退役锂电池电解液高效热解气化与选择性提锂研究

提出一种退役锂电池电解液高效热解气化和热解气还原正极材料-水浸提取锂的新方法,考察热解温度、氮气流速对电解液气化率的影响规律,研究电解液/正极材料质量比对锂的提取效果的影响。研究结果表明：在热解温度为650℃、氮气流速为35 mL/min、保温时间为30 min条件下,电解液热解气化率高达96.38%,电解液主要转化为一氧化碳、甲烷、氢气、二氧化碳等气体。在质量比为1:0.1、还原温度为650℃、氮气流速为35 mL/min、还原时间为30 min条件下,仅锂元素被高效提取,提取率达到98.93%。本工作同步实现了电解液高效资源转化和正极材料中锂的高效选择性提取,为退役锂电池资源循环利用开辟了新思路。     

含碳球团还原法处理含锌电炉粉尘的试验分析

为综合利用含锌电炉粉尘,提出运用含碳球团的还原处理方法,并进行了扩大性试验,得到了还原焙烧法的合理工艺条件.试验表明:配碳的碳氧比C/O=1.2、还原温度1 150 ℃、料层厚度30 mm、加热时间65 min可取得较好的效果;还原后的球团为半金属化球团,其w(TFe)为50%左右,金属化率60%～70%,球团的残Zn含量在2%以下,是较好的高炉原料;Zn的还原挥发率达到90%左右,收集粉中ZnO含量在90%左右;PbO含量在2%以下,已达到等级氧化锌的标准,实现了含锌电炉粉尘的无害化和资源化利用.     

Fe2O3转变为Fe3O4粉末的微波碳热还原

以活性炭为还原剂及以氩气为保护气,采用微波碳热还原的方法,将弱磁性的Fe2O3还原成强磁性的Fe3O4,并研究焙烧温度、保温时间以及SiO2粉末的加入对其还原焙烧成分及磁化效果的影响规律.结果表明:在配碳量一定的条件下,焙烧温度是微波碳热还原的关键因素,随着温度的升高,还原产物中Fe3O4的含量发生有规律的变化;650℃、保温5 min的条件下经微波还原后生成了纯Fe3O4粉末,其磁化率和还原度分别达到理论值2.33和11.11%;含SiO2的Fe2O3粉末在750℃以上进行微波还原,会生成大量的硅酸亚铁和氧化亚铁,导致Fe3O4含量降低,恶化还原焙烧指标,所以微波磁化焙烧的最佳温度应在570~650℃.     

低品位硼铁矿中硼的富集

采用还原焙烧、磁选工艺流程和粉矿直接入炉焙烧技术,对难选低品位硼铁矿中硼的富集进行了研究.按化学当量比C/O=1(原子比)进行配碳,使用马弗炉进行焙烧实验,在500～1 450℃研究了不同焙烧温度下硼品位和硼回收率的变化.研究结果表明:随着焙烧温度的提高,铁晶颗粒增大,在1 200℃时硼精粉品位达到14.29%,满足硼化工工业对硼品位的要求(ω(B2O3)≥12%);硼回收率在1 200℃以上时能达到90%以上.当焙烧温度在1 350℃以上时,硼的回收率和品位没有太大的变化.焙烧温度选择在1 200～1 350℃为宜,既能实现高的硼回收率,硼品位又能满足硼化工工业的要求.     

废锂电池中钴锂的酒石酸浸出条件研究

以废旧锂离子电池的正极活性黑色混合粉末为实验原料,以可生物降解的酒石酸作为浸出液,运用单因素实验,考察了酒石酸浓度、浸出温度、固液比(正极活性黑色混合粉末的质量与酒石酸体积之比)、反应时间等要素对废锂电池中钴锂金属浸出效果的影响。实验结果表明:浸出液中有Co~(2+)、Li~+生成,酒石酸的结构没有发生改变。当酒石酸浓度为1mol·L~(-1),浸出温度为80℃,固液比为10g·L~(-1),反应时间为80min时,Co~(2+)、Li~+浸出率达到最大,分别为37.4%、83.4%,是低污染回收废锂电池中钴、锂酸浸工艺的最佳浸出条件。     

宣龙式铁矿焙烧还原-磁选工艺及其影响因素

基于煤基焙烧还原-磁选工艺,进行了宣龙式难选鲕状赤铁矿石提铁过程及其影响因素的实验研究.以铁精矿品位和铁回收率为评价指标,确定了适合于该类矿石的最佳工艺条件:焙烧还原温度为1 200℃,还原剂用量为30%,焙烧还原时间为60min,焙烧产物磁选前的磨矿细度为-45μm占96.19%,磁选的磁场强度为111kA.m-1.在该工艺条件下,可以使铁精矿品位达到92.53%,铁回收率达到90.78%.     

