥形瓶中，按与有机相1:5的体积比加入去离子水，置于DF-101S型集热式恒温加热磁力搅拌器中，在20℃下进行反萃取、两相混合20min。然后把混合液体转移至100mL塑料试筒中，在LD5-10型台式离心机中以4500r/min转速离心10min，得到反萃取后的有机相和水相。
分别采用日本岛津AA-7000型原子吸收分光光度计标准加入法和EDTA容量滴定法对萃取和反萃取过程中的卤水相和水相进行定容、配成分析溶液，取样分析Li +和Mg 2+浓度，计算出实验结果如表34所示。
表34 N-戊基异壬酰胺和N,N-二仲辛基乙酰胺复合溶剂对青海某盐湖含Fe 2+卤水中Li +与Mg 2+的两相分离情况
Figure PCTCN2020079077-appb-000044
从表34可以看出，Li +单级萃取率为64.10％，Mg 2+单级萃取率为2.99％，锂镁分离系数为56.34。Li +单级反萃取率为85.97％，Mg 2+单级反萃取率为35.39％，反萃取后锂镁分离系数为11.19，水相中镁锂质量比下降至1.08。
实施例35
取21mL N-戊基异壬酰胺萃取剂和9mL N,N-二仲辛基乙酰胺协萃剂于100mL磨口锥形瓶中，协萃剂占有机相体积的30％，然后在其中加入6mL实施例1中的盐湖卤水，有机相与盐湖卤水体积比为5:1。在锥形瓶中放入磁子，其瓶口插入配套的空气冷凝管防止液体溅出，置于 DF-101S型集热式恒温加热磁力搅拌器中，于0℃下混合搅拌、萃取20min。接着将混合液体转移至250mL塑料试筒中，在LD5-10型台式离心机中以4800r/min转速离心12min，两相界面清晰，分相后得到萃取后卤水样品和负载Li +、Mg 2+的有机相。接着按照萃取串级交叉操作步骤进行三级逆流萃取，得到三级逆流萃取后的负载有机相和剩余卤水相。
把三级逆流萃取后的负载有机相转移至另一个100mL的磨口锥形瓶中，按与有机相1:7的体积比加入去离子水，置于DF-101S型集热式恒温加热磁力搅拌器中，在0℃下进行单级反萃取、两相混合20min。然后把混合液体转移至250mL塑料试筒中，在LD5-10型台式离心机中以4800r/min转速离心12min，得到反萃取后的有机相和水相。
分别采用日本岛津AA-7000型原子吸收分光光度计标准加入法和EDTA容量滴定法对萃取和反萃取过程中的卤水相和水相进行定容、配成分析溶液，取样分析Li +和Mg 2+浓度，计算出实验结果如表35所示。
表35 N-戊基异壬酰胺和N,N-二仲辛基乙酰胺复合溶剂对青海某盐湖卤水中Li +与Mg 2+的三级逆流萃取和单级反萃取情况
Figure PCTCN2020079077-appb-000045
从表35可以看出，卤水经过三级逆流萃取后Li +萃取率为97.45％，Mg 2+萃取率为4.88％，锂镁分离系数达到744.89。Li +单级反萃取率为72.58％，Mg 2+单级反萃取率为39.90％，反萃取后锂镁分离系数为3.98，镁锂质量比下降至1.55，卤水中的Li +与Mg 2+实现有效分离。多级逆流萃取级数越多卤水中的Li +萃取率越高、锂镁分离系数越大，在减少水相用量的情况下多级逆流反萃取级数越多越有利于反萃取后水相中Li +浓度的提高。
把反萃取后有机相返回与萃取前卤水相重新混合，实现萃取剂的循环使用。
