CN115818676A - 一种低温焙烧含锂废铝电解质提锂收氟的方法 - Google Patents
一种低温焙烧含锂废铝电解质提锂收氟的方法 Download PDFInfo
- Publication number
- CN115818676A CN115818676A CN202211601031.3A CN202211601031A CN115818676A CN 115818676 A CN115818676 A CN 115818676A CN 202211601031 A CN202211601031 A CN 202211601031A CN 115818676 A CN115818676 A CN 115818676A
- Authority
- CN
- China
- Prior art keywords
- lithium
- hours
- water
- washing
- roasting
- Prior art date
- Legal status (The legal status is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the status listed.)
- Granted
Links
- 229910052744 lithium Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 192
- WHXSMMKQMYFTQS-UHFFFAOYSA-N Lithium Chemical compound [Li] WHXSMMKQMYFTQS-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims abstract description 188
- 239000003792 electrolyte Substances 0.000 title claims abstract description 120
- 229910052782 aluminium Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 112
- XAGFODPZIPBFFR-UHFFFAOYSA-N aluminium Chemical compound [Al] XAGFODPZIPBFFR-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims abstract description 112
- 239000002699 waste material Substances 0.000 title claims abstract description 89
- 229910052731 fluorine Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 73
- 239000011737 fluorine Substances 0.000 title claims abstract description 73
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims abstract description 62
- PXGOKWXKJXAPGV-UHFFFAOYSA-N Fluorine Chemical compound FF PXGOKWXKJXAPGV-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims 2
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N water Chemical compound O XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 126
- 238000002386 leaching Methods 0.000 claims abstract description 103
- 239000002253 acid Substances 0.000 claims abstract description 79
- 239000013078 crystal Substances 0.000 claims abstract description 48
- CURLTUGMZLYLDI-UHFFFAOYSA-N Carbon dioxide Chemical compound O=C=O CURLTUGMZLYLDI-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 42
- 239000003513 alkali Substances 0.000 claims abstract description 42
- 239000012535 impurity Substances 0.000 claims abstract description 29
- XGZVUEUWXADBQD-UHFFFAOYSA-L lithium carbonate Chemical compound [Li+].[Li+].[O-]C([O-])=O XGZVUEUWXADBQD-UHFFFAOYSA-L 0.000 claims abstract description 27
- 229910052808 lithium carbonate Inorganic materials 0.000 claims abstract description 27
- 238000000926 separation method Methods 0.000 claims abstract description 27
- 239000001569 carbon dioxide Substances 0.000 claims abstract description 21
- 229910002092 carbon dioxide Inorganic materials 0.000 claims abstract description 21
- HEMHJVSKTPXQMS-UHFFFAOYSA-M Sodium hydroxide Chemical compound [OH-].[Na+] HEMHJVSKTPXQMS-UHFFFAOYSA-M 0.000 claims description 153
- 238000005406 washing Methods 0.000 claims description 102
- CDBYLPFSWZWCQE-UHFFFAOYSA-L Sodium Carbonate Chemical compound [Na+].[Na+].[O-]C([O-])=O CDBYLPFSWZWCQE-UHFFFAOYSA-L 0.000 claims description 100
- 239000007787 solid Substances 0.000 claims description 67
