废旧三元电池正极活性材料盐酸浸出液中钴锰共萃取分离镍锂

废旧三元电池正极活性材料盐酸浸出得到含金属钴、锰、镍、锂的浸液,比较选择了新型萃取体系Aliquat336+TBP/煤油共萃取钴锰并分离镍锂,提出了浸液中回收有价金属的新方法。研究了萃取剂种类、修饰剂、萃取剂浓度和相比等因素对钴锰共萃取分离镍和锂的影响。研究表明,当浸出液中氯离子浓度高于6.5M时,Aliquat336+TBP在煤油稀释剂中能够有效萃取钴锰分离镍锂,其它胺类萃取剂如Alamine 304、Alamine 308和Alamine336萃取效果明显低于Aliquat 336。优化条件下Aliquat 336+TBP体系对Co/Mn、Co/Ni和Co/Li分离系数分别为7、1 061、3 183;Mn/Ni和Mn/Li分离系数分别为156和468,表明钴锰能实现高效共萃,并与镍锂高效分离。TBP在体系中主要作为相修饰剂,但对钴锰的萃取起到了协同萃取的效果。采用Aliquat 336+TBP萃取体系共萃取钴锰,设计了废旧三元电池正极活性材料盐酸浸出液中回收钴镍锰锂的新方法。     

Lix54与TOPO协同萃取回收锂电池浸出液中锂的工艺研究

以Lix54、TOPO为萃取剂,煤油为稀释剂,萃取回收废旧三元锂离子电池浸出萃余液中的锂。采用单因素试验法,研究了Lix54与TOPO配比、相比、萃取剂浓度、料液pH、萃取反应时间对锂萃取率的影响。研究表明,在Lix54︰TOPO=2（mL/g）、萃取剂浓度45%、萃取时间10 min、料液pH=13、相比O/A=1︰1的条件下,锂的萃取率可达98.5%。负载有机相经水洗、盐酸反萃、碳酸钠沉淀可得到合格的电池级碳酸锂。     

盐湖卤水锂萃取体系的性能研究

采用溶剂萃取法从盐湖卤水中提取锂,筛选出萃取剂为TBP,协萃剂为MIBK,共萃剂为FeCl_3,稀释剂为磺化煤油。优化萃取条件如下:40%TBP+20%MIBK+40%磺化煤油、O/A=2.5、n(Fe~(3+)/Li~+)=2.5、初始水相H+0.04mol/L。结果表明,单级锂萃取率为91.21%,镁萃取率为2.10%,锂镁分离系数为483.05。经化学法、红外吸收光谱法证实了新萃合物的生成,并通过斜率法初步推断其组成为LiFeCl_4·4TBP·MIBK。根据离子缔合萃取理论讨论了萃取过程,证实了该混合体系适合从高Mg/Li、低酸度的氯化物型盐湖中萃取锂。     

紫外可见分光光度法测定磷酸三丁酯萃锂有机相中FeCl—4

直接快速测定磷酸三丁酯(TBP)/煤油有机相中以HFeCl₄·2TBP络合状态存在的铁含量,对提高盐湖卤水中锂的萃取效率、改进锂的萃取工艺具有重要的意义。先将FeCl₃·6H₂O固体溶解于不同浓度的盐酸中,采用紫外可见分光光度法测定有机相中FeCl^—₄的吸收波长,并确定其最大吸收波长为363 nm。对实验条件进行优化,结果表明,采用12 mol/L盐酸溶解FeCl₃·6H₂O时方可保证进入有机相中的铁均为FeCl^—₄。在优化条件下,制备不同浓度含FeCl^—₄的有机相标准溶液,采用紫外可见分光光度法在波长363 nm处测定吸光度,并绘制校准曲线。铁的质量浓度为0~17.8 mg/L时,吸光度与铁质量浓度呈线性相关,相关系数为0.995 6;表观摩尔吸光系数ε=1.27×10⁴L/mol;方法检出限为0.12 mg/L。按照实验方法测定TBP/煤油有机相中以FeCl^—₄存在的铁,测定结果的相对标准偏差(RSD,n=6)为0.43%~0.64%,回收率为100.10%~100.48%。     