接着把反萃取后得到的水相溶液进行除油、经过二效蒸发浓缩至Li +浓度为30g/L后，分别加入氯化钙、氯化钡溶液彻底沉淀除去其中的硫酸根，分别加入碳酸钠、氢氧化钠溶液彻底沉淀除去其中的Mg 2+，然后对剩余溶液进行蒸发浓缩、冷却结晶、过滤干燥后制得无水氯化锂产品。
把经过除杂精制后得到的氯化锂浓缩液置于离子膜电解槽中进行电解，在阴极得到质量浓度为12％的氢氧化锂溶液，经浓缩、结晶后得到单水氢氧化锂，再经水洗、干燥后制到无水氢氧化锂产品。同时副产氢气和氯气，使氢气和氯气进一步反应制得盐酸。
实施例36
青海柴达木盆地某盐湖卤水中Li +和Mg 2+含量分别为0.33g/L和102.50g/L，镁锂质量比为314.23:1，其中Na +、K +、Cl -、
Figure PCTCN2020079077-appb-000046
和B 2O 3含量分别为5.16、3.32、311.40、11.13和1.14g/L，卤水密度为1.31g/cm 3，卤水pH值为5.5。取10mL该种卤水于100mL磨口锥形瓶中，然后在其中加入10.5mL N-异丁基异壬酰胺、10.5mL N-异戊基辛酰胺萃取剂和9mL N,N-二辛基乙酰胺协萃剂，协萃剂占有机相体积的30％，有机相与盐湖卤水体积比为3:1。在锥形瓶中放入磁子，其瓶口插入配套的空气冷凝管防止液体溅出，置于DF-101S型集热式恒温加热磁力搅拌器中，于0℃下混合搅拌、萃取20min。接着将混合液体转移至250mL塑料试筒中，在LD5-10型台式离心机中以4500r/min转速离心12min，两相界面清晰，分相后得到萃取后卤水样品和负载Li +、Mg 2+的有机相。把负载有机相转移至另一个100mL的磨口锥形瓶中，按与有机相1:3的体积比 加入去离子水，置于DF-101S型集热式恒温加热磁力搅拌器中，在0℃下进行反萃取、两相混合20min。然后把混合液体转移至250mL塑料试筒中，在LD5-10型台式离心机中以4500r/min转速离心12min，得到反萃取后的有机相和水相。
分别采用日本岛津AA-7000型原子吸收分光光度计标准加入法和EDTA容量滴定法对萃取和反萃取过程中的卤水相和水相进行定容、配成分析溶液，取样分析Li +和Mg 2+浓度，计算出实验结果如表36所示。
表36 N-异丁基异壬酰胺、N-异戊基辛酰胺萃取剂和N,N-二辛基乙酰胺复合溶剂对青海某盐湖卤水中Li +与Mg 2+的两相分离情况
Figure PCTCN2020079077-appb-000047
从表36可以看出，Li +单级萃取率为70.05％，Mg 2+单级萃取率为3.31％，锂镁分离系数为72.25。Li +单级反萃取率为78.91％，Mg 2+单级反萃取率为30.12％，反萃取后锂镁分离系数为8.68，水相中镁锂质量比下降至5.67。
实施例37
取12mL N-异戊基辛酰胺、12mL N-异戊基异辛酰胺萃取剂和6mL N,N-二异丁基癸酰胺协萃剂于100mL磨口锥形瓶中，协萃剂占有机相体积的20％，然后在其中加入6mL实施例36中的盐湖卤水，有机相与盐湖卤水体积比为5:1。在锥形瓶中放入磁子，其瓶口插入配套的空气冷凝管防止液体溅出，置于DF-101S型集热式恒温加热磁力搅拌器中，于20℃下混合搅拌、萃取20min。接着将混合液体转移至250mL塑料试筒中，在LD5-10型台式离心机中以4500r/min转速离心12min，两相界面清晰，分相后得到萃取后卤水样品和负载Li +、Mg 2+的有机相。把负载有机相转移至另一个100mL的磨口锥形瓶中，按与有机相1:5的体积比加入去离子水，置于DF-101S型集热式恒温加热磁力搅拌器中，在20℃下进行反萃取、两相混合20min。然后把混合液体转移至250mL塑料试筒中，在LD5-10型台式离心机中以4500r/min转速离心12min，得到反萃取后的有机相和水相。