- 238000002156 mixing Methods 0.000 claims description 51
- 229910000029 sodium carbonate Inorganic materials 0.000 claims description 50
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N Sulfuric acid Chemical compound OS(O)(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 48
- 235000017550 sodium carbonate Nutrition 0.000 claims description 46
- PUZPDOWCWNUUKD-UHFFFAOYSA-M sodium fluoride Chemical compound [F-].[Na+] PUZPDOWCWNUUKD-UHFFFAOYSA-M 0.000 claims description 46
- 239000000243 solution Substances 0.000 claims description 45
- 238000001704 evaporation Methods 0.000 claims description 44
- 238000001914 filtration Methods 0.000 claims description 42
- 239000007788 liquid Substances 0.000 claims description 37
- KWYUFKZDYYNOTN-UHFFFAOYSA-M Potassium hydroxide Chemical compound [OH-].[K+] KWYUFKZDYYNOTN-UHFFFAOYSA-M 0.000 claims description 36
- 239000002893 slag Substances 0.000 claims description 34
- 239000000463 material Substances 0.000 claims description 33
- 230000008020 evaporation Effects 0.000 claims description 24
- BWHMMNNQKKPAPP-UHFFFAOYSA-L potassium carbonate Chemical compound [K+].[K+].[O-]C([O-])=O BWHMMNNQKKPAPP-UHFFFAOYSA-L 0.000 claims description 24
- 230000001376 precipitating effect Effects 0.000 claims description 24
- 239000008367 deionised water Substances 0.000 claims description 22
- 229910021641 deionized water Inorganic materials 0.000 claims description 22
- 239000012452 mother liquor Substances 0.000 claims description 22
- 239000000203 mixture Substances 0.000 claims description 13
- 229910000027 potassium carbonate Inorganic materials 0.000 claims description 12
- 235000011181 potassium carbonates Nutrition 0.000 claims description 12
- 229910001610 cryolite Inorganic materials 0.000 claims description 9
- UIIMBOGNXHQVGW-UHFFFAOYSA-M Sodium bicarbonate Chemical compound [Na+].OC([O-])=O UIIMBOGNXHQVGW-UHFFFAOYSA-M 0.000 claims description 8
- 239000000706 filtrate Substances 0.000 claims description 8
- QTBSBXVTEAMEQO-UHFFFAOYSA-N Acetic acid Chemical compound CC(O)=O QTBSBXVTEAMEQO-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 6
- BVKZGUZCCUSVTD-UHFFFAOYSA-L Carbonate Chemical compound [O-]C([O-])=O BVKZGUZCCUSVTD-UHFFFAOYSA-L 0.000 claims description 6
- MUBZPKHOEPUJKR-UHFFFAOYSA-N Oxalic acid Chemical compound OC(=O)C(O)=O MUBZPKHOEPUJKR-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 6
- VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-N Hydrochloric acid Chemical compound Cl VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 4
- NBIIXXVUZAFLBC-UHFFFAOYSA-N Phosphoric acid Chemical compound OP(O)(O)=O NBIIXXVUZAFLBC-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 4
- 150000004673 fluoride salts Chemical class 0.000 claims description 4
- 238000007654 immersion Methods 0.000 claims description 4
- 239000011259 mixed solution Substances 0.000 claims description 4
- 229910000030 sodium bicarbonate Inorganic materials 0.000 claims description 4
- 235000017557 sodium bicarbonate Nutrition 0.000 claims description 4
- GRYLNZFGIOXLOG-UHFFFAOYSA-N Nitric acid Chemical compound O[N+]([O-])=O GRYLNZFGIOXLOG-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 3