白云鄂博尾矿一步法焙烧实验研究

采用差热分析(TG-DTA)和X射线衍射(XRD)方法研究了C-Ca(OH)₂-NaOH体系焙烧白云鄂博尾矿的过程,考察了焙烧温度、焙烧时间、煤用量、Ca(OH)₂用量及NaOH用量对尾矿中稀土矿分解和赤铁矿还原的影响.结果表明:在焙烧温度为650℃,焙烧时间为60min,煤加入量为2%,Ca(OH)₂加入量为4%,NaOH加入量为2%的条件下,赤铁矿可以有效地还原为磁铁矿,还原磁化率为2.37;同时,稀土矿有效地分解成稀土氧化物,稀土浸出率达98.39%.     

某高磷铁矿提铁降磷研究

以湖南某地高磷铁矿为原料,采用还原焙烧一磁选一硫酸浸出工艺进行提铁降磷试验研究.对还原焙烧一磁选粗精矿进行硫酸浸出工艺参数优化,对浸出时间、液固比、硫酸用量和搅拌速度等因素对提铁降磷效果的影响进行研究.研究结果表明:对原矿品位为47.28%Fe(质量分数)和磷含量为1.59%的高磷铁矿石经过还原焙烧一磁选得到的粗精矿,在浸出时间为2h、液固比为2.5、硫酸用量为50 kg/t和搅拌速度为500 r/min的条件下进行酸性浸出提铁降磷,最终得到铁精矿品位达62.35%Fe,磷含量为0.20%,铁总回收率为90.54%和脱磷率为87.42%.     

铝电解槽废旧阴极炭块中有价组分的回收

铝电解槽废旧阴极炭块是铝电解生产最大宗的固体废弃物,并且是含氟量极高的危险固体废料,严重污染周围的环境.采用水洗—化学浸出—煅烧工艺回收铝电解槽废旧阴极炭块中的氟化物和碳粉,采用硫酸铝溶液浸出废旧阴极炭块,实验得到适宜的浸出条件为25℃浸出24h,碳的回收率达到88%,最终产物碳的纯度从61.3%提高到89.6%.考察了溶液温度、溶液pH值和时间与氟回收率之间的关系,浸出溶液中氟化物以Al₂((OH)_0.46F_0.54)₆H₂O和Na₅Al₃F₁₄形式析出,回收的最佳条件为溶液温度90℃,pH值为5.5,180min得到氟离子回收率最大为99.7%,高温煅烧后所得产品为AlF₃和Na₅Al₃F₁₄.     

采用包覆和掺杂同步改性策略修复废旧LiFePO4制备高性能正极材料

随着新能源汽车的日渐普及导致动力电池的需求量和报废量呈现爆发式增长，对废旧电池正极材料进行修复再生利用具有重要的环保和经济意义。通过传统浸出方式回收正极材料中有价金属能够实现正极材料的资源化利用，但存在流程复杂、经济效益低、污染严重等问题；而仅通过补锂的方式修复得到的再生正极材料存在循环稳定性差的缺陷。本研究通过固相烧结法补充废旧LiFePO₄中损失的锂离子，并加入葡萄糖促进 Fe3+还原的同时在LiFePO₄表面形成碳包覆层。此外，在补锂过程中加入Mg2+实现修复再生和掺杂改性同步进行。结果表明，再生过程中同步掺入Mg2+可以明显提高晶体结构稳定性以及锂离子扩散系数。再生LiFePO₄正极材料表现出优异的电化学性能。在1 C倍率下，Mg-RLFP的首次放电容量为131.8 mAh?g?1，200圈和400圈容量保持率分别达到98.8%和92.2%；在0.1 C和10 C的倍率下，Mg-RLFP的放电容量分别为142.9·mAh?g?1和95.5 mAh?g?1。研究结果表明，补锂过程中采用碳包覆与镁离子掺杂同步改性的策略能够有效地修复废旧LiFePO₄正极材料。     