分别采用日本岛津AA-7000型原子吸收分光光度计标准加入法和EDTA容量滴定法对萃取和反萃取过程中的卤水相和水相进行定容、配成分析溶液，取样分析Li +和Mg 2+浓度，计算出实验结果如表37所示。
表37 N-异戊基辛酰胺、N-异戊基异辛酰胺和N,N-二异丁基癸酰胺复合溶剂对青海某盐湖卤水中Li +与Mg 2+的两相分离情况
Figure PCTCN2020079077-appb-000048
从表37可以看出，Li +单级萃取率为65.77％，Mg 2+单级萃取率为2.33％，锂镁分离系数为86.38。 Li +单级反萃取率为92.44％，Mg 2+单级反萃取率为53.30％，反萃取后锂镁分离系数为10.72，水相中镁锂质量比下降至6.42。
实施例38
取10.5mL N-异丁基异壬酰胺、10.5mL N-异戊基辛酰胺萃取剂和9mL N,N-二异辛基乙酰胺协萃剂于100mL磨口锥形瓶中，协萃剂占有机相体积的30％，然后在其中加入6mL实施例36中的盐湖卤水，有机相与盐湖卤水体积比为5:1。在锥形瓶中放入磁子，其瓶口插入配套的空气冷凝管防止液体溅出，置于DF-101S型集热式恒温加热磁力搅拌器中，于20℃下混合搅拌、萃取20min。接着将混合液体转移至250mL塑料试筒中，在LD5-10型台式离心机中以4800r/min转速离心12min，两相界面清晰，分相后得到萃取后卤水样品和负载Li +、Mg 2+的有机相。接着按照萃取串级交叉操作步骤进行三级逆流萃取，得到三级逆流萃取后的负载有机相和剩余卤水相。
把三级逆流萃取后的负载有机相转移至另一个100mL的磨口锥形瓶中，按与有机相1:10的体积比加入去离子水，置于DF-101S型集热式恒温加热磁力搅拌器中，在20℃下进行单级反萃取、两相混合20min。然后把混合液体转移至250mL塑料试筒中，在LD5-10型台式离心机中以4800r/min转速离心12min，得到反萃取后的有机相和水相。接着按照串级交叉操作步骤进行二级逆流反萃取，得到二级逆流反萃取后的有机相和水相。
分别采用日本岛津AA-7000型原子吸收分光光度计标准加入法和EDTA容量滴定法对萃取和反萃取过程中的卤水相和水相进行定容、配成分析溶液，取样分析Li +和Mg 2+浓度，计算出实验结果如表38所示。
表38 N-异丁基异壬酰胺、N-异戊基辛酰胺和N,N-二异辛基乙酰胺复合溶剂对青海某盐湖卤水中Li +与Mg 2+的三级逆流萃取和二级逆流反萃取情况
Figure PCTCN2020079077-appb-000049
从表38可以看出，卤水经过三级逆流萃取后Li +萃取率为96.13％，Mg 2+萃取率为2.28％，锂镁分离系数达到1062.10。负载有机相经过二级逆流反萃取后Li +反萃取率为87.28％，Mg 2+反萃取率为78.72％，反萃取后锂镁分离系数为1.85，镁锂质量比下降至6.72，卤水中的Li +与Mg 2+实现有效分离。
接着把反萃取后得到的水相溶液进行除油、经过二效蒸发浓缩至Li +浓度为20g/L后，分别加入氯化钙、氯化钡溶液彻底沉淀除去其中的硫酸根，分别加入碳酸钠、氢氧化钠溶液彻底沉淀除去其中的Mg 2+，得到氯化锂精制溶液。然后在其中按其理论用量的1.1倍加入浓度为250g/L的碳酸钠溶液，产生碳酸锂沉淀，经过过滤、干燥后制得碳酸锂产品。