- 238000001354 calcination Methods 0.000 claims description 3
- AXCZMVOFGPJBDE-UHFFFAOYSA-L calcium dihydroxide Chemical compound [OH-].[OH-].[Ca+2] AXCZMVOFGPJBDE-UHFFFAOYSA-L 0.000 claims description 3
- 239000000920 calcium hydroxide Substances 0.000 claims description 3
- 229910001861 calcium hydroxide Inorganic materials 0.000 claims description 3
- 229910017604 nitric acid Inorganic materials 0.000 claims description 3
- 239000011736 potassium bicarbonate Substances 0.000 claims description 3
- 235000015497 potassium bicarbonate Nutrition 0.000 claims description 3
- 229910000028 potassium bicarbonate Inorganic materials 0.000 claims description 3
- TYJJADVDDVDEDZ-UHFFFAOYSA-M potassium hydrogencarbonate Chemical compound [K+].OC([O-])=O TYJJADVDDVDEDZ-UHFFFAOYSA-M 0.000 claims description 3
- 239000000843 powder Substances 0.000 claims description 3
- 229910000147 aluminium phosphate Inorganic materials 0.000 claims description 2
- 235000006408 oxalic acid Nutrition 0.000 claims description 2
- 238000007670 refining Methods 0.000 claims description 2
- 230000001105 regulatory effect Effects 0.000 claims description 2
- 238000000967 suction filtration Methods 0.000 claims description 2
- 238000001556 precipitation Methods 0.000 claims 1
- YCKRFDGAMUMZLT-UHFFFAOYSA-N Fluorine atom Chemical compound [F] YCKRFDGAMUMZLT-UHFFFAOYSA-N 0.000 abstract description 70
- 238000011084 recovery Methods 0.000 abstract description 57
- 230000008901 benefit Effects 0.000 abstract description 4
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 abstract description 4
- 238000000227 grinding Methods 0.000 description 41
- 230000008569 process Effects 0.000 description 33
- HBBGRARXTFLTSG-UHFFFAOYSA-N Lithium ion Chemical compound [Li+] HBBGRARXTFLTSG-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 25
- 229910001416 lithium ion Inorganic materials 0.000 description 21
- 238000006243 chemical reaction Methods 0.000 description 16
- PQXKHYXIUOZZFA-UHFFFAOYSA-M lithium fluoride Chemical compound [Li+].[F-] PQXKHYXIUOZZFA-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 14
- 229910003002 lithium salt Inorganic materials 0.000 description 12
- 159000000002 lithium salts Chemical class 0.000 description 12
- KRHYYFGTRYWZRS-UHFFFAOYSA-N Fluorane Chemical compound F KRHYYFGTRYWZRS-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 11
- 239000007789 gas Substances 0.000 description 11
- 229910000040 hydrogen fluoride Inorganic materials 0.000 description 11
- 239000011775 sodium fluoride Substances 0.000 description 11
- 235000013024 sodium fluoride Nutrition 0.000 description 11
- 230000000052 comparative effect Effects 0.000 description 10
- 230000009466 transformation Effects 0.000 description 9
- 230000002378 acidificating effect Effects 0.000 description 8
- 239000011734 sodium Substances 0.000 description 7
- 239000000654 additive Substances 0.000 description 6
- 230000000996 additive effect Effects 0.000 description 6
- ANBBXQWFNXMHLD-UHFFFAOYSA-N aluminum;sodium;oxygen(2-) Chemical compound [O-2].[O-2].[Na+].[Al+3] ANBBXQWFNXMHLD-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 6