高砷河道尾砂还原焙烧脱砷研究

【目的】对河道尾砂富集分离形成的高砷尾砂进行脱砷处理,使之达到高炉冶炼的要求。【方法】在前期氧化焙烧脱砷研究的基础上,分别采用煤基还原焙烧工艺和气基还原焙烧工艺对含砷量为0.47%的河道尾砂氧化焙烧渣进行脱砷试验。考察焙烧温度、时间、还原气氛CO/(CO+CO_2)和空气流速等主要影响因子对脱砷效果的影响。【结果】气基还原焙烧的脱砷效果优于煤基还原焙烧。气基还原焙烧的适宜条件:焙烧温度900℃、焙烧时间约30min、CO/(CO+CO_2)浓度20%、气体流量0.5m3/h;在适宜的气基还原焙烧条件下,焙烧尾砂中砷的含量可降至0.058%,脱砷率达87.66%。【结论】经气基还原焙烧工艺得到的河道尾砂还原焙烧渣能满足高炉炼铁的要求。     

生物质焦焙烧还原低品位软锰矿及其动力学

采用生物质焦和活性炭粉作还原剂,在管式炉中进行了低品位软锰矿焙烧还原对比试验.分别研究了焙烧温度、焙烧时间、生物质焦用量等条件对软锰矿还原率的影响,对焙烧产物进行了X射线衍射分析.结果表明,生物质焦在焙烧时间和还原效率上优于活性炭粉;软锰矿焙烧还原依次经历Mn O2→Mn2O3→Mn3O4→Mn O过程;在焙烧温度为800℃,焙烧时间为50 min,生物质焦用量为10%时,软锰矿还原率可达98%以上,在此基础上导出了还原动力学方程,并证实还原过程由界面化学反应控制,表观活化能为43.896 k J·mol-1.     

含铅锌赤褐铁矿氧化焙烧脱硫性能和机理

针对含铅锌赤褐铁矿中主要以铅、锌、铁等金属硫化物形式存在的杂质硫,在还原焙烧过程中不能被有效脱除而影响铁精矿质量的问题,采用氧化焙烧方式研究含铅锌赤褐铁矿中硫的脱除效果和脱硫机理。通过脱硫率、焙烧前后产物的矿相分析、显微观察鉴定以及拉曼光谱测试等表征方法,研究焙烧温度、焙烧时间对含铅锌赤褐铁矿脱硫效果的影响,探讨含铅锌赤褐铁矿的脱硫机理及金属硫化物的转化过程。研究结果表明：含铅锌赤褐铁矿中硫、铅、锌的质量分数分别为3.34%、1.50%和1.25%,在焙烧温度为600～1 050℃和焙烧时间为5～120 min的条件下,氧化焙烧对脱硫过程有不同程度的影响,且随着氧化焙烧温度的提高和焙烧时间的延长,脱硫效果提高。在焙烧温度为1 050℃、焙烧时间为60 min的条件下,硫质量分数降至0.25%,总脱硫率可达92.51%,对低价硫的脱硫率达98.64%。随着氧化焙烧温度的提高,焙烧产物中逐渐呈现多孔微小固熔体形貌和表面高温釉质层。脱硫过程主要为FeS₂、PbS、ZnS等金属硫化物在高温下发生不同的氧化反应,且铅锌等金属含量无明显变化,说明含硫杂质被氧化为SO_...     

含碳球团直接还原熔分机理

为了探究含碳球团还原熔分机理,将分析纯的Fe₂O₃、氧化物和不同还原剂固结成球并进行等温还原实验,研究了温度、还原时间、配碳量、还原剂种类等条件对球团还原熔分行为的影响.进一步采用X射线衍射、扫描电子显微镜等手段表征了含碳球团在不同还原时间的微观结构及物相变化.实验结果表明:焙烧温度过低或过高含碳球团都不能良好熔分,配碳量增加可以提高球团还原和熔分速率,适宜的温度、碳氧摩尔比、还原剂分别是1400℃、1.2和煤粉.含碳球团还原熔分包括直接还原反应、间接还原反应、碳的气化反应、渗碳反应和铁的熔化反应,最后实现渣铁分离.     