在获得的碳酸锂中加入氢氧化钙乳液，加热并强力搅拌进行固-液反应生成氢氧化锂溶液和碳酸钙沉淀，两相分离后得到氢氧化锂溶液，对其进行减压浓缩、结晶和在130–140℃下干燥后制得单水氢氧化锂，再在150–180℃下减压加热制得无水氢氧化锂产品。
对比例1
取30mL N,N-二仲辛基乙酰胺作为萃取剂于100mL磨口锥形瓶中，然后在其中加入10mL实施例1中的盐湖卤水，萃取剂与盐湖卤水体积比为3:1。在锥形瓶中放入磁子，其瓶口插入配 套的空气冷凝管防止液体溅出，置于DF-101S型集热式恒温加热磁力搅拌器中，于20℃下混合搅拌、萃取30min。接着将混合液体转移至250mL塑料试筒中，在LD5-10型台式离心机中以4500r/min转速离心15min，两相界面清晰，分相后得到萃取后卤水样品和负载Li +、Mg 2+的有机相。把负载有机相转移至另一个100mL的磨口锥形瓶中，按与有机相1:3的体积比加入去离子水，置于DF-101S型集热式恒温加热磁力搅拌器中，在20℃下进行反萃取、两相混合30min。然后把混合液体转移至250mL塑料试筒中，在LD5-10型台式离心机中以4500r/min转速离心15min，得到反萃取后的有机相和水相。
分别采用日本岛津AA-7000型原子吸收分光光度计标准加入法和EDTA容量滴定法对萃取和反萃取过程中的卤水相和水相进行定容、配成分析溶液，取样分析Li +和Mg 2+浓度，计算出实验结果如表39所示。
表39 N,N-二仲辛基乙酰胺溶剂对青海某盐湖卤水中Li +与Mg 2+的两相分离情况
Figure PCTCN2020079077-appb-000050
从表39可以看出，此时Li +的单级萃取率不高只有2.98％，表明该种叔酰胺溶剂对盐湖卤水中的Li +萃取能力很小，与仲酰胺作为萃取剂时对盐湖卤水中的锂镁分离效果形成显著对比。此对比例用以作为前面实施例的反例，对仲酰胺的萃取能力给予进一步说明。
对比例2
取30mL N,N-二异辛基乙酰胺作为萃取剂于100mL磨口锥形瓶中，然后在其中加入10mL实施例1中的盐湖卤水，萃取剂与盐湖卤水体积比为3:1。在锥形瓶中放入磁子，其瓶口插入配套的空气冷凝管防止液体溅出，置于DF-101S型集热式恒温加热磁力搅拌器中，于20℃下混合搅拌、萃取30min。接着将混合液体转移至250mL塑料试筒中，在LD5-10型台式离心机中以4500r/min转速离心15min，两相界面清晰，分相后得到萃取后卤水样品和负载Li +、Mg 2+的有机相。把负载有机相转移至另一个100mL的磨口锥形瓶中，按与有机相1:3的体积比加入去离子水，置于DF-101S型集热式恒温加热磁力搅拌器中，在20℃下进行反萃取、两相混合30min。然后把混合液体转移至250mL塑料试筒中，在LD5-10型台式离心机中以4500r/min转速离心15min，得到反萃取后的有机相和水相。
分别采用日本岛津AA-7000型原子吸收分光光度计标准加入法和EDTA容量滴定法对萃取和反萃取过程中的卤水相和水相进行定容、配成分析溶液，取样分析Li +和Mg 2+浓度，计算出实验结果如表40所示。
表40 N,N-二异辛基乙酰胺溶剂对青海某盐湖卤水中Li +与Mg 2+的两相分离情况