- VVNXEADCOVSAER-UHFFFAOYSA-N lithium sodium Chemical compound [Li].[Na] VVNXEADCOVSAER-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 6
- 229910001388 sodium aluminate Inorganic materials 0.000 description 6
- 239000002585 base Substances 0.000 description 5
- 238000004064 recycling Methods 0.000 description 5
- 238000005265 energy consumption Methods 0.000 description 4
- NROKBHXJSPEDAR-UHFFFAOYSA-M potassium fluoride Chemical compound [F-].[K+] NROKBHXJSPEDAR-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 4
- 239000002994 raw material Substances 0.000 description 4
- 230000000694 effects Effects 0.000 description 3
- 238000010438 heat treatment Methods 0.000 description 3
- 230000007246 mechanism Effects 0.000 description 3
- 239000000047 product Substances 0.000 description 3
- 239000000376 reactant Substances 0.000 description 3
- 239000004575 stone Substances 0.000 description 3
- 239000000126 substance Substances 0.000 description 3
- UIIMBOGNXHQVGW-DEQYMQKBSA-M Sodium bicarbonate-14C Chemical compound [Na+].O[14C]([O-])=O UIIMBOGNXHQVGW-DEQYMQKBSA-M 0.000 description 2
- 238000002441 X-ray diffraction Methods 0.000 description 2
- JFBZPFYRPYOZCQ-UHFFFAOYSA-N [Li].[Al] Chemical compound [Li].[Al] JFBZPFYRPYOZCQ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 229910001515 alkali metal fluoride Inorganic materials 0.000 description 2
- 229910000272 alkali metal oxide Inorganic materials 0.000 description 2
- 238000005868 electrolysis reaction Methods 0.000 description 2
- 238000003912 environmental pollution Methods 0.000 description 2
- 150000002500 ions Chemical class 0.000 description 2
- VUZPPFZMUPKLLV-UHFFFAOYSA-N methane;hydrate Chemical compound C.O VUZPPFZMUPKLLV-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 239000010413 mother solution Substances 0.000 description 2
- 230000001590 oxidative effect Effects 0.000 description 2
- 239000011698 potassium fluoride Substances 0.000 description 2
- 235000003270 potassium fluoride Nutrition 0.000 description 2
- 239000002910 solid waste Substances 0.000 description 2
- IRPGOXJVTQTAAN-UHFFFAOYSA-N 2,2,3,3,3-pentafluoropropanal Chemical compound FC(F)(F)C(F)(F)C=O IRPGOXJVTQTAAN-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- KLZUFWVZNOTSEM-UHFFFAOYSA-K Aluminum fluoride Inorganic materials F[Al](F)F KLZUFWVZNOTSEM-UHFFFAOYSA-K 0.000 description 1
- 229910010199 LiAl Inorganic materials 0.000 description 1
- VMHLLURERBWHNL-UHFFFAOYSA-M Sodium acetate Chemical compound [Na+].CC([O-])=O VMHLLURERBWHNL-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 1
- XSQUKJJJFZCRTK-UHFFFAOYSA-N Urea Chemical compound NC(N)=O XSQUKJJJFZCRTK-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 238000010306 acid treatment Methods 0.000 description 1
- 230000009471 action Effects 0.000 description 1
- 229910052783 alkali metal Inorganic materials 0.000 description 1
- 150000001340 alkali metals Chemical class 0.000 description 1
- 239000004411 aluminium Substances 0.000 description 1
