废旧磷酸铁锂正极粉磷酸浸出过程的优化及宏观动力学

随着新能源汽车产业快速发展,磷酸铁锂动力电池退役量爆发式增长,回收需求迫切,但面临回收利用经济性较差的难题。正极材料价值较高,本文提出采用磷酸浸出废旧正极材料以制备电池用磷酸铁,但铝等杂质的分离是关键。本文以含铝的磷酸铁锂正极粉为原料,开展了磷酸浸出过程优化及宏观动力学研究,重点研究了酸料比、浸出温度、液固比、搅拌速度等参数对磷酸铁锂及铝浸出效果的影响规律,并考察了磷酸铁锂在磷酸溶液中浸出的宏观动力学。研究结果表明,在酸料比1.1mL/g、温度20℃、液固比（5∶1)mL/g、搅拌速度400r/min、浸出时间120min条件下,磷酸铁锂浸出率大于93%,铝浸出率小于20%;磷酸铁锂正极粉磷酸浸出过程符合无固态产物层的收缩核模型,表观活化能为24.62kJ/mol,浸出过程受扩散控制。     

机械活化辅助浸出硫化镍矿中有价金属

随着高镍三元锂电池在新能源电动汽车领域的规模化应用,全球镍资源的需求量日益增加,绿色、高效、低成本地从硫化镍矿资源中提取镍的技术备受关注。本工作提出了机械活化辅助氧化浸出硫化镍矿的提取路径,在机械活化过程中通过改变硫化镍矿结构、增加晶体无序化程度、减小粒度和增加比表面积增加硫化镍矿的反应活性,再通过Na2S2O8氧化浸出实现了常压环境中硫化镍矿中有价金属的高效浸出。考察了机械活化和浸出过程中各因素对硫化镍精矿浸出的影响,确定了较优条件。在较优条件球磨转速613 r/min、球料比20:1、球磨时间120 min、酸浓度2 mol/L、过硫酸钠浓度0.42 mol/L、浸出时间60 min、液固比5:1、搅拌速率400 r/min和浸出温度80℃下,Ni, Co, Cu和Fe的浸出率分别达98.9%, 97.7%, 98.2%和98.7%。     

行星球磨对磷酸铁锂前驱体性能的影响

采用行星球磨法制备磷酸铁锂前驱体微粉,并通过激光粒度分析仪对磷酸铁锂前驱体的粒径大小及分布进行表征。主要研究了球料比、球磨时间和球磨转速等球磨工艺对磷酸铁锂前驱体粒径大小及分布的影响。结果表明:通过行星球磨可以获得粒径为微米级别的磷酸铁锂前驱体微粉,最佳的工艺条件是球料比3∶1、球磨转速200 r/min、球磨时间10 h。     

机械活化强化锌焙砂中锌的浸出

锌精矿焙烧阶段产生的铁酸锌(ZnFe₂O₄)是一类具有尖晶石结构的复合氧化物,性质稳定,不溶于稀酸和碱,在常规浸出条件下,仍有20%的锌以铁酸锌的形式存在于锌浸渣中,导致锌精矿焙烧产物的锌浸出率不高,一般为80%左右。机械活化具有使矿物晶格产生缺陷,降低反应对温度、酸浓度等条件依赖程度的优点。因此,本文采用机械活化对锌焙砂进行预处理,以硫酸为浸出剂,研究了机械活化时间、球料比、硫酸浓度、液固比、温度对锌的浸出率及其他杂质离子的影响规律。结果表明：锌的浸出率随机械活化时间的延长呈现出先增大后降低的趋势。机械活化(H₂C₂O₄·2H₂O与锌焙砂的质量比为3.60%,球料比为2∶1,球磨时间10min)-酸浸(70g/L H₂SO₄,液固比为10∶1,温度为35℃)工艺结果表明,锌的浸出率为87.61%,与未机械活化时相比(82.59%),锌的浸出率提高5个百分点。机理分析表明,机械活化使锌焙砂颗粒粒径变小,产生晶格畸...     

铝质岩中锂的浸出富集实验研究

采用氢氟酸作为浸出剂浸出富集铝质岩中的锂,进行了探索实验和单因素实验。结果表明,在75 ℃、固液比（g/mL）为1∶8、氢氟酸体积分数为17%、反应时间为15 min和搅拌强度为300 r/min的条件下,锂的浸出率高达98.73%;保持其他浸出条件不变,采用常温（25 ℃）浸出,锂浸出率仍可达83.80%。采用XRD分析原矿和浸出渣的矿物组成,结果表明,氢氟酸与铝质岩的反应主要是氢氟酸选择性溶解锂的主要载体矿物高岭石的过程,锂在反应过程中发生迁出与富集。     

含铅冶炼废渣中铅的机械力化学稳定行为

将不同添加剂与含铅冶炼烟气渣混合球磨,采用机械力化学方法研究渣中铅的固定效果,分析了渣的化学成分及浸出毒性,考察了添加剂对铅稳定率的影响,通过模拟酸处理实验研究废渣中铅稳定化机制. 结果表明,添加剂对铅机械力化学稳定性的促进顺序为铁粉>铝粉>FeSO4>Fe2O3. 以铁粉作稳定剂、不锈钢球为球磨介质,废渣中铅稳定化的最佳参数为：稳定剂用量8%(w)、球料质量比8:1、球磨时间1.5 h、球磨转速400 r/min. 该条件下废渣中铅浸出毒性为0.258 mg/L,铅稳定率为99.77%. 酸处理过程中球磨样品中铁粉表面腐蚀产生的铁氧化物对铅离子的吸附是铅浸出毒性降低的主要原因.     