Figure PCTCN2020079077-appb-000051
从表40可以看出，此时Li +的单级萃取率不高只有2.14％，表明该种叔酰胺溶剂对盐湖卤水中的Li +萃取能力很小，与仲酰胺作为萃取剂时对盐湖卤水中的锂镁分离效果形成显著对比。此对比例用以作为前面实施例的反例，对仲酰胺的萃取能力给予进一步说明。
以上仅为本发明选择提供的部分实施案例而已，本发明的实施方式不受上述实施例的限制。对于本领域技术人员来说，本发明可以有各种更改和变化。凡在本发明的精神和原则之内，所作的任何修改、等同替换、组合和改进等，都包含在本技术发明的保护范围之内。
表41 实施例中涉及到的A物质仲酰胺的常用名称、对应规范名称和代号
序号 部分A物质仲酰胺常用名称 部分A物质仲酰胺对应规范名称 代号
1 N-异辛基丁酰胺 N-异辛基正丁酰胺 Z842
2 N-丁基壬酰胺 N-正丁基正壬酰胺 Z491
3 N-异丁基异壬酰胺 N-(2-甲基丙基)-3,5,5-三甲基己酰胺 Z494
4 N-戊基辛酰胺 N-正戊基正辛酰胺 Z581
5 N-异戊基辛酰胺 N-(3-甲基丁基)正辛酰胺 Z582
6 N-异戊基异辛酰胺 N-(3-甲基丁基)-2-乙基己酰胺 Z584
7 N-庚基-3,3-二甲基丁酰胺 N-庚基-3,3-二甲基丁酰胺 Z766
8 N-异辛基戊酰胺 N-(2-乙基己基)正戊酰胺 Z852
9 N-异辛基异戊酰胺 N-(2-乙基己基)-3-甲基丁酰胺 Z854
10 N-乙基月桂酰胺 N-乙基正十二酰胺 Z2121
11 N-戊基异壬酰胺 N-正戊基-3,5,5-三甲基己酰胺 Z593
12 N-庚基庚酰胺 N-正庚基正庚酰胺 Z771
13 N-异辛基-3,3-二甲基丁酰胺 N-(2-乙基己基)-3,3-二甲基丁酰胺 Z866
14 N-十二基乙酰胺 N-正十二基乙酰胺 Z1221
15 N-异辛基辛酰胺 N-(2-乙基己基)正辛酰胺 Z882
16 N-异辛基癸酰胺 N-(2-乙基己基)正癸酰胺 Z8102
17 N-异辛基新癸酰胺 N-(2-乙基己基)-7,7-二甲基辛酰胺 Z8104
18 N-异辛基-1-环丙基甲酰胺 N-(2-乙基己基)-1-环丙基甲酰胺 Z84h1
19 N-环丙基癸酰胺 N-环丙基正癸酰胺 Z3h101
20 N-乙基-1-(4-戊基环己基)甲酰胺 N-乙基-1-(4-正戊基环己基)甲酰胺 Z212h1
21 N-环戊基壬酰胺 N-环戊基正壬酰胺 Z5h91
22 N-己基-3-环戊基丙酰胺 N-正己基-3-环戊基丙酰胺 Z68h1
23 N-环十二基乙酰胺 N-环十二基乙酰胺 Z12h21
24 N-(4-叔丁基环己基)辛酰胺 N-(4-叔丁基环己基)正辛酰胺 Z10h82
表42 实施例中涉及到的B物质叔酰胺的常用名称、对应规范名称和代号
序号 部分B物质叔酰胺常用名称 部分B物质叔酰胺对应规范名称 代号
1 N,N-二乙基肉豆寇酰胺 N,N-二乙基正十四酰胺 S2141
2 N,N-二丁基癸酰胺 N,N-二正丁基正癸酰胺 S4101
3 N,N-二异丁基癸酰胺 N,N-二(2-甲基丙基)正癸酰胺 S4102
4 N,N-二丁基新癸酰胺 N,N-二正丁基-7,7-二甲基辛酰胺 S4103
5 N,N-二戊基辛酰胺 N,N-二正戊基正辛酰胺 S581
6 N,N-二戊基异辛酰胺 N,N-二正戊基-2-乙基己酰胺 S583
7 N,N-二己基己酰胺 N,N-二正己基正己酰胺 S661