离子液体作为绿色介质应用于盐湖卤水中锂提取的研究

离子液体是一种绿色溶剂,它作为萃取介质可避免传统湿法冶金因有机溶剂挥发产生的环境污染.制备6种1-烷基-3-甲基咪唑六氟磷酸盐离子液体,然后以离子液体(IL)、磷酸三丁酯(TBP)和三氯化铁(FeCl<,3>)分别为萃取介质、萃取剂和协萃剂建立盐湖卤水锂萃取研究模型,以此考察离子液体和萃取条件对锂萃取影响.锂的萃取率随离子液体中烷基碳原子数的增加而增加.但碳原子数超过8的离子液体在室温下呈固态,在萃取过程中出现第三相.因此,1-辛基-3-甲基咪唑六氟磷酸盐被确定为萃取介质.该体系的最佳萃取条件是:TBP/IL:9/1(v/v),水相酸度:0.03 moI·L<'-1>HCl,相比(O/A):1:1和Fe/Li:2:1.在此条件下,锂的单次萃取率和反萃率分别是87%和90%.有机相重复利用十次锂的萃取率变为77%,但水洗有机相去除反萃时带入的HCl锂的萃取率又上升至88%.机制研究表明,Li<'+>与TBP和FeCl<,3>形成极性较小的LiFeCl<,4>·2TBP络合物而被萃取进入有机相,在有机相中加入盐酸因H<'+>极化能力强于Li<'+>而将Li<'+>置换使Li<'+>重新进入水相.LiFeCl<,4>·2TBP在弱极性的离子液体中溶解度优于非极性的溶剂煤油,因此离子液体萃取体系具有更高的锂萃取效率和容量.此外,还进行了盐湖卤水萃取锂的串级实验,结果表明经过三级萃取和二级反萃锂的总提取率大于97%,有机相中镁/锂降低至2.2左右.     

黑云母浸出液富集回收锂

根据浸出液中离子的特点，采用碳酸盐沉淀锂和钙，除钙渣经过硫酸浸出，浸出液采用冠醚类萃取剂14C4分离回收锂。萃取条件为：萃取剂浓度0.5 mol/L、氯仿作为稀释剂、pH=10.0~11.0、萃取时间4 min、萃取温度40 ℃、萃取相比1︰1，锂三级萃取率达到98.21%。负载有机相采用2 mol/L盐酸溶液单级反萃，反萃时间2 min，相比O/A=4，锂单级反萃取率达到98.6%，锂浓度可以达到11.90 g/L。     

废旧锂离子电池电解液回收研究进展

随着电子产品和电动汽车的快速发展，废旧锂离子电池增长快速。目前大多数研究都集中在废旧锂离子电池的正、负极材料回收上，而忽略了电解液的回收利用。电解液中的有机溶剂和电解质锂盐等物质具有较高的回收价值。文章概述了目前废旧锂离子电池电解液的回收处理方法的原理及应用，如高温热解法、蒸馏-冷凝法、化学法和超临界CO₂萃取法等，比较了不同回收方法的优缺点，并展望电解液回收工艺的发展方向。     

用溶剂萃取—沉淀法从废锂离子电池正极材料中回收钴镍锂

采用溶剂萃取—化学沉淀法从废锂离子电池正极材料中回收硫酸钴、氢氧化镍和氟化锂,比较了萃取剂P507和Cyanex272对钴、镍的萃取分离性能。试验结果表明:1-1-1型废锂离子电池正极材料浸出液经P204除锰后,用0.5 mol/L P507或0.6 mol/L Cyanex272经两级错流萃取钴,钴萃取率分别为98.21%和99.44%,镍共萃取率分别为24.42%和4.26%,锂共萃取率分别为15.84%和5.11%,Cyanex272对钴镍的萃取分离性能明显优于P507;P507和Cyanex272负载有机相分别用CoSO_4溶液和HAc-NaAc溶液洗脱共萃取的镍和锂,然后用硫酸反萃取钴,反萃取液中Co/Ni质量比分别为3 217(P507)和12 643(Cyanex272),蒸发结晶可得高纯硫酸钴;萃余液中的镍、锂分别用NaOH和HF沉淀,可得氢氧化镍和氟化锂固体。采用此方法,废锂离子电池正极材料中的钴、镍、锂都得到有效回收。     

废旧锂离子电池真空碳热还原挥发提锂

从废旧锂离子电池中优先提锂可缩短锂的回收流程,是提高锂综合回收率的重要手段,真空还原法可为实现该目标提供新思路。以经拆解后的废旧锂离子电池正、负电极为原料,提出了真空碳热还原挥发提锂的方法,在高温高真空度条件下,利用废旧锂离子电池的石墨负极为还原剂,将三元锂离子电池中的Li2O转化为Li蒸气,挥发并冷凝回收。结果显示：在真空度28 Pa、1 200 ℃保温4 h的优化条件下,锂挥发回收率可达到99.76%。本研究对于废旧锂离子电池真空提锂新技术的开发具有指导作用。     