含砷铁精矿球团预氧化-弱还原焙烧过程中砷的挥发行为

在分析含砷矿物的理化性质和含砷铁精矿矿物学特征的基础上,研究含砷铁精矿球团中砷在预氧化-弱还原焙烧过程中的挥发行为。研究结果表明:内蒙古黄岗铁精矿伴生砷含量为0.344%,且主要以砷黄铁矿形式存在;在200～350℃的干燥阶段不存在砷的挥发;在预热温度为870℃,预热时间为6min,氧含量为6%的条件下,预氧化过程中砷挥发率可达到26.54%,预氧化球团中残余砷主要以砷酸盐形式存在;在无烟煤用量为20%,还原升温时间为60min,恒温焙烧时间为40min的条件下,成品球团矿中砷残留量为0.035%,挥发率达到88.54%;工业生产中应考虑在预氧化阶段和还原焙烧阶段设置砷的回收装置。     

从铜熔炼渣中回收铁的研究

模拟链篦机-回转窑工艺直接还原磁选回收铜渣尾矿中的铁,试验研究了碱度、预热温度、预热时间、还原温度、还原时间及煤矿比等因素对铁精矿质量的影响.结果表明:碱度为0.3,预热温度为1 000℃,预热时间为9 min,还原温度为1 200℃,还原时间为70 min,煤矿比为2:1,焙烧矿球磨时间为20 min(小于0.074 mm,占95%左右)以及磁场强度为0.08 T的条件下,铁品位及回收率均达到90%以上.     

真空铝热还原炼锂新工艺中富锂熟料的制备

常压煅烧氢氧化锂、氧化铝和氧化钙混合物得到富锂熟料,真空铝热还原该熟料得到金属锂及可制备氢氧化铝的12Ca O·7Al2O3型还原渣.研究了制团压力、煅烧温度、煅烧时间对煅烧烧损率及锂还原率的影响.结果表明:在制团压力为30 MPa,煅烧温度为750~800℃,煅烧时间为60~90 min的条件下,烧损率基本保持在34%左右;该条件所得富锂熟料在还原温度1 100℃,还原时间90 min,铝粉不过量的条件下进行真空铝热还原得到锂还原率较高.该煅烧工艺适用于真空铝热还原炼锂新工艺中富锂熟料的制备.     

真空铝热炼锂还原渣回收氢氧化铝的研究

碳酸锂、氧化铝和氧化钙混合常压煅烧可获得LiAlO₂熟料,经真空铝热还原可得金属锂,同时得到铝酸钙系还原渣,主要成分为CaO·Al₂O₃和12CaO·7Al₂O₃.为综合利用该还原渣,通过混合碱液溶出、碳酸化分解回收氢氧化铝.研究溶出温度、溶出时间、还原渣粒度、碳酸钠质量浓度、氢氧化钠质量浓度、金属锂还原率对氧化铝溶出率的影响.结果表明:以锂还原率97%的炼锂还原渣为原料,粒度分布d_○90 74μm、溶出温度95℃、溶出时间120min、碳酸钠质量浓度240g/L及氢氧化钠质量浓度8.9g/L的条件下,氧化铝的溶出率为80.73%.溶出的铝酸钠溶液经碳分可获得体积平均粒径6.50μm及白度值96.9的氢氧化铝.     

某难处理多金属矿石综合浸出铀、铜、银试验研究

针对某难浸铀矿石,采用“氯化焙烧-硫酸浸出”工艺进行处理提取铀、铜、银。研究结果表明,最佳氯化焙烧实验条件为氯化钠用量6%,氯化焙烧温度 460 ℃,氯化焙烧时间2 h,焙烧液固比0.2∶1。对氯化焙烧后的矿样进行硫酸浸出,浸出条件为:硫酸浓度30 g/L、浸出时间30 min、浸出温度70 ℃、液固比2∶1,此时金属离子铀、铜、银的浸出率分别为铀85.08%、铜95.82%、银91.80%。     

红土贫铁矿的金属化

在还原气氛下进行了红土贫铁矿的还原焙烧实验,采用正交实验设计方法,以C/O、焙烧时间和焙烧温度为因素,在还原气氛下得到了最佳工艺条件为:C/O是0.8,还原焙烧温度1350℃,时间为25min.另外发现,在更长的还原焙烧时间或焙烧温度下,产生珠铁分离现象.为接近实际生产条件,进行了敞开氧化气氛实验,由于表面氧化的原因,金属化率仅为50%左右,通过控制球团表面气体搅动,可减轻表面氧化现象,进而提高金属化率,而通过氧化气氛下的实验结果,也证明了实际生产的可行性.