8 N,N-二己基-2,2-二甲基丁酰胺 N,N-二正己基-2,2-二甲基丁酰胺 S665
9 N,N-二辛基乙酰胺 N,N-二正辛基乙酰胺 S821
10 N,N-二仲辛基乙酰胺 N,N-二(1-甲基庚基)乙酰胺 N503
11 N,N-二异辛基乙酰胺 N,N-二(2-乙基己基)乙酰胺 N523
12 N,N-二异辛基丙酰胺 N,N-二(2-乙基己基)正丙酰胺 S832
13 N,N-二乙基棕榈酰胺 N,N-二乙基正十六酰胺 S2161
14 N,N-二丁基月桂酰胺 N,N-二正丁基正十二酰胺 S4121
15 N,N-二异辛基辛酰胺 N,N-二(2-乙基己基)正辛酰胺 S882
16 N,N-二异辛基月桂酰胺 N,N-二(2-乙基己基)正十二酰胺 S8122
17 N,N-二癸基月桂酰胺 N,N-二正癸基正十二酰胺 S10121

Claims (12)

  1. 用仲酰胺/叔酰胺复合溶剂从含镁卤水中分离镁提取锂的萃取体系，其特征在于，萃取体系中含有A和B两类物质；其中A类物质为仲酰胺由单一化合物或两种以上的混合物组成；其中，单一化合物具有如式(I)所示的结构：
    Figure PCTCN2020079077-appb-100001
    其中，R 1选自C2～C12的烷基或含有单环结构的C3～C12的环烷基，R 2选自C1～C11的烷基或含有单环结构的C3～C11的环烷基，并且R 1和R 2两基团中所含碳原子数目之和为11～17，其中烷基或环烷基包括各种同分异构体；
    其中B类物质为叔酰胺由单一化合物或两种以上的混合物组成；其中，单一化合物具有如式(Ⅱ)所示的结构：
    Figure PCTCN2020079077-appb-100002
    其中，R 3选自C2～C10的烷基，R 4选自C2～C10的烷基，R 5选自C1～C15的烷基，并且R 3、R 4和R 5三烷基中所含碳原子数目之和为17～31，其中烷基包含直链的或带有支链的各种同分异构体；
    含有A和B两类物质的萃取体系的凝固点小于0℃。
  2. 根据权利要求1所述的用仲酰胺/叔酰胺复合溶剂从含镁卤水中分离镁提取锂的萃取体系，其特征在于，所述A类物质起萃取作用在整个有机相中所占的体积百分数为50～100％，不包括端点值100％；所述B类物质起协萃作用在整个有机相中所占的体积百分数为0～50％，不包括端点值0％。
  3. 根据权利要求1所述的用仲酰胺/叔酰胺复合溶剂从含镁卤水中分离镁提取锂的萃取体系，其特征在于，还包含有起稀释作用的稀释剂260#溶剂油、300#溶剂油或磺化煤油。
  4. 用仲酰胺/叔酰胺复合溶剂从含镁卤水中分离镁提取锂的萃取方法，其特征在于，包括下列步骤：
    S1、以含镁卤水作为萃取前卤水相；其中，在所述含镁卤水中，锂离子的浓度为0.1～21g/L，镁离子的浓度为80～125g/L，氯离子的浓度为200～400g/L，镁锂质量比为4.8～1100:1，卤水密度20℃时为1.25～1.38g/cm 3，卤水pH值在1～7之间；
    S2、以权利要求1至3中任一项所述的萃取体系作为萃取前有机相；
    S3、将所述萃取前有机相和所述萃取前卤水相按照体积比为1～10:1混合，进行单级萃取或多级逆流萃取，两相分离后得到负载有机相和萃取后卤水相。