废旧镍氢电池负极板中稀土的回收

采用湿法冶金工艺,回收废旧镍氢电池负极板中的稀土（RE）元素,用硫酸浸出负极板中的有价金属,分析硫酸浓度、浸出温度、浸出时间等因素对稀土元素浸出率的影响,在硫酸浓度为2.0 mol/L、浸出温度为60℃、浸出时间120 min下,RE的浸出率为92.31%.采用磷酸二异辛酯（P204）为萃取剂萃取浸出液中的稀土,当P204在煤油中的比率为20%时,萃取率为92.86%.用硫酸钠沉淀溶液中的稀土,浸出液中稀土元素回收率可达98.78%.采用XRD和SEM分析表征回收的稀土氧化物的物相和表面形貌,结果表明,回收产物为铈系稀土氧化物,为立方晶系,呈面心立方结构,表面形貌为棱柱形.     

赤泥-钛白废酸综合回收中钪的萃取工艺

针对赤泥-钛白废酸浸出液中钪及主要杂质的特点, 采用先除杂后萃取的工艺对溶液中钪进行萃取分离.首先, 将一定量的活性炭加入赤泥-钛白废酸浸出液中, 吸附去除浸出液中的硅, 硅的去除率可达96.70%, 而钪的去除率仅为1.25%, 这表明活性炭吸附除杂可在保证浸出液中钪含量基本不损失的情况下除去绝大部分的硅.除硅有效控制了浸出液的胶凝现象, 有利于下一步的钪萃取工艺.在萃取工艺过程中, 具体研究了除杂后液的酸度、萃取剂体积分数、相比、萃取时间对钪萃取率的影响.结果表明, 除杂后液酸度以1.81 mol/L为最佳, 既避免了有机相乳化, 又保证了钪的高萃取率; 相比在1/10~1/30之间时, 钪萃取率达到平衡, 但当相比为1/30时, 发生乳化, 难于分离, 因此, 相比1/25为最佳; 萃取时间为15 min时, 钪的萃取率达到平衡; 萃取剂体积分数为15% P204+ 6% TBP时, 钪的萃取率达到最大值.在最佳的萃取工艺条件下, 钪的萃取率达98.80%.      

杂质离子对萃取法从石煤酸浸液中分离纯化钒的影响

含钒石煤经焙烧、硫酸浸出后,酸浸液中含有高浓度的Fe3+、Fe2+、Al 3+和Mg2+等杂质离子。以D2EHPA和TBP为萃取剂,磺化煤油为稀释剂,采用萃取法对该酸浸液进行钒的提纯试验,考察杂质离子对钒萃取率的影响。结果表明,在配制的纯溶液中,V4+的萃取率明显高于V5+;Fe3+质量浓度大于5g/L时会显著降低V4+萃取率;Al 3+和Mg2+的质量浓度低于10g/L时,其共萃率明显降低。对实际酸浸液进行还原处理后,99%的V4+能够被萃取回收,而大部分Fe2+、Al 3+和Mg2+则存在于萃余液中。少数共萃的Fe2+在反萃作业后留在贫有机相中,Al 3+和Mg2+在沉钒后留在沉钒尾水中,不影响V2O5纯度。     

从酸性淋洗液中萃取提金

某黄金冶炼渣经过高温氯化焙烧处理,金以氯化物的形式挥发到烟尘中,后续被冷却塔喷淋收集,获得金含量1.21mg/L的酸性淋洗液。采用溶剂萃取的方法回收酸液中的金,研究了萃取剂种类、萃取剂浓度、相比、温度、时间对金萃取率的影响。结果表明:以浓度90%的二丁基卡必醇为萃取剂,在常温、相比O/A=1/4、1 600r/min振荡10min后金的萃取率可达到99.01%,再用草酸进行反萃可制得海绵金产品。     