废旧磷酸铁锂及钛酸锂混合料硫酸熟化-水浸提锂

本文通过对废旧磷酸铁锂和钛酸锂复杂料进行热解试验,热解过程大致可分为四个阶段：少量的水分挥发阶段、树脂分解阶段、磷酸铁锂被氧化阶段和分解阶段。同时,升温速率越快,最大质量损失曲线向高温区移动。对废旧磷酸铁锂正极的硫酸熟化-水浸试验,得出熟化温度为200℃、熟化时间40min、酸料比0.8mL/g和硫酸浓度18mol/L为最优熟化条件,锂的浸出率可达到97.94%以上。     

还原焙烧水浸法从废旧锂离子电池正极片中高选择性提锂

采用改进的热还原技术从废旧正极片中有效回收锂,其中使用廉价的尿素作为提供氨(NH₃)的唯一添加剂,考察了烧结温度、保温时间、质量比以及填充率对Li浸出率的影响。结果表明,在烧结温度为550℃、保温时间15 min、质量比1:2、填充率180 g/L的条件下,NCM材料中的Li浸出率达99.98%,基本没有其它金属浸出;而在烧结温度为600℃、保温时间30 min、质量比1:2、填充率180 g/L的条件下,LMO材料中的Li浸出率也高达98.49%。     

基于响应面模型优化磷酸铁锂中锂的回收

磷酸铁锂(LFP)是一种价格低廉、安全性高、应用广泛的锂离子电池正极材料,废旧LFP电池中锂元素的高效回收对环境保护和资源利用均有重要意义。采用机械化学法,以柠檬酸和双氧水为助磨剂,可以显著提高锂元素的回收效率。基于响应面模型,发现球料比、柠檬酸浓度、双氧水体积和研磨时间是影响回收率的显著因素。最优实验条件为：球料比31.24 g/g,柠檬酸浓度16.72 g/g,双氧水体积1.66 mL,研磨时间3.26 h,转速524 r/min,此时锂元素回收率可以达到98.81%,与实验结果98.37%非常吻合。     

锂云母硫酸盐法提锂研究

江西宜春锂云母矿与一定量的经改进种类和比例的硫酸盐均混,高温焙烧一定时间,粉碎后稀酸浸出过滤,得到含锂硫酸盐溶液。检测溶液及浸出渣中氧化锂含量,计算氧化锂浸出率。实验结果表明,以硫酸钾、硫酸钙作为硫酸盐混合物,在锂云母与硫酸盐质量比为1∶ 0.45、焙烧温度为900 ℃,焙烧时间为1 h条件下,氧化锂的浸出率可高达95%左右。     

锂云母精矿制备碳酸锂的研究

采用正交试验的方法,从焙烧温度、硫酸浓度、浸液时间、物料比4个因素来讨论其对锂云母精矿中氧化锂的浸出率的影响。试验结果表明,在900 ℃焙烧后的锂云母与70%的硫酸以质量比为1∶1的比例在130 ℃的恒温箱中反应15 min的条件下,氧化锂的浸出率可以达到75%。采用XRD和SEM等方法进行了表征分析,结果表明, 制备的碳酸锂纯度较高,有较好的应用价值。     

富锂盐湖提锂工艺研究进展

通过对富锂盐湖物质来源的分析,论述了全球富锂盐湖的成因以及主要分布区域,列出了全球主要富锂盐湖的锂资源量及分布情况。按照富锂盐湖水化学组分的不同将富锂盐湖划分为碳酸盐型、硫酸盐型和氯化物型三大类,并根据盐湖水Mg/Li比值的大小分为高镁锂比和低镁锂比卤水。按照上述对富锂盐湖的分类,对不同类型的富锂盐湖锂资源的开发工艺进行了详细的综述。提出盐湖提锂工业化进程需解决以下几个问题：开发能耗低、工艺简单、成本低、污染小的工艺路线;注重矿产的综合开发利用、提高矿产开发的附加值;将提锂工艺的开发和环境保护结合起来。     

Oxidative leaching kinetics of molybdenum-uranium ore in H2SO4 using H2O2 as an oxidizing agent

The processing of molybdenum-uranium ore in a sulfuric acid solution using hydrogen peroxide as an oxidant has been investigated. The leaching temperature, hydrogen peroxide concentration, sulfuric acid concentration, leaching time, particle size, liquid-to-solid ratio and agitation speed all have significant effects on the process. The optimum process operating parameters were: temperature: 95°C; H₂O₂ concentration: 0.5 M; sulfuric acid concentration: 2.5 M; time: 2 h; particle size: 74 μm, liquid-to-solid ratio: 14 ∶ 1 and agitation speed: 600 rpm. Under these experimental conditions, the extraction efficiency of molybdenum was about 98.4%, and the uranium extraction efficiency was about 98.7%. The leaching kinetics of molybdenum showed that the reaction rate of the leaching process is controlled by the chemical reaction at the particle surface. The leaching process follows the kinetic model 1 ? (1?X)^1/3 = kt with an apparent activation energy of 40.40 kJ/mole. The temperature, concentrations of H₂O₂ and H₂SO₄ and the mesh size are the main factors that influence the leaching rate. The reaction order in H₂SO₄ was 1.0012 and in H₂O₂ it was 1.2544.     

