一种利用路易斯酸选择性回收废旧锂离子电池正极材料中锂的方法

文档序号:702586 发布日期:2021-04-13 浏览:24次 >En<

阅读说明:本技术 一种利用路易斯酸选择性回收废旧锂离子电池正极材料中锂的方法 (Method for selectively recovering lithium in anode material of waste lithium ion battery by using Lewis acid ) 是由 杨勇霞 关婷 于 2020-12-18 设计创作,主要内容包括:本发明涉及废旧锂离子电池回收技术领域,提供了一种利用路易斯酸选择性回收废旧锂离子电池正极材料中锂的方法。本发明将废旧锂离子电池正极材料与路易斯酸混合进行焙烧处理,利用路易斯酸熔体中过渡金属氧化还原对的电化学氧化还原电位,与废旧锂离子电池材料发生氧化还原反应,锂离子形成可溶性锂盐从锂离子电池正极材料中脱除,再通过浸出和沉淀得到锂盐,实现废旧锂离子电池正极材料中锂的高效选择性提取。本发明流程短,不产生废气和废水,锂选择性高,所得锂盐纯度高。采用本发明的方法对废旧离子电池正极材料中的锂进行提取,锂的浸出率和浸出选择性分别达到95%以上,回收率达到96%以上,锂盐的纯度达到99wt%以上。(The invention relates to the technical field of waste lithium ion battery recovery, and provides a method for selectively recovering lithium in a positive electrode material of a waste lithium ion battery by using Lewis acid. According to the invention, the anode material of the waste lithium ion battery is mixed with Lewis acid for roasting treatment, the electrochemical oxidation-reduction potential of a transition metal oxidation-reduction pair in the Lewis acid melt is utilized to carry out oxidation-reduction reaction with the anode material of the waste lithium ion battery, lithium ions form soluble lithium salt to be removed from the anode material of the lithium ion battery, and the lithium salt is obtained through leaching and precipitation, so that the efficient selective extraction of lithium in the anode material of the waste lithium ion battery is realized. The method has the advantages of short flow, no waste gas and waste water, high lithium selectivity and high purity of the obtained lithium salt. By adopting the method disclosed by the invention to extract lithium in the anode material of the waste ion battery, the leaching rate and the leaching selectivity of the lithium respectively reach more than 95%, the recovery rate reaches more than 96%, and the purity of lithium salt reaches more than 99 wt%.)

一种利用路易斯酸选择性回收废旧锂离子电池正极材料中锂 的方法

技术领域

本发明涉及废旧离子电池回收技术领域,尤其涉及一种利用路易斯酸选择性回收废旧锂离子电池正极材料中锂的方法。

背景技术

近年来电动汽车产业的蓬勃发展,推动了动力锂离子电池需求的快速增长。动力电池使用寿命约为3~8年,据预测,2020年我国动力锂离子电池累计退役量将达36万吨,一方面,报废电池由于含有重金属和含氟有机物,存在明显的环境风险;另一方面,其中含有大量锂、钴等有价元素,具有显著经济价值。因此报废后的废旧动力电池高效资源回收技术需求迫切。

目前,废旧锂离子电池正极材料的回收方法主要有湿法冶金和高温火法处理。湿法冶金法通常以酸、碱溶液为介质,将金属元素转移到浸出液中,从浸出液分离金属元素并制备相应产品。该工艺回收产品纯度高,但杂质分离困难且锂的夹带损失严重,消耗大量酸/碱、有机液,对设备的腐蚀严重,易造成二次污染。

对于高温火法回收处理,CN107988483A公开了一种废旧锂离子电池中有价金属回收的方法,将废旧锂离子电池与碳粉混合后,入回转窑进行低温还原性焙烧,得到焙烧产物,该技术流程短,但锂、铝资源难以有效回收,能耗较高且产生大量废气。CN111733326A公开了一种高效回收废旧锂离子电池三元正极材料的方法。该方法将废旧锂离子电池阴极的正极粉末和生物质粉末焙烧,将焙烧产物进行碳酸化浸出,滤液回收得到磷酸锂;硫酸浸出滤渣,沉淀去除浸出液中的金属杂离子得到净化浸出液,向净化浸出液中补充金属盐,再共沉淀得到镍钴锰三元前驱体。该法得到的焙烧产物中锂盐为碳酸锂,碳酸锂溶解度差,不适合规模化生产。