- PNEYBMLMFCGWSK-UHFFFAOYSA-N aluminium oxide Inorganic materials [O-2].[O-2].[O-2].[Al+3].[Al+3] PNEYBMLMFCGWSK-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910001570 bauxite Inorganic materials 0.000 description 1
- 230000009286 beneficial effect Effects 0.000 description 1
- 238000007664 blowing Methods 0.000 description 1
- BRPQOXSCLDDYGP-UHFFFAOYSA-N calcium oxide Chemical compound [O-2].[Ca+2] BRPQOXSCLDDYGP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000000292 calcium oxide Substances 0.000 description 1
- ODINCKMPIJJUCX-UHFFFAOYSA-N calcium oxide Inorganic materials [Ca]=O ODINCKMPIJJUCX-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000004202 carbamide Substances 0.000 description 1
- 230000008859 change Effects 0.000 description 1
- 238000002485 combustion reaction Methods 0.000 description 1
- 125000004122 cyclic group Chemical group 0.000 description 1
- 238000010586 diagram Methods 0.000 description 1
- 238000004090 dissolution Methods 0.000 description 1
- 230000009977 dual effect Effects 0.000 description 1
- 238000000605 extraction Methods 0.000 description 1
- 238000010304 firing Methods 0.000 description 1
- -1 fluorine salt Chemical class 0.000 description 1
- 230000006872 improvement Effects 0.000 description 1
- 239000002244 precipitate Substances 0.000 description 1
- 238000011085 pressure filtration Methods 0.000 description 1
- 238000007789 sealing Methods 0.000 description 1
- 239000001632 sodium acetate Substances 0.000 description 1
- 235000017281 sodium acetate Nutrition 0.000 description 1
- ZNCPFRVNHGOPAG-UHFFFAOYSA-L sodium oxalate Chemical compound [Na+].[Na+].[O-]C(=O)C([O-])=O ZNCPFRVNHGOPAG-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- 229940039790 sodium oxalate Drugs 0.000 description 1
- 159000000000 sodium salts Chemical class 0.000 description 1
- 238000003756 stirring Methods 0.000 description 1
- 238000011426 transformation method Methods 0.000 description 1
- 230000001131 transforming effect Effects 0.000 description 1
- 230000007306 turnover Effects 0.000 description 1
- 238000009736 wetting Methods 0.000 description 1
Images
Classifications
-
- Y—GENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
- Y02—TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
- Y02P—CLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
- Y02P10/00—Technologies related to metal processing
- Y02P10/20—Recycling
Landscapes
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
本发明公开了一种低温焙烧含锂废铝电解质提锂收氟的方法，通过将含锂废铝电解质与混合碱在二氧化碳和水蒸气的双气氛环境下进行低温焙烧即可得到含锂稳定晶型(Li2Al4(CO3)(OH)12·3H2O)，该晶型不溶于碱，不溶于水，在低温、弱酸条件下即可完全浸出，浸出条件温和，氟、锂分离方便高效，锂浸出率高，杂质少，在高效回收氟的同时进一步保障了后续回收获得碳酸锂的纯度和降低回收难度。本发明与现有技术相比较具有锂、氟元素分离和回收效率高、产品附加值高、生产成本低等优点。
Description
技术领域
本发明涉及含锂废铝电解质的处理，具体涉及一种低温焙烧含锂废铝电解质提锂收氟的方法，属于工业固废的资源化处理技术领域。
背景技术
锂盐作为铝电解质的添加剂在电解铝行业发挥着十分重要的角色，其可以明显降低电解质的初晶温度，提高电导率，节能降耗。一般铝电解质中的LiF含量在1％～3％之间左右，但由于低品位铝土矿中含有锂，随着氧化铝原料不断在电解槽中富集，电解质中的锂含量不断富集，有些铝厂的锂盐含量甚至超过8％，这种高锂电解质对电解工艺会产生负面作用，严重影响电解槽的正常运行。因此，企业通常将这些高锂电解质移出电解质循环，但会导致大量复杂铝电解质堆存废置，不仅污染环境，还造成了氟资源的严重浪费，对环境造成很大污染。目前锂资源紧缺，其需求量已经供不应求，价格居高不下，如果通过合理的工艺提取废铝电解质中的锂元素，扩大锂资源的回收利用，并去除锂元素对铝电解生产的影响，对锂盐工业的发展和提高铝电解经济效益具有重要意义。
