磁化焙烧对高铁铝土矿中铁元素的分离回收影响

对铝土矿进行磁化焙烧—磁选处理,考察氢气通入量,焙烧温度及焙烧时间对铁回收率和品位的影响,并研究不同焙烧条件下矿石中铁元素的分离规律。结果表明,当氢气流量为40mL/min、400℃焙烧75min后,铝土矿中铁的回收率及回收品位最优,分别为69.58%和44.59%,能较好实现铁质元素的分离和回收。该条件下焙烧磁选后的铝精矿氧化铝的实际溶出率为86.2%,比未经过焙烧磁选的铝土矿提高了6.6个百分点。     

低温焦硫酸钾焙烧选择性回收退役三元锂电池中的锂

通过低温焦硫酸钾焙烧与盐溶液浸出复合,实现了退役三元锂电池正极材料中锂的选择性回收。系统研究了焙烧温度、焦硫酸钾与正极材料质量比、焙烧时间对锂、钴、镍、锰回收效果的影响和作用机制。结果表明,在焙烧温度350 ℃、正极材料与焦硫酸钾质量比1︰2、焙烧时间60 min的条件下,再经草酸钾水溶液浸出后,锂的回收率达到97.21%,镍的浸出率为2.61%,钴的浸出率为3.1%,锰的浸出率为10.8%。同时,采用XRD、SEM和EDS表征焙烧前后材料的晶体结构、表面形貌以及元素组成变化,阐明了焦硫酸钾焙烧过程中锂、钴、镍、锰的相转化机制。与传统湿法、火法和生物冶金法相比,该回收技术低能耗、应用前景广阔。     

从含锂矿石酸性浸出液中提取锂试验研究

研究了采用氢氧化铝吸附沉淀锂—焙烧—水浸工艺从含锂矿石酸性浸出液中提取锂。结果表明:在搅拌时间5 h、溶液pH=7、吸附温度40℃条件下用氢氧化铝吸附沉淀锂,锂沉淀率为98.7%;沉淀物在500℃下焙烧40 min,然后用水浸出,控制液固体积质量比1.5∶1、浸出温度45℃、浸出时间4 h,锂浸出率达99%,锂的回收效果较好。     

酒钢镜铁矿尾矿再选试验

酒钢选烧厂排出尾矿中尚含有25%左右的铁,具有较高的回收价值。该尾矿中铁主要赋存于赤褐铁矿中,其次赋存于菱铁矿和磁铁矿中。为了回收尾矿中的铁,以兰炭作为还原剂,对该尾矿分别进行了磁化焙烧—弱磁选和强磁选—磁化焙烧—弱磁选研究,结果表明,未经强磁选预处理时,可得到铁品位54.50%,铁回收率86.26%的最优指标,该指标与目前现场指标接近;经强磁选处理后,可得到铁品位53.96%,铁回收率80.22%的最优指标,此流程在铁品位和回收率下降不多的前提下大大减少了焙烧和后磁选过程处理量,减少了能源的损失。     

氯化焙烧—水浸从锂云母精矿中提锂试验

采用氯化焙烧—水浸的方法从某Li₂O品位为3.23%的锂云母浮选精矿中回收锂,考察了焙烧过程中氯化剂用量、焙烧温度、焙烧时间,浸出过程中液固比、浸出温度、浸出时间对Li₂O浸出率的影响。结果表明:在CaCl₂用量为锂云母精矿质量的3/4,焙烧温度900℃,焙烧时间40min,焙烧渣在液固比3∶1,室温浸出40min的条件下,Li2O浸出率可达到95.36%,回收效果较好。     

从废荧光粉中回收稀土的工艺研究

研究了从废荧光粉(REO^12.00%)中回收稀土元素的工艺。采用碳酸钠焙烧-酸浸出工艺回收废荧光粉中的稀土,研究了碳酸钠加入量、焙烧温度、焙烧时间以及浸出条件对稀土回收率的影响。研究结果表明,碳酸钠焙烧试验的最佳条件为碳酸钠与荧光粉焙烧比例1∶2,焙烧温度700℃,焙烧时间1 h;焙烧产物用盐酸浸出,浸出试验最佳条件:盐酸浓度、液固比、浸出温度、浸出时间分别为3 mol/L、10∶1、70℃、2 h,在上述焙烧及浸出最优条件下,稀土总回收率(REO)达97%以上。     