发明内容

有鉴于此,本发明提供了一种利用路易斯酸选择性回收废旧锂离子电池正极材料中锂的方法。本发明提供的方法方法流程短、不产生废气和废水,能够实现锂的高选择性提取,所得锂盐纯度高。

为了实现上述发明目的,本发明提供以下技术方案:

一种利用路易斯酸选择性回收废旧锂离子电池正极材料中锂的方法,包括以下步骤:

将废旧锂离子电池正极材料和路易斯酸混合后进行焙烧处理,得到焙烧产物;

将所述焙烧产物依次进行浸出、固液分离,得到富锂溶液和固体渣;

将所述富锂溶液进行沉淀处理,得到锂盐;

从所述固体渣中回收有价金属。

优选的,所述路易斯酸为过渡金属卤化物、过渡金属硫酸盐和过渡金属硝酸盐中的一种或几种;所述过渡金属卤化物包括过渡金属氯化物、过渡金属溴化物和过渡金属碘化物中的一种或几种。

优选的,所述过渡金属氯化物包括ZnCl2、CuCl2、MnCl2、FeCl2和NiCl2中的一种或几种;所述过渡金属溴化物包括CuBr2、FeBr2、NiBr2和ZnBr2中的一种或几种;所述过渡金属碘化物包括CuI2、FeI2、NiI2和ZnI2中的一种或几种;所述过渡金属硫酸盐包括ZnSO4、CuSO4、MnSO4和NiSO4中的一种或几种;所述过渡金属硝酸盐包括Zn(NO3)2、Cu(NO3)2、Mn(NO3)2和Ni(NO3)2中的一种或几种。

优选的,所述废旧锂离子电池正极材料和路易斯酸的摩尔比为(0.01~9):1。

优选的,当所述路易斯酸为过渡金属卤化物或过渡金属硫酸盐时,所述焙烧处理的温度为200~1200℃;当所述路易斯酸为过渡金属硝酸盐时,所述焙烧处理的温度为40~1200℃;

所述焙烧处理的时间为0.1~8h,焙烧气氛为空气、氧气、氮气、氩气、氦气和氖气中的一种或几种。

优选的,所述浸出用浸出剂的pH值为5~9,所述浸出的温度为25~100℃,时间为10~300min,固液比为0.1~5000g·L-1

优选的,所述富锂溶液中锂的浓度为1~50g·L-1

优选的,所述沉淀处理为:将所述富锂溶液和沉淀剂混合进行沉淀反应,得到锂盐,所述锂盐的纯度不低于99wt%。

优选的,所述沉淀剂包括碳酸盐、磷酸盐和二氧化碳中的一种或几种;所述沉淀反应的温度为25℃以上,时间为0.5~6h。

优选的,所述从固体渣中回收有价金属的方法包括以下步骤:将所述固体渣依次进行酸浸和沉淀,得到金属盐;

或,包括以下步骤:将所述固体渣依次进行酸浸、萃取和反萃,得到金属盐。

本发明提供了一种利用路易斯酸选择性回收废旧锂离子电池正极材料中锂的方法,本发明将废旧锂离子电池正极材料和路易斯酸混合后进行焙烧处理,将焙烧产物依次进行浸出处理和固液分离,将得到的富锂溶液进行沉淀处理,得到锂盐。本发明提供的方法将废旧锂离子电池正极材料与路易斯酸混合进行焙烧处理,利用路易斯酸熔体中过渡金属氧化还原对的电化学氧化还原电位,与废旧锂离子电池材料发生氧化还原反应,锂离子形成可溶性锂盐(卤化锂、硫酸锂或硝酸锂)从锂离子电池正极材料中脱除,之后通过浸出和沉淀处理回收得到锂盐,实现了废旧锂离子电池正极材料中锂的高效选择性提取。进一步的,本发明对浸出处理所得固体渣中的金属元素进行回收处理,能够同时实现废旧离子电池正极材料中Ni、Co、Mn等有价金属的回收。进一步的,本发明在浸出处理过程中采用pH值为5~9的近中性浸出剂,无需使用强酸强碱试剂即可实现锂的高效浸出。

本发明提供的方法流程短,不产生废气和废水,锂的选择性高,所得锂盐的纯度高。实施例结果表明,采用本发明的方法对废旧锂离子电池正极材料中的锂进行提取,锂的浸出率和浸出选择性分别达到95%以上,回收率达到96%以上,所得锂盐的纯度达到99wt%以上。