我国铝电解质为酸性电解质，电解质中锂很容易和过剩的氟化铝结合成Na2LiAlF6，使得废铝电解质中锂的存在形式主要为NaLi2AlF6。Na2LiAlF6具有与Na3AlF6相似的性质，为不可溶性锂盐，这增加了废电解质提锂的难度。目前，普遍采用强酸浸出或强酸焙烧后水浸的方法使铝电解质中的锂盐等物质溶解，但酸浸提取或焙烧过程中均有大量HF气体产生，不利于环保，且杂质离子会一起浸出，后续分离操作难度高。现有的一些措施是采用高温焙烧的方法使不可溶性锂盐转型，如CN107587167B提出了一种含锂铝电解质晶型改变的方法，该方法利用添加剂在高温焙烧下将锂钠冰晶石转化成LiF，Li2O，Li3AlF6等，添加剂包括除锂之外的碱金属氧化物、在高温焙烧条件下可转化成碱金属氧化物的除锂之外的碱金属含氧酸盐中的一种或多种，混合物料中铝电解质含有的碱金属氟化物、添加剂在高温焙烧条件下可转化成的碱金属氟化物，转化后的晶型仍需再使用大量的浓、强酸浸出锂元素，但也会使其他组分也同时浸出。CN113684369B中公开了一种废工业含锂铝电解质的处理方法，该方法是将含锂铝电解质与添加剂一起高温焙烧，添加剂为氢氧化钠或者氢氧化钾粉末，将锂钠冰晶石转化为LiAl2(OH)7和LiF，但LiF浸出过程中仍会产生HF气体。
综上所述，现有提锂工艺中若不对不可溶性锂盐转型或者转型不彻底，存在锂浸出率低或者需采取极苛刻条件如浓、强酸浸出，含锂浸出液后续难处理、分离的问题，若高温焙烧或强酸强碱焙烧，能耗高，对设备要求高，强酸与含氟电解质反应产生HF的问题依然存在。因此，寻找一种将不可溶性锂盐彻底转型的温和转型方式、且改善转型后产物浸出条件的方法尤为重要。
发明内容
针对现有技术中对含锂废铝电解质进行资源化处理时存在的能耗大、锂回收率低、易产生HF污染环境、杂质分离难、氟元素未有效回收等问题，本发明提供了一种低温焙烧含锂废铝电解质提锂收氟的方法，将含锂废铝电解质与混合碱在二氧化碳和水蒸气的双气氛环境下进行低温焙烧即可得到不溶于碱而在弱酸性条件下即可通过低温浸出锂的含锂稳定晶型(Li2Al4(CO3)(OH)12·3H2O)，同时还将含锂废铝电解质中含有的氟几乎全部转变为可溶性氟盐，仅需通过简单的水洗，即可实现氟的高效回收，在高效回收氟的同时进一步保障了后续回收获得碳酸锂的纯度和降低回收难度。本发明与现有技术相比较具有锂、氟元素分离和回收效率高、产品附加值高、生产成本低等优点。
为实现上述目的，本发明所采用的技术方案具体如下所述：
一种低温焙烧含锂废铝电解质提锂收氟的方法，该方法具体包括以下步骤：
1)先将含锂废铝电解质粉料与碱混合获得混合料，然后将混合料在二氧化碳和水蒸气的双气氛环境下进行焙烧处理，获得焙烧料。
2)将焙烧料细化后进行水浸处理，固液分离后获得滤渣和滤液。滤渣进行下一级处理，滤液另行处置。
3)将滤渣进行洗涤后获得水洗渣和洗涤水。将洗涤水进行浓缩析晶获得高纯氟盐。采用酸对水洗渣进行酸浸处理，固液分离后获得酸浸渣和浸出液。浸出液进行下一级处理，酸浸渣另行处置。在本发明中，浸出液可以任选地进行或不进行循环浸出处理，根据实际工况进行调整即可。
4)调节浸出液至碱性，滤出杂质并进行浓缩后再加入可溶性碳酸盐，最后析出晶体获得碳酸锂，母液循环用于沉锂(即与浸出液混合后循环进行步骤4))。
作为优选，该方法还包括：
5)将步骤2)获得的滤液与步骤3)中洗涤水析出氟盐后的残液进行混合获得混合液，将该混合液用于制取获得冰晶石。
作为优选，在步骤1)中，所述碱包括氢氧化钠、氢氧化钾、氢氧化钙中的一种或多种和碳酸钠、碳酸钾、碳酸氢钠、碳酸氢钾中的一种或多种的混合物。优选为氢氧化钠与碳酸钠组成的混合碱、氢氧化钾与碳酸钾组成的混合碱。
作为优选，在步骤1)中，在混合碱中，氢氧化钠与碳酸钠或氢氧化钾与碳酸钾的混合质量比为1-10:1，优选为1.5-8:1，更优选为2-6:1。例如为1:1、1.2:1、1.5:1、1.8:1、2:1、2.2:1、2.4:1、2.6:1、2.8:1、3:1、3.2:1、3.5:1、3.8:1、4:1、4.5:1、5:1、5.5:1、6:1、7:1、8:1、9:1、10:1中的一种。
作为优选，在步骤1)中，混合碱的加入量为含锂废铝电解质总质量的10-50％，优选为15-40％，更优选为20-35％，例如为10％、12％、15％、18％、20％、22％、24％、26％、28％、30％、33％、35％、38％、40％、45％、50％中的一种。
作为优选，在步骤1)中，所述二氧化碳和水蒸气的双气氛环境具体为向焙烧设备中充满二氧化碳和水蒸气，并使得焙烧设备内的气氛压力为正压，优选焙烧设备内的气氛压力为标准大气压的1.1-2倍，更优选为标准大气压的1.3-1.8倍。例如为标准大气压的1.1倍、1.2倍、1.3倍、1.4倍、1.5倍、1.6倍、1.7倍、1.8倍、1.9倍、2倍中的一种。
作为优选，在步骤1)中，焙烧处理的温度为100-275℃，优选为120-270℃，更优选为150-260℃，例如为120℃、125℃、130℃、135℃、140℃、145℃、150℃、155℃、160℃、165℃、170℃、175℃、180℃、185℃、190℃、200℃、210℃、220℃、230℃、240℃、250℃、260℃、270℃中的一种。
作为优选，在步骤1)中，焙烧处理的时间为1-10h，优选为1.5-8h，更优选为2-5h，例如为1h、1.2h、1.5h、1.8h、2.5h、3h、3.5h、4h、5h、6h、7h、8h、9h、10h中的一种。
作为优选，在步骤2)中，水浸处理的水为去离子水，水浸处理时的液固比为3-10:1，优选为4-9:1，更优选为5-8:1，例如为3:1、3.5:1、4:1、4.5:1、5:1、5.5:1、6:1、6.5:1、7:1、7.5:1、8:1、8.5:1、9:1、9.5:1、10:1中的一种。
作为优选，在步骤2)中，水浸处理的时间为1-8h，优选为1.5-7h，更优选为2-6h，例如为1h、1.5h、1.8h、2.0h、2.5h、3h、3.5h、4h、4.5h、5h、5.5h、6h、6.5h、7h、7.5h、8h中的一种。
作为优选，在步骤2)中，水浸处理的浸出温度为50-90℃，优选为55-85℃，更优选为60-80℃，例如为55℃、60℃、65℃、70℃、75℃、80℃、85℃、90℃中的一种。
作为优选，在步骤3)中，将滤渣进行洗涤的次数为1-10次，优选为2-8次，更优选为3-5次，例如为2次、3次、4次、5次、6次、7次、8次中的一种。
作为优选，在步骤3)中，单次洗涤滤渣时的液固比为1-5:1，优选为1.5-4:1，更优选为2-3.5:1，例如为1:1、1.2:1、1.4:1、1.6:1、1.8:1、2:1、2.2:1、2.4:1、2.6:1、2.8:1、3:1、3.2:1、3.4:1、3.6:1、3.8:1、4:1、4.3:1、4.5:1中的一种。一般洗涤方式为多级(例如3、4、5、6级等)逆流洗涤。
作为优选，在步骤3)中，酸浸处理的酸为pH低于4的稀酸溶液，优选为pH为1-3.5的硫酸溶液、盐酸溶液、硝酸溶液、磷酸溶液、草酸溶液、醋酸溶液中的一种或多种。
作为优选，在步骤3)中，酸浸处理的液固比为2-8:1，优选为2.5-6:1，更优选为3-5:1，例如为2:1、2.2:1、2.5:1、2.8:1、3:1、3.2:1、3.5:1、3.8:1、4:1、4.2:1、4.5:1、4.8:1、5:1、5.5:1、6:1中的一种。