  5. 根据权利要求4所述的用仲酰胺/叔酰胺复合溶剂从含镁卤水中分离镁提取锂的萃取方法，其特征在于，在所述含镁卤水中，还含有钠离子、钾离子、铁离子、亚铁离子、硫酸根、硼酸或硼氧酸根离子中的一种或两种以上。
  6. 根据权利要求4所述的用仲酰胺/叔酰胺复合溶剂从含镁卤水中分离镁提取锂的萃取方法，其特征在于，所述的含镁卤水包括含锂盐湖卤水，但不仅限于该种卤水。
  7. 根据权利要求4所述的用仲酰胺/叔酰胺复合溶剂从含镁卤水中分离镁提取锂的萃取方法，其特征在于，在所述步骤S3中，萃取温度为0～50℃；两相混合通过搅拌方式进行，萃取后两相分离采取离心分离方式或澄清沉降方式进行。
  8. 根据权利要求4所述的用仲酰胺/叔酰胺复合溶剂从含镁卤水中分离镁提取锂的萃取方法，其特征在于，在所述步骤S3后，还包括步骤：
    S4、以水作为反萃取剂，对所述负载有机相进行单级反萃取或多级逆流反萃取，反萃相比即反萃取剂与负载有机相体积之比为1:1～20，两相分离后得到反萃取后有机相和反萃取后水相；
    S5、使所述反萃取后有机相返回步骤S2，实现萃取体系的循环使用。
  9. 根据权利要求8所述的用仲酰胺/叔酰胺复合溶剂从含镁卤水中分离镁提取锂的萃取方法，其特征在于，在所述步骤S4中，反萃取温度为0～50℃；两相混合通过搅拌方式进行，反萃取后两相分离采取离心分离方式或澄清沉降方式进行。
  10. 用仲酰胺/叔酰胺复合溶剂从含镁卤水中分离镁提取锂的萃取方法在获得锂产品氯化锂中的应用，其特征在于，在所述步骤S4后，还包括步骤：
    S6、对所述反萃取后水相进一步除油净化，浓缩，然后加入除杂剂对其中硫酸根、剩余镁离子进行去除，得到水相精制后的氯化锂溶液；所用除杂剂为氧化钙、氢氧化钙、氯化钙、氯化钡、碳酸钠、草酸钠或氢氧化钠中的一种或两种以上的化合物；
    S7、对所述精制后的氯化锂溶液进行浓缩、结晶、分离和干燥过程，制得氯化锂产品。
  11. 用仲酰胺/叔酰胺复合溶剂从含镁卤水中分离镁提取锂的萃取方法在获得锂产品碳酸锂中的应用，其特征在于，在所述步骤S4后，还包括步骤：
    S6、对所述反萃取后水相进一步除油净化，浓缩，然后加入除杂剂对其中硫酸根、剩余镁离子进行去除，得到水相精制后的氯化锂溶液；所用除杂剂为氧化钙、氢氧化钙、氯化钙、氯化钡、碳酸钠、草酸钠或氢氧化钠中的一种或两种以上的化合物；
    S8、在精制后的氯化锂溶液中加入碳酸钠得到碳酸锂沉淀，对碳酸锂沉淀进行分离、干燥过程，制得碳酸锂产品。
  12. 用仲酰胺/叔酰胺复合溶剂从含镁卤水中分离镁提取锂的萃取方法在获得锂产品氢氧化锂中的应用，其特征在于，在所述步骤S4后，还包括步骤：
    S6、对所述反萃取后水相进一步除油净化，浓缩，然后加入除杂剂对其中硫酸根、剩余镁离子进行去除，得到水相精制后的氯化锂溶液；所用除杂剂为氧化钙、氢氧化钙、氯化钙、氯化钡、碳酸钠、草酸钠或氢氧化钠中的一种或两种以上的化合物；
    S9、对所述精制后的氯化锂溶液进行电解，制得氢氧化锂产品，同时副产氢气和氯气、可用于生产盐酸；
    或在所述步骤S6后，还包括步骤：
    S8、在精制后的氯化锂溶液中加入碳酸钠得到碳酸锂沉淀，对碳酸锂沉淀进行分离、干燥过程，制得碳酸锂产品；
    S10、在制得的碳酸锂中加入氢氧化钙乳液，进行固-液反应，分离后得到氢氧化锂溶液，对其进行浓缩、结晶和干燥过程，制得氢氧化锂产品。
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