附图说明

图1为本发明实施例中利用路易斯酸选择性回收废旧锂离子电池正极材料中锂的流程示意图。

具体实施方式

本发明提供了一种利用路易斯酸选择性回收废旧锂离子电池正极材料中锂的方法,包括以下步骤:

将废旧锂离子电池正极材料和路易斯酸混合后进行焙烧处理,得到焙烧产物;

将所述焙烧产物依次进行浸出、固液分离,得到富锂溶液和固体渣;

将所述富锂溶液进行沉淀处理,得到锂盐;

从所述固体渣中回收有价金属。

本发明将废旧锂离子电池正极材料和路易斯酸混合后进行焙烧处理,得到焙烧产物。本发明对所述废旧锂离子电池正极材料的种类没有特殊要求,本领域技术人员熟知的废旧锂离子电池正极材料都可以使用本发明的方法进行锂的选择性回收。在本发明的具体实施例中,所述废旧锂离子电池正极材料优选为废旧锰酸锂正极材料、废旧钴酸锂正极材料、废旧镍酸锂正极材料、废旧镍钴铝酸锂正极材料、废旧镍钴锰酸锂正极材料和废旧磷酸铁锂正极材料中的一种或几种,具体可以为废旧锰酸锂正极材料和废旧镍钴锰酸锂正极材料的混合物,或者为废旧镍酸锂正极材料和废旧钴酸锂正极材料的混合物,或者为废旧镍钴锰酸锂正极材料和废旧磷酸铁锂正极材料的混合物,或者为废旧锰酸锂正极材料、废旧钴酸锂正极材料和废旧镍钴锰酸锂正极材料的混合物。

在本发明中,所述路易斯酸为过渡金属卤化物、过渡金属硫酸盐和过渡金属硝酸盐中的一种或几种,所述过渡金属卤化物优选包括过渡金属氯化物、过渡金属溴化物和过渡金属碘化物中的一种或几种;所述过渡金属氯化物优选包括ZnCl2、CuCl2、MnCl2、FeCl2和NiCl2中的一种或几种;所述过渡金属溴化物优选包括CuBr2、FeBr2、NiBr2和ZnBr2中的一种或几种;所述过渡金属碘化物优选包括CuI2、FeI2、NiI2和ZnI2中的一种或几种;所述过渡金属硫酸盐包括ZnSO4、CuSO4、MnSO4和NiSO4中的一种或几种;所述过渡金属硝酸盐包括Zn(NO3)2、Cu(NO3)2、Mn(NO3)2和Ni(NO3)2中的一种或几种。

在本发明中,所述废旧锂离子电池正极材料和路易斯酸的摩尔比优选为(0.01~9):1;在本发明的具体实施例中,所述废旧锂离子电池正极材料和路易斯酸的摩尔比具体可以为0.01:1、0.1:1、0.2:1、0.6:1、1:1、2:1、3:1、1.5:1、或9:1。在本发明的具体实施例中,优选先对废旧锂离子电池正极材料中的金属元素的含量进行检测,根据检测结果确定废旧锂离子电池正极材料的摩尔量。

本发明优选直接将路易斯酸固体和废旧锂离子电池正极材料混合,然后将混合物进行焙烧处理。

在本发明中,当所述路易斯酸为过渡金属卤化物或过渡金属硫酸盐时,所述焙烧处理的温度优选为200~1200℃,更优选为500~1000℃,具体可以为400℃、500℃、700℃、900℃、1000℃或1200℃;当所述路易斯酸为过渡金属硝酸盐时,所述焙烧处理的温度优选为40~1200℃,更优选为100~1000℃,具体可以为40℃、50℃、100℃、300℃、400℃、500℃、700℃、900℃、1000℃或1200℃;在本发明中,所述焙烧处理的时间优选为0.1~8h,更优选为1~7h,焙烧气氛优选为空气、氧气、氮气、氩气、氦气和氖气中的一种或几种;在本发明的具体实施例中,焙烧处理的时间具体可以为0.2h、0.4h、1h、3h、5h或8h,焙烧气氛具体可以为空气、氧气-氮气混合气氛、氩气-氮气混合气氛或氧气-氩气混合气氛。

在本发明中,所述焙烧处理过程中,利用路易斯酸熔体中过渡金属氧化还原对的电化学氧化还原电位,与废旧锂离子电池材料发生氧化还原反应,锂形成卤化锂从正极材料中脱除,过渡金属盐则转化为氧化物。以路易斯酸为ZnCl2、锂离子正极材料为锰酸锂为例,所述焙烧处理的化学反应式如下:

ZnCl2+2LiMn2O4→2LiCl+4MnO2+Zn

焙烧处理完成后,本发明将所得焙烧产物依次进行浸出、固液分离,得到富锂溶液和固体渣。在本发明中,所述浸出用浸出剂的pH值优选为5~9,更优选为6~8,进一步优选为7;在本发明的具体实施例中,所述浸出剂优选为水;本发明所得焙烧产物中锂以卤化锂的形式存在,在水中的溶解度较大,而过渡金属氧化物在水中不易溶解,本发明以温和中性浸出剂进行浸出处理,可以实现锂的高选择性提取。

在本发明中,所述浸出的温度优选为25~100℃,更优选为30~85℃;所述浸出的时间优选为10~300min,更优选为20~250min,固液比优选为0.1~5000g·L-1,更优选为10~1000g·L-1;在本发明的具体实施例中,所述浸出的温度具体可以为25℃、30℃、40℃、50℃、90℃或100℃;所述浸出的时间具体可以为10min、20min、40min、50min、100min或300min;所述浸出的液固比具体可以为0.1g·L-1、10g·L-1、100g·L-1、300g·L-1、1000g·L-1或5000g·L-1

在本发明中,所述固液分离的方法优选为过滤。

在本发明中,所述富锂溶液具体为锂盐(卤化锂、硫酸锂或硝酸锂)溶液,所述富锂溶液中锂的浓度优选为1~50g·L-1,优选为5~45g·L-1,在本发明的具体实施例中,所述富锂溶液的浓度具体可以为1g·L-1、5g·L-1、10g·L-1、20g·L-1、30g·L-1或50g·L-1

在本发明中,所述固体渣的主要成分为过渡金属氧化物,具体为氧化锰、氧化镍和氧化钴中的一种或几种,所述固体渣的成分取决于废旧锂离子电池正极材料的种类,例如当废旧锂离子电池正极材料为锰酸锂时,固体渣的主要成分为氧化锰,当废旧锂离子电池正极材料为镍钴锰酸锂时,固体渣的主要成分为氧化钴、氧化镍和氧化锰。

得到富锂溶液后,本发明将所述富锂溶液进行沉淀处理,得到锂盐。在本发明中,所述沉淀处理优选为:将所述富锂溶液和沉淀剂混合进行沉淀反应,得到锂盐;所述沉淀剂优选包括碳酸盐、磷酸盐和二氧化碳中的一种或几种;所述碳酸盐优选为碳酸钠,所述磷酸盐优选为磷酸钠;所述碳酸盐和磷酸盐优选以饱和溶液的形式使用;所述沉淀剂和富锂溶液中锂的摩尔比优选为0.8~1.5:1;当所述沉淀剂为碳酸盐或二氧化碳时,所得锂盐为碳酸锂,当所述沉淀剂为磷酸盐时,所得锂盐为磷酸锂。

在本发明中,所述锂盐的纯度不低于99wt%,例如99.1wt%、99.35wt%、99.41wt%或者99.59wt%等,但并不仅限于所列举的数值,该数值范围内的其他列举数值同样适用。

在本发明中,所述沉淀反应的温度优选为25℃以上,更优选为25~90℃,具体可以为25℃、30℃、35℃、40℃、50℃或90℃;所述沉淀反应的时间优选为0.5~6h,更优选为0.6~5h,具体可以为0.5h、0.7h、1h、3h、5h或6h。

沉淀反应完成后,本发明优选将所得产物料液过滤,得到锂盐。过滤后所得滤液主要为氯化钠盐水,可以用作废旧锂离子电池放电处理,或者提取工业氯化钠粗盐。

得到固体渣后,本发明从所述固体渣中回收有价金属;所述回收的方法具体包括两种,记为方法一和方法二,下面分别进行介绍:

所述方法一优选包括以下步骤:将所述固体渣依次进行酸浸和沉淀,得到金属盐。在本发明中,当所述固体渣中的成分仅包括单一种类的过渡金属氧化物时,适用于方法一;所述酸浸用酸优选为硫酸;本发明对所述酸浸的具体条件没有特殊要求,采用本领域技术人员熟知的条件即可;本发明对所述沉淀的具体条件没有特殊要求,根据酸浸液中过渡金属元素的种类,使用本领域技术人员熟知的沉淀剂进行沉淀即可。