Recovery of yttrium from deep-sea mud

Deep-sea mud rich in rare earth yttrium has received lots of attention from the international community as a new resource for Y. A novel process, which mainly includes acid leaching, solvent extraction, and oxalic acid precipitation-roasting, is proposed for recovery of Y from deep-sea mud. A series of experiments were conducted to inspect the impacts of various factors during the process and the optimum conditions were determined. The results show that the Y of deep-sea mud totally exists in apatite minerals which can be decomposed by hydrochloric acid and sulfuric acid solution. The highest leaching efficiency of Y is 94.53% using hydrochloric acid and 84.38% using sulfuric acid under the conditions of H~+concentration 2.0 mol/L, leaching time 60 min, liquid-solid ratio 4:1 and room temperature 25 ℃(only in case of sulfuric acid, when using hydrochloric acid, the leaching temperature should be 60 ℃). Because of the much lower leaching temperature, sulfuric acid leaching is preferred. The counter current extraction and stripping tests were simulated by a cascade centrifugal extraction tank device. Using 10 vol% P204,15 vol% TBP and 75 vol% sulfonated kerosene as extractant, 98.79% Y~(3+) and 42.60% Fe~(3+) are extracted from sulfuric acid leaching liquor(adjusted to pH = 2.0) after seven-stage counter current extraction with O/A ratio of 1:1 at room temperature, while other metals ions such as Al~(3+), Ca~(2+), Mg~(2+)and Mn~(2+) are almost not extracted. The Y~(3+) in loaded organic can be selectively stripped using 50 g/L sulfuric acid solution and the stripping efficiency reaches 99.86% after seven-stage counter current stripping with O/A ratio of 10:1 at room temperature, while only 2.26% co-extracted Fe~(3+) is stripped. The Y~(3+) of loaded strip liquor can be precipitated by oxalic acid to further separate Y~(3+) and Fe~(3+). The precipitation efficiency of Y~(3+) in loaded strip liquor can be 98.56% while Fe~(3+) is not precipitated under the conditions of oxalic acid solution concentration 200 g/L, quality ratio of oxalic acid to Y of 2, and precipitation time 0.5 h. And the precipitate was roasted at 850 ℃ for 3 h to obtain the oxide of Y in which the purity of Y_2 O_3/REO is 79.02% and the contents of major non-rare earth impurities are less than 0.21%.Over the whole process included acid leaching, solvent extraction, and oxalic acid precipitation-roasting,the yttrium yield is 82.04%.     

硫磷混酸体系中钒的萃取实验研究

以某高磷钒矿直接活化硫酸浸出并经预净化的溶液作为研究对象,用N263进行萃取反萃后经过直接沉钒,制得V2O5产品.实验主要研究了水相平衡pH、萃取剂浓度、添加剂浓度、相比、逆流萃取及反萃级数对硫磷混酸体系中钒萃取率的影响.实验确定了N263最佳萃取工艺条件:有机相浓度取15%N263-5%仲辛醇-磺化煤油,O/A=1:3,常温振荡10 min,常温静置10 min,萃取平衡pH=2,经5级逆流萃取,钒的萃取率可达99.51%;最佳反萃工艺条件:反萃剂浓度取1 mol·L-1 NH4 OH4 mol·L-1 NaCl,O/A=3:1,常温振荡10 min,常温静置10 min,反萃平衡pH=8.5,经4级逆流反萃,钒的反萃率可达99.58%;经直接沉钒所得V2O5产品质量达到99.54%,符合GB3283-87V2O598质量要求.     

含铜金矿石氨氰体系浸金机理研究

对于金以非包裹形式存在的含铜金矿石,直接氰化虽然能取得较高的金浸出率(92%),但氰耗高(130 kg/t),而且氰化物耗量并不与铜的浸出量成线性关系。氨氰体系浸金可以得到较高金浸出率的同时,降低氰化物耗量。该体系中最佳氨氰比为3∶1,最大的氰化钠用量为14.7 kg/t,继续增大氰化钠用量,金的浸出率并不明显增高,而过量的氨则会导致试样中铜的快速溶解,同样不利于金的浸出。试样中的可溶性铜使浸出液中的Cu2+浓度满足氨氰体系浸金的要求,过量的Cu2+对浸金不利。研究结果表明,氨氰体系浸出金的机理可能是铜氨络离子充当氧化剂,而氰铜络离子(以Cu(CN)32-为主)充当浸金剂,浸出液中铜浓度和金浓度变化的四个阶段支持了此浸金机理。     

P507萃取废弃线路板微生物浸出液中镍的研究

废弃线路板(PCB)浸出液经萃取提铜除铁后利用P507富集分离浸出液中的Ni 2+,考察萃取剂浓度、皂化率、相比(O/A)、萃取时间、浸出液pH对Ni 2+萃取率的影响。结果表明,在皂化率为30%、相比1∶1、P507浓度20%、萃取搅拌时间3min、浸出液pH 2.07的条件下,PCB微生物浸出液中Ni 2+的萃取率可达99.4%以上。     

Extraction and Stripping of Ytterbium （Ⅲ） from H2SO4 Medium by Cyanex 923

Ytterbiumand other lanthanide oxides are widelyused in the preparation of optical glasses ,glass fibersfor optical purposes ,gasoline-cracking catalysts ,pol-ishing compounds and carbon arcs , and in the ironand steel industriestoremove sulfur ,carbon ,and oth-er electronegative elements fromiron and steel[1].Themain sources of ytterbiumand other heavy rare earthelements are monazite and bastnasite . Withincreasingdemand for rare earth elements ,the separation andpurification of these elements…