复杂金精矿-NaOH-O_2系热力学分析及应用

从热力学理论出发,模拟计算了碱矿比、富氧浓度、残氧率、焙烧温度等因素对某含多金属复杂金精矿金、银、铜提取的影响,并通过独立反应的热力学平衡关系确定物质之间的含量关系,从而确定了复杂金精矿氢氧化钠焙烧的反应机制。结果表明,焙烧最优条件为:碱矿比10%、富氧浓度25%、残氧率5%、焙烧温度630℃。通过正交试验对热力学条件进行验证,在最优条件下焙烧3h,焙砂进行硫酸浸出—氰化工序,在此条件下,金、银、铜的提取率分别为95.92%、84.24%、92.57%。     

响应曲面法优化锯末磁化还原高炉灰工艺研究

利用锯末为焙烧高炉灰提供还原气氛,回收高炉灰中的铁,在绿色节能的同时实现高炉灰资源化利用。通过响应曲面法设计分析了焙烧温度、焙烧时间和还原剂配比对磁选精矿中铁品位、回收率的影响,并建立自变量与响应值间的数学预测模型,确定了磁化焙烧回收高炉灰中铁的最优工艺条件：焙烧温度686.65 ℃、焙烧时间25.03 min、还原剂配比1︰8.6,在此条件下得到预测磁性铁品位68.325%、回收率90.945%,试验验证值与模型预测值相差在0.3%以内,表明该模型优化结果可靠,可应用于锯末磁化焙烧高炉灰提铁过程。     

铜冶炼渣选铜尾矿还原焙烧—磁选回收铁工艺研究

以炭粉为还原剂,通过还原焙烧—磁选工艺从铜冶炼渣选铜尾矿中回收铁,考察了影响铁回收效果的主要工艺参数,并通过试验验证。结果表明,在炭粉用量为铜渣量的25%、氧化钙用量为铜渣量的10%、焙烧温度1 300℃、焙烧时间1.5h、焙烧产物磨细度为-0.074mm占55%的条件下,磁选精矿(即还原铁粉)铁含量可达92.16%,尾矿铁含量可降低至3.91%,铁回收率87.65%。     

从黏土型锂矿中高效浸出锂的研究

采用焙烧—酸浸的方法从某Li_2O品位为0.64%的黏土型锂矿中浸出锂,考察了焙烧时间和焙烧温度对Li_2O浸出率的影响,利用正交试验研究了酸浸工艺中浸出温度和时间、硫酸浓度和液固比对Li_2O浸出率的影响。结果表明,黏土型锂矿在600℃焙烧30min后,锂焙烧渣在浸出温度90℃、浸出时间30min、硫酸浓度1.5mol/L、浸出液固比为6的条件下搅拌浸出,Li_2O浸出率最高达92.97%,浸出效果良好。     

废旧磷酸铁锂正极材料氯化焙烧回收锂

针对目前废旧磷酸铁锂处理工艺存在耗能高、污染大等问题,探索了一种废旧磷酸铁锂电池正极材料氯化焙烧工艺。焙烧过程中,以NH₄Cl作为氯化剂,实现锂和部分金属物相转型,形成可溶性的氯化盐。探究NH₄Cl用量、焙烧温度、焙烧时间、气氛条件等对氯化过程的影响。试验结果表明,废旧磷酸铁锂正极材料经氯化焙烧转型,可实现Fe、Al在氧化性气氛中转化为Fe₂O₃、FeOCl和AlPO₄等难溶物,在水浸过程中原料中的不溶性杂质和难溶的Fe、Al化合物进入渣相,Li部分转化为可溶性物质,从而选择性浸出至溶液。本方案能够选择性从废旧磷酸铁锂电池中提取最有价值的金属锂,实现资源的回收、高效利用。     

废旧锂离子电池电极材料中钴的无氧焙烧回收

综合运用XRD、ICP及TOC表征破碎废旧锂离子电池筛分后得到的电极材料成分,并利用TGA、GC-MS对电极材料的碳热还原反应机理进行探究。在无氧焙烧条件下,废旧锂离子电池中的负极材料石墨与正极材料钴酸锂发生反应,得到产物钴与碳酸锂,经湿式磁选分离后,钴以单质形式富集在磁性固体中,钴回收率为95.12%。     

Optimization of Lithium Extraction from Lepidolite by Roasting Using Sodium and Calcium Sulfates