红土镍矿脱硅渣碳化制备碳酸镁

以红土镍矿脱硅渣为原料,采用碳化、热解工艺制备出碳酸镁产品,并使NiO在碳化渣中富集到2.96%。研究表明,氧化镁的提取率随着搅拌强度、反应时间及液固比（ml:g）的增加而增加,随着反应温度的升高先增加后减少。在搅拌强度600 r·min^-1、反应温度15 ℃、反应时间36 h及液固比（ml:g）40:1的条件下,氧化镁的提取率可达91.57％。经XRD分析,产品为碱式碳酸镁;产品理化性能符合国家化工行业HG/T 2959—2000标准。     

正交法优化锂云母中钾的提取条件

采用正交法优化了锂云母中钾的提取条件.以100 g锂云母提取K2O的量为指标,采用火焰原子吸收光谱进行检测,考察了硫酸质量分数、反应时间和液固质量比3个主要因素对从锂云母中溶出钾的影响.通过正交实验确定锂云母中钾的最佳提取条件为:硫酸质量分数40％、反应时间8h、液固质量比2.5:1(g:g).     

铬盐无钙焙烧渣加压硫酸浸出

对铬盐无钙焙烧渣进行加压硫酸浸出,考察了硫酸浓度、反应温度、铬酸酐加入量、反应时间、铬渣粒度对铬渣硫酸浸出效果的影响. 结果表明,焙烧渣主要物相组成为：铬铁矿(FeCr2O4)和镁铁矿[Mg(Fe,Al)2O4]等尖晶石类矿物含量为73.11%,赤铁矿(a-氧化铁)为12.42%,钠霞石(NaAlSiO4)为10.02%. 铬高效溶出的最佳工艺条件为：硫酸浓度65%(w),反应温度120℃,铬酸酐加入量为铬渣质量的10%,反应时间2 h,搅拌转速500 r/min,该条件下溶出率可达97.93%. 尾渣以硅物相为主,SiO2含量为80.8%. 浸出过程符合收缩未反应核模型,反应表观活化能为16.38 kJ/mol,反应速率为外扩散和化学反应混合控制.     

烧结剂对新疆粉煤灰中锂浸出的作用特性

以新疆燃煤电站典型粉煤灰为研究对象,应用不同烧结剂与粉煤灰分别混合高温煅烧,通过盐酸和硫酸浸出锂,研究了烧结剂种类、煅烧温度、烧结剂添加量、浸出剂种类对锂浸出的影响。另外本文将微波技术应用于锂的浸出,对比研究了微波加热及传统水浴加热对锂浸出的效果。结果表明：碳酸钾、碳酸钠、乙酸钠、氯化钠作为烧结剂活化粉煤灰使锂的浸出效果较好;对于碳酸钠和碳酸氢钠等浸出效果较好的烧结剂,800℃较适宜作为其煅烧温度;盐酸比硫酸溶液更适合作为浸出剂浸出粉煤灰中的锂;微波加热对锂浸出有非常大的优势,微波4min比水浴4h 锂浸出量增加了55%;碳酸钠与碳酸钾混合烧结剂比单一烧结剂表现出更好的活化性能,应用30%碳酸钠和70%碳酸钾混合烧结剂煅烧活化粉煤灰后使灰中锂的浸出率达93%。     

蔗髓低温还原焙烧-浸出低品位软锰矿工艺

以蔗渣造纸工业废弃物蔗髓为还原剂,研究了低温焙烧还原浸出软锰矿的新工艺. 考察了蔗髓与软锰矿中锰的质量比、焙烧时间、焙烧温度、搅拌速率、浸出温度、浸出时间、H2SO4浓度和液固比对锰浸出率的影响,并分析还原焙烧过程. 结果表明,锰浸出率随蔗髓用量、焙烧时间、焙烧温度、搅拌速率、浸出温度、浸出时间、H2SO4浓度和液固比增加先增加然后基本保持不变. 蔗髓热解生成还原性气体有机物将软锰矿中高价锰氧化物MnO2还原为低价MnO. 适宜的焙烧还原浸出条件为：蔗髓/锰质量比0.62:1、还原焙烧温度350℃、还原焙烧时间60 min、浸出搅拌速率200 r/min、浸出温度60℃、浸出时间40 min、H2SO4浓度3.0 mol/L、液固比6 mL/g. 在此条件下,软锰矿的浸出率可达97%.