所述方法二包括以下步骤:将所述固体渣依次进行酸浸、萃取和反萃,得到金属盐。在本发明中,当所述固体渣中的成分包括2种以上过渡金属氧化物时,适用于方法二;所述酸浸用酸优选为硫酸;本发明对所述酸浸的具体条件没有特殊要求,采用本领域技术人员熟知的条件即可;本发明对所述萃取和反萃的具体条件没有特殊要求,根据过渡金属的种类,按照本领域技术人员熟知的方法进行操作即可。

下面将结合本发明中的实施例,对本发明中的技术方案进行清楚、完整地描述。

图1为本发明实施例中利用路易斯酸选择性回收废旧锂离子电池正极材料中锂的流程示意图,其中先将废旧锂离子电池正极材料和路易斯酸混合,然后进行焙烧处理,采用近中性浸出剂将焙烧产物进行浸出,得到富锂溶液和固体渣,从富锂溶液中回收锂盐,从固体渣中回收镍钴锰金属盐。

下述实施例中,浸出率(Xi)和浸出选择性(XSi)按照式I~式II进行计算:

式I~II中,Ci为浸出液中i的浓度,g·L(计算锂的浸出率时,Ci即为浸出液中Li的浓度);V为浸出液的体积,L;mi为初始物料中含有i的质量,g;Mi为i的原子量。

实施例1

本实施例采用的正极废料为镍钴锰酸锂,测试正极废料中金属的质量百分含量为:Co:11.96%,Li:6.26%,Al:0.3%,Ni:29.62%,Mn:17.32%。回收步骤如下:

(1)将正极废料与CuCl2、CuI2按摩尔比1:2:1混合均匀,在空气气氛下进行焙烧处理,控制焙烧温度为600℃,焙烧时间为3h,得到焙烧产物。

(2)以水作浸出剂,将步骤(1)获得的焙烧产物进行浸出处理,固液比为500g·L-1,浸出温度为45℃,浸出时间为60min。过滤分离得富锂溶液和固体渣。

(3)向步骤(2)获得的富锂溶液中通入饱和碳酸钠溶液,得到碳酸锂,固体渣依次通过硫酸浸出、萃取和反萃制备钴盐、镍盐和锰盐。

本实施例中,富锂液中锂浓度为20.6g·L-1,锂的浸出率为98.24%,锂的选择性96.32%,回收率为96.31%,所得的碳酸锂纯度为99.51%;

实施例2

本实施例采用的正极废料为钴酸锂,测试正极废料中金属的质量百分含量为:Co:45.28%,Li:6.13%,Al:0.2%,Ni:0.04%,Mn:0.06%。回收步骤如下:

(1)将正极废料与CuCl2按摩尔比1:3混合均匀,在氮气气氛下进行焙烧处理,控制焙烧温度为500℃,焙烧时间为5h,得到焙烧产物。

(2)以水作浸出剂,将步骤(1)获得的焙烧产物进行浸出处理,固液比为300g·L-1,浸出温度为25℃,浸出时间为30min。过滤分离得富锂溶液和固体渣。

(3)向步骤(2)获得的富锂溶液通入CO2,制备碳酸锂,固体渣依次通过硫酸浸出、沉淀制备钴盐。

本实施例中,富锂液中锂浓度为17.98g·L-1,锂的浸出率为99.81%,锂的选择性95.12%,回收率为97.1%,所得碳酸锂纯度为99.58%。

实施例3

本实施例采用的正极废料为镍钴锰酸锂和锰酸锂的混合物,测量正极废料中金属的质量百分含量为:Co:8.56%,Li:7.01%,Al:0.6%,Ni:25.42%,Mn:30.74%。回收步骤如下:

(1)将正极废料与MnCl2按摩尔比1:5混合均匀,在空气气氛下进行焙烧处理,控制焙烧温度400℃,焙烧时间为5h,得到焙烧产物。

(2)以水作浸出剂,将步骤(1)获得的焙烧产物进行浸出处理,固液比为500g·L-1,浸出温度为35℃,浸出时间为60min。过滤分离得富锂溶液和固体渣。

(3)向步骤(2)获得的富锂液通入饱和碳酸钠溶液,制备碳酸锂,固体滤渣依次通过硫酸浸出、萃取和反萃制备钴盐、镍盐和锰盐。

本实施例中,富锂液中锂浓度为30.45g·L-1,锂的浸出率高达99.12%,锂的选择性97.46%,回收率为97.24%,所得碳酸锂纯度为99.61%。

实施例4

本实施例采用的正极废料和实施例1中一致:

(1)将正极废料与ZnSO4按摩尔比0.1:1混合均匀,在氮气气氛下进行焙烧处理,控制焙烧温度为500℃,焙烧时间为6h,得到焙烧产物。

(2)以水作浸出剂,将步骤(1)获得的焙烧产物进行浸出处理,固液比为400g·L-1,浸出温度为25℃,浸出时间为30min。过滤分离得富锂溶液和固体渣。

(3)向步骤(2)获得的富锂溶液通入CO2,制备碳酸锂,固体渣依次通过硫酸浸出、沉淀制备钴盐。

本实施例中,富锂液中锂浓度为29.43g·L-1,锂的浸出率为97.35%,锂的选择性96.12%,回收率为97.11%,所得碳酸锂纯度为99.56%。

实施例5

本实施例采用的正极废料和实施例1中一致:

(1)将正极废料与MnSO4按摩尔比0.2:1混合均匀,在氮气气氛下进行焙烧处理,控制焙烧温度为:550℃,焙烧时间为5h,得到焙烧产物。

(2)以水作浸出剂,将步骤(1)获得的焙烧产物进行浸出处理,固液比为350g·L-1,浸出温度为25℃,浸出时间为30min。过滤分离得富锂溶液和固体渣。

(3)向步骤(2)获得的富锂溶液通入CO2,制备碳酸锂,固体渣依次体滤渣依次通过硫酸浸出、沉淀制备钴盐。

本实施例中,富锂液中锂浓度为35.1g·L-1,锂的浸出率为96.71%,锂的选择性95.88%,回收率为96.14%,所得碳酸锂纯度为99.31%。

实施例6

本实施例采用的正极废料和实施例1中一致:

(1)将正极废料与Zn(NO3)2按摩尔比0.4:1混合均匀,在氮气气氛下进行焙烧处理,控制焙烧温度为110℃,焙烧时间为6h,得到焙烧产物。

(2)以水作浸出剂,将步骤(1)获得的焙烧产物进行浸出处理,固液比为300g·L-1,浸出温度为25℃,浸出时间为30min。过滤分离得富锂溶液和固体渣。

(3)向步骤(2)获得的富锂溶液通入CO2,制备碳酸锂,固体渣依次通过硫酸浸出、沉淀制备钴盐。

本实施例中,富锂液中锂浓度为29.18g·L-1,锂的浸出率为95.82%,锂的选择性96.13%,回收率为97.12%,所得碳酸锂纯度为99.32%。

实施例7

本实施例采用的正极废料和实施例1中一致:

(1)将正极废料与Ni(NO3)2按摩尔比0.2:1混合均匀,在氮气气氛下进行焙烧处理,控制焙烧温度为150℃,焙烧时间为7h,得到焙烧产物。

(2)以水作浸出剂,将步骤(1)获得的焙烧产物进行浸出处理,固液比为320g·L-1,浸出温度为25℃,浸出时间为30min。过滤分离得富锂溶液和固体渣。

(3)向步骤(2)获得的富锂溶液通入CO2,制备碳酸锂,固体渣依次通过硫酸浸出、沉淀制备钴盐。

本实施例中,富锂液中锂浓度为28.91g·L-1,锂的浸出率为96.91%,锂的选择性95.85%,回收率为96.78%,所得碳酸锂纯度为99.24%。

对比例1

正极废料的组成与实施例1相同;回收方法和实施例1相同,区别仅在于:步骤(1)中不加入CuCl2和CuI2

所得富锂液中锂浓度为0.6g·L-1,步骤(4)未制备出碳酸锂,锂的浸出率0.65%,回收率为0.57%;对比例中没有加入路易斯酸固体,在焙烧处理过程中锂离子电池正极废料没有发生反应,在浸出过程中锂离子无法进入液相中,导致浸出率很低。

由以上实施例可以看出,本发明利用路易斯酸熔体中过渡金属氧化还原对的电化学氧化还原电位,与废旧锂离子电池材料发生氧化还原反应,能够有效的使锂离子从锂离子电池正极材料中脱除,通过浸出处理即可实现锂离子的高效选择性回收;本发明提供的方法短流程、不产生废气和废水、节约成本,易于实现工业化应用。

以上所述仅是本发明的优选实施方式,应当指出,对于本技术领域的普通技术人员来说,在不脱离本发明原理的前提下,还可以做出若干改进和润饰,这些改进和润饰也应视为本发明的保护范围。

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