The lithium extraction from a lepidolite concentrate using roasting, followed by water leaching, was studied. Several alternative additives were initially tested. The use of sodium and calcium sulfates as additives was evaluated in more detail. The influence of some process variables, namely the roasting time, roasting temperature and the additive/concentrate mass ratio, was studied applying a design of experiments. The lithium extraction was modelled and the fitted and validated model was used to optimize the process response. The increase in the additive/concentrate mass ratio, roasting time and temperature seems to result in solid state reactions and transformations that lead to phase, morphological and particle size distribution modifications, which were assessed by XRPD, SEM, and particle size analyses. In this process, lithium sodium sulfate formation constitutes a crucial step enabling the Li water leaching. High lithium extractions were estimated for several combinations of factors. At 850°C, lithium extractions over 90% are obtained when the roasting time is above 1.90 hour and the additive/concentrate mass ratios are over 0.77. An increase in the temperature to 875°C also leads to lithium extractions over 90% for a roasting time of 1 hour and an additive/concentrate mass ratio of 0.60.     

废旧三元正极材料葡萄糖还原焙烧优先提锂工艺

以废弃三元锂离子电池正极材料(spent-NCM)为研究对象,葡萄糖(C₆H₁₂O₆)为焙烧剂,采用焙烧—水浸工艺实现锂的选择性优先浸出。结果表明,在600℃焙烧90 min、C₆H₁₂O₆与spent-NCM质量比25%、浸出液固比20 mL/g的条件下,spent-NCM中的有价金属元素转变为水溶性的Li₂CO₃和不溶性的Ni、Co和MnO,焙烧产物经水浸可选择性优先分离Li, Li的浸出率为95.62%。     

还原焙烧分步浸出工艺从废旧锂离子电池中回收有价金属

以废旧三元正极材料作为原料,提出了还原焙烧与氨基磺酸浸出相结合的工艺,提高锂的回收效率,同时实现组分的分步分离回收。在焙烧温度650 ℃、碳用量10%、还原焙烧时间90 min条件下,三元正极材料被还原为Li2CO3、NiO、MnO、Ni、Co的混合物,还原焙烧产物分步浸出,水浸回收锂,酸浸回收镍、钴、锰。采用氨基磺酸浸出水浸渣,最佳酸浸条件：氨基磺酸浓度0.75 mol/L、浸出温度60 ℃、固液比28 g/L、浸出时间40 min,此条件下镍、钴、锰的浸出率分别可以达到98.77%、98.71%、98.45%。     

焙烧水浸法从废旧三元正极材料中选择性提锂

针对废旧三元正极材料回收过程中工艺流程长、酸碱消耗高、锂直收率低、回收成本较高等问题,提出了助剂焙烧常温水浸联合新工艺,选择性提取废旧三元正极粉料中的锂,实现锂与其他金属(镍、钴、锰)的高效分离。新工艺以试剂A(无机酸)、试剂B(无机酸盐)为助剂,通过低温煅烧转化与常温水浸技术,提高废旧三元正极材料中锂的直收率,研究了煅烧温度、助剂与正极材料质量比、浸出液固比等条件对金属浸出率的影响。结果表明,在煅烧温度600℃、助剂A添加量为正极材料质量的50%、助剂B添加量为正极材料质量的5%、煅烧时间2h、水浸液固比3mL/g的条件下,Li浸出率达95%以上,浸出液中Li+浓度21g/L以上,其他金属(Ni、Co、Mn)含量均小于1mg/L。     

废旧三元锂电池正极材料的回收与再利用

以废旧三元锂电池正极材料为研究对象,采用碳热还原—水浸—高温固相焙烧流程实现选择性回收Li和Ni、Co、Mn再利用的闭环回收工艺。在焙烧温度650 ℃、焙烧时间2 h、碳添加量10%、浸出时间1 h、固液比30 g/L的最佳条件下,Li浸出率为91.04%,浸出液循环浸出三次,可将浸出液Li浓度从1.01 g/L提高至2.68 g/L。浸出液蒸发结晶制备Li2CO3,主要成分为Ni、Co、MnO的浸出渣在空气氛围下焙烧制备三元前驱体,再将Li2CO3和三元前驱体混合研磨进行焙烧,获得再生三元材料。     

碳还原焙烧—水浸法处理废旧三元锂离子正极材料

采用碳还原焙烧—水浸法从废旧三元锂离子正极材料中优先选择性提Li，通过热力学分析，结合XRD、ICP等检测手段，研究了焙烧温度、焙烧时间、配碳量对Li浸出率的影响。结果表明，可以通过碳还原焙烧—水浸法优先提取三元锂离子正极材料中的Li，焙砂中Li以Li2CO3形式存在，在焙烧温度750 ℃、焙烧时间1 h，配碳量20%的条件下，Li浸出率达到97.85%，实现了优先选择性提Li。