作为优选，在步骤3)中，酸浸处理的时间为1.5-8h，优选为2-6h，更优选为3-5h，例如为1.5h、1.8h、2.0h、2.2h、2.5h、2.8h、3h、3.2h、3.5h、3.8h、4h、4.2h、4.5h、4.8h、5h、5.5h、6h、6.5h、7h、7.5h、8h中的一种。
作为优选，在步骤3)中，酸浸处理的温度为30-90℃，优选为40-80℃，更优选为50-70℃，例如为30℃、35℃、40℃、45℃、50℃、55℃、60℃、65℃、70℃、75℃、80℃、85℃、90℃中的一种。
作为优选，在步骤4)中，调节浸出液至碱性为采用氢氧化钠和/或氢氧化钾调节浸出液的pH为7.5-10，优选为8-9.5，更优选为8.5-9。
作为优选，在步骤4)中，所述可溶性碳酸盐为碳酸钠和/或碳酸钾，优选为碳酸钠。
作为优选，在步骤1-4)中，所述固液分离为压滤、负压抽滤、离心分离中的一种或多种。
作为优选，在步骤1-4)中，所述浓缩为蒸发浓缩，浓缩倍数为3-10倍，优选为4-8倍。蒸发浓缩产生的水蒸气循环用于焙烧处理。
在现有技术中，含锂废铝电解质中不溶性锂盐含量高，需采取较为苛刻的条件浸出锂(如采用高、浓强酸进行浸出，高温焙烧后浸出)，锂浸出的同时会使得杂质离子也全部浸出，尤其是会产生HF气体溢出到空气中或者部分溶入浸出液中，存在含锂浸出液后续难处理、杂质难分离的问题。碱性焙烧或者碱性浸出大多数是将不溶性锂盐转化成LiF，LiF难溶于水，仍需高、浓强酸(硫酸和硝酸)去溶解，溶解时伴随有大量的HF气体产生，操作环境恶劣。此外，现有技术对含锂废铝电解质中的不溶性锂盐转型难度高的问题一般采用高温焙烧，或强酸强碱焙烧的手段，存在能耗高，对设备要求高，尤其是酸性焙烧还会产生大量HF气体，对环境污染严重。进一步的，在现有技术中，对含锂废铝电解质进行提锂的过程中，均未能有效针对氟元素的回收处理(生成HF或变成含氟沉淀直接排除)。
在本发明中，提出以强碱(氢氧化钠或氢氧化钾等)与碱性碳酸盐(碳酸钠或碳酸钾等)组成的混合碱作为焙烧反应剂与含锂废铝电解质进行混合焙烧，同时在焙烧过程中通入二氧化碳气体和水蒸气双气氛作为转型促进剂，在焙烧装置内仅需通过较低温度(100-275℃)下焙烧即可将不可溶性锂盐转化成含锂稳定晶型(Li2Al4(CO3)(OH)12·3H2O)和将氟元素转化为可溶性氟盐(氟化钠或氟化钾)。含锂稳定晶型不溶于碱和水，将焙烧渣磨细后直接采取水浸和水洗的方式，即可使得焙烧渣中的可溶性氟盐几乎全部被洗出，实现了氟和锂高效分离的同时，还能够回收获得高纯度氟化钠或氟化钾，且在碱性条件下几乎无HF产生。脱氟后的焙烧渣主要为含锂稳定晶型，因此仅需在较弱的酸性条件下进行酸浸处理后即可得到含锂酸性浸出液，且经水洗后碱性较弱，后续酸浸处理时所耗酸量少，最后通过调节pH至碱性除去残留的杂质后经过蒸发浓缩、沉锂后即回收得到碳酸锂。
在本发明中，混合碱包括氢氧化钠、氢氧化钾、氢氧化钙、氧化钙中的一种或多种和碳酸钠、碳酸钾、碳酸氢钠、碳酸氢钾中的一种或多种的混合物，二者之间的混合质量比为1-10:1。混合碱的加入量为含锂废铝电解质总质量的10-50％。通过碱性焙烧使锂钠冰晶石直接发生转型反应，使得在常温下难转型的锂钠冰晶石转型为Li2Al4(CO3)(OH)12·3H2O，此晶型无需像氟化锂一样需在强酸下进行浸出，而是在温和的弱酸性条件下即可浸出，大大降低了酸耗量，提高了锂元素的浸出率。通入二氧化碳和水蒸气的作用主要为锂钠冰晶石转型提供新晶型所需的部分碳酸根离子和水分参与转型反应，且以气态形式鼓入可增大反应物接触面积，促进锂钠冰晶石的反应更加充分。其中所述温和的弱酸性条件是相对于高浓度强酸而言，在本发明中温和的弱酸性条件是指酸的摩尔浓度低于0.5mol/L的酸和水的稀酸溶液，优选为摩尔浓度低于0.3mol/L的酸和水的稀酸溶液，更优选为摩尔浓度低于0.1mol/L的酸和水的稀酸溶液，例如使得酸和水的稀酸溶液pH为1-3.5之间即可。当然，上述温和的弱酸性条件不应当被认为是对本发明技术方案的限定，其仅仅是本发明的优选举例，本发明的相应技术目的在高浓度强酸条件下也是可以实现的，只是相对危险性和成本更高而已。
需要说明的是，在本发明中，二氧化碳和水蒸气的通入需使得反应环境为一定的正压气氛(例如使得焙烧设备内的气氛压力为标准大气压的1.1-2倍)，在一定的正压下，二氧化碳和水蒸气分子能够轻易的进入料堆内部，提高与物料的接触面积，促进晶型转型反应的快速进行。气氛压力较低或仅通入少量的二氧化碳或水，容易导致晶型转型反应的不彻底，进而影响锂和氟的回收率。此外，本发明中二氧化碳和水蒸气的通入还包括可通过在焙烧料内部混入受热分解产生二氧化碳和水的物质(即大部分二氧化碳气体和水蒸气可以是直接纯气体通入，少部分可以是通过化学反应得到，如通入水煤气燃烧、碳酸氢钠分解，醋酸钠氧化，草酸钠氧化以及部分有机质，尿素等热解以及将混合料进行润湿等操作)，进而提高物料内部的反应效率。
在本发明中，作为焙烧反应的设备，其应该是一个密封性良好的焙烧设备，此外，在必要时，其内部还可具有分散物料或者能够打散物料的机构(包括但不限于如搅拌机构或翻转震动机构)，进而提高物料焙烧过程中与气氛的接触，提高反应效率，切实保障晶型转型反应的进行，保障最终锂和氟的回收率，以及降低反应所需时间，提高生产效率，降低生产成本。在本发明中，焙烧设备的主体一般可以是固定床、移动床、流动床、反射炉、回转窑、沸腾炉、微波炉等，可达到焙烧所需目的即可，优选为沸腾炉。
在本发明中，通过在混合碱的存在以及二氧化碳和水蒸气气氛的环境下将含锂废铝电解质通过低温(100-275℃，通过试验发现，焙烧温度不宜过高，一般超过275℃后，Li2Al4(CO3)(OH)12·3H2O晶型会发生热分解，而温度低于100℃，反应速率和新晶型产量均较低)焙烧实现其中含锂物质的晶型转换结合后续的水处理和弱酸性处理，可实现含锂废铝电解质中锂、氟的高效分离以及回收(含锂废铝电解质中的锂元素几乎全部以Li2Al4(CO3)(OH)12·3H2O晶型的形式存在，而氟元素则几乎全部以可溶性氟盐的形式存在)。焙烧过程中涉及到的反应式有(以含钠盐为例)：
(1)Na3AlF6+4NaOH＝NaAl(OH)4+6NaF
(2)2Na2LiAlF6+6NaOH+CO2+2H2O+2NaAl(OH)4＝Li2Al4(CO3)(OH)12·3H2O+12NaF
(3)2LiF+CO2+2H2O+4NaAl(OH)4＝Li2Al4(CO3)(OH)12·3H2O+2NaF+2NaOH
(4)4Na3AlF6+2LiF+CO2+14NaOH+2H2O＝Li2Al4(CO3)(OH)12·3H2O+26NaF
(5)2Na2LiAlF6+4NaOH+Na2CO3+3H2O+2NaAl(OH)4＝Li2Al4(CO3)(OH)12·3H2O+12NaF
(6)2NaHCO3＝Na2CO3+CO2+H2O(该反应仅在当焙烧混合料中掺杂部分碳酸氢钠时存在)
在焙烧过程中，由于含锂废铝电解质中的大部分冰晶石(Na3AlF6)还可与碱发生反应分解生成铝酸钠和氟化钠，因此在对焙烧渣进行酸浸处理前分别通过水浸和水洗，合理控制水浸处理时的液固质量比(3-10:1)，可以将铝酸钠全部浸出，同时还浸出了部分氟化钠，获得了含有铝酸钠和氟化钠的水浸滤液，而铝酸钠和氟化钠又是制冰晶石的原料，因此将该水浸滤液用作为制备冰晶石的原料，制备获得的冰晶石又作为制备铝电解质的原料，实现了系统内部的正向循环，实现了固废零排放。与此同时，由于氟化钠的溶解度较低，水浸处理时控制的液固比主要是以完全浸出铝酸钠作为前提，而在整个焙烧过程中，氟化钠的产量远大于铝酸钠的产量，也即在经过水浸后的滤渣中还依然存在大量的氟化钠，因此对水浸后的滤渣进行多次水洗，进而溶出滤渣中的氟化钠，实现了锂、氟分离的同时，还能够回收获得高纯氟化钠产品(纯度在98％以上)；还能够进一步将滤渣的碱性削弱，有利于在后续的酸浸处理时节省酸耗。
与现有技术相比较，本发明的有益技术效果如下：
1：本发明将含锂废铝电解质通过在混合碱焙烧反应剂和二氧化碳与水蒸气的气氛晶型促进剂的共同作用下，仅在较低温度(100-275℃)下进行焙烧处理，即可将难转型的不可溶性锂盐转型为含锂晶型Li2Al4(CO3)(OH)12·3H2O，该晶型不溶于碱而在弱酸性条件下即可通过低温浸出锂，在实现锂、氟高效分离的同时，还能够同时回收获得高纯度碳酸锂和氟盐。
2：本发明在焙烧和浸出过程中均无HF气体的产生，不会造成环境污染，同时低温焙烧处理能耗低，获得的含锂晶型Li2Al4(CO3)(OH)12·3H2O稳定，不溶于碱，不溶于水，仅在弱酸性条件下即可完全浸出，浸出条件温和，氟、锂分离快捷高效，锂浸出率高，便于操作和大规模工业化应用。
附图说明
图1为本发明的工艺流程图。
图2为含锂铝废电解质的XRD图。
图3为含锂铝废电解质焙烧后的XRD图。
具体实施方式
下面对本发明的技术方案进行举例说明，本发明请求保护的范围包括但不限于以下实施例。
实施例1
(1)先将含锂废铝电解质磨细后按质量比为100:15与混合碱(氢氧化钠:碳酸钠＝2.5:1)混合获得混合料，然后将该混合料置于焙烧炉内，然后通入二氧化碳和水蒸气使得炉内气压在1.1-1.3倍标准大气压之间，然后升温至180℃焙烧处理4h后获得焙烧料。
(2)将焙烧料磨细后按液固质量比为6:1于70℃温度下进行水浸处理1.5h，经固液分离后获得滤渣和滤液(另行用于生产冰晶石)。
(3)采用去离子水对滤渣洗涤4次(单次洗涤液固质量比为2:1)后获得水洗渣和洗涤水；将洗涤水蒸发浓缩析晶过滤后获得高纯氟盐。
(4)采用pH为2-3的稀硫酸按液固质量比为6:1于70℃温度下对水洗渣进行酸浸处理1h，经固液分离后获得酸浸渣(可另行用于制备铝电解质)和浸出液。
(5)采用氢氧化钠调节浸出液的pH为8-8.5，反应一段时间后滤出杂质，然后进行蒸发浓缩，之后再加入碳酸钠(加入量为浓缩液中锂离子摩尔量的1.5倍)，析出晶体获得碳酸锂，母液循环与浸出液混合进行步骤(5)。
整体工艺以含锂废铝电解质中的锂含量和氟含量计，锂回收率为81.1％，氟回收率为82.0％。
实施例2
(1)先将含锂废铝电解质磨细后按质量比为100:12与混合碱(氢氧化钠:碳酸钠＝2.8:1)混合获得混合料，然后将该混合料置于焙烧炉内，然后通入二氧化碳和水蒸气使得炉内气压在1.1-1.3倍标准大气压之间，然后升温至200℃焙烧处理4h后获得焙烧料。
(2)将焙烧料磨细后按液固质量比为6:1于70℃温度下进行水浸处理1.5h，经固液分离后获得滤渣和滤液(另行用于生产冰晶石)。
(3)采用去离子水对滤渣洗涤5次(单次洗涤液固质量比为2:1)后获得水洗渣和洗涤水；将洗涤水蒸发浓缩析晶过滤后获得高纯氟盐。
(4)采用pH为2-3的稀硫酸按液固质量比为6:1于70℃温度下对水洗渣进行酸浸处理1h，经固液分离后获得酸浸渣(可另行用于制备铝电解质)和浸出液。
(5)采用氢氧化钠调节浸出液的pH为8-8.5，反应一段时间后滤出杂质，然后进行蒸发浓缩，之后再加入碳酸钠(加入量为浓缩液中锂离子摩尔量的1.8倍)，析出晶体获得碳酸锂，母液循环与浸出液混合进行步骤(5)。
整体工艺以含锂废铝电解质中的锂含量和氟含量计，锂回收率为83.5％，氟回收率为83.2％。
实施例3
(1)先将含锂废铝电解质磨细后按质量比为100:15与混合碱(氢氧化钠:碳酸钠＝3:1)混合获得混合料，然后将该混合料置于焙烧炉内，然后通入二氧化碳和水蒸气使得炉内气压在1.1-1.3倍标准大气压之间，然后升温至240℃焙烧处理3.5h后获得焙烧料。
(2)将焙烧料磨细后按液固质量比为6:1于75℃温度下进行水浸处理1.5h，经固液分离后获得滤渣和滤液(另行用于生产冰晶石)。
(3)采用去离子水对滤渣洗涤5次(单次洗涤液固质量比为2:1)后获得水洗渣和洗涤水；将洗涤水蒸发浓缩析晶过滤后获得高纯氟盐。
(4)采用pH为2-3的稀硫酸按液固质量比为6:1于75℃温度下对水洗渣进行酸浸处理1h，经固液分离后获得酸浸渣(可另行用于制备铝电解质)和浸出液。
(5)采用氢氧化钠调节浸出液的pH为8-8.5，反应一段时间后滤出杂质，然后进行蒸发浓缩，之后再加入碳酸钠(加入量为浓缩液中锂离子摩尔量的1.5倍)，析出晶体获得碳酸锂，母液循环与浸出液混合进行步骤(5)。
整体工艺以含锂废铝电解质中的锂含量和氟含量计，锂回收率为82.2％，氟回收率为83.0％。
实施例4
(1)先将含锂废铝电解质磨细后按质量比为100:12与混合碱(氢氧化钠:碳酸钠＝2.5:1)混合获得混合料，然后将该混合料置于焙烧炉内，然后通入二氧化碳和水蒸气使得炉内气压在1.1-1.3倍标准大气压之间，然后升温至260℃焙烧处理3h后获得焙烧料。
(2)将焙烧料磨细后按液固质量比为6:1于75℃温度下进行水浸处理1.5h，经固液分离后获得滤渣和滤液(另行用于生产冰晶石)。
(3)采用去离子水对滤渣洗涤4次(单次洗涤液固质量比为2:1)后获得水洗渣和洗涤水；将洗涤水蒸发浓缩析晶过滤后获得高纯氟盐。
(4)采用pH为2-3的稀硫酸按液固质量比为6:1于75℃温度下对水洗渣进行酸浸处理1h，经固液分离后获得酸浸渣(可另行用于制备铝电解质)和浸出液。
(5)采用氢氧化钠调节浸出液的pH为8-8.5，反应一段时间后滤出杂质，然后进行蒸发浓缩，之后再加入碳酸钠(加入量为浓缩液中锂离子摩尔量的1.5倍)，析出晶体获得碳酸锂，母液循环与浸出液混合进行步骤(5)。
整体工艺以含锂废铝电解质中的锂含量和氟含量计，锂回收率为83.9％，氟回收率为82.5％。
实施例5
(1)先将含锂废铝电解质磨细后按质量比为100:12与混合碱(氢氧化钾:碳酸钾＝2.5:1)混合获得混合料，然后将该混合料置于焙烧炉内，然后通入二氧化碳和水蒸气使得炉内气压在1.1-1.3倍标准大气压之间，然后升温至240℃焙烧处理4h后获得焙烧料。
(2)将焙烧料磨细后按液固质量比为6:1于75℃温度下进行水浸处理1.5h，经固液分离后获得滤渣和滤液(另行用于生产冰晶石)。
(3)采用去离子水对滤渣洗涤5次(单次洗涤液固质量比为2:1)后获得水洗渣和洗涤水；将洗涤水蒸发浓缩析晶过滤后获得高纯氟盐。
(4)采用pH为2-3的稀硫酸按液固质量比为6:1于75℃温度下对水洗渣进行酸浸处理1h，经固液分离后获得酸浸渣(可另行用于制备铝电解质)和浸出液。
(5)采用氢氧化钠调节浸出液的pH为8-8.5，反应一段时间后滤出杂质，然后进行蒸发浓缩，之后再加入碳酸钾(加入量为浓缩液中锂离子摩尔量的1.5倍)，析出晶体获得碳酸锂，母液循环与浸出液混合进行步骤(5)。
整体工艺以含锂废铝电解质中的锂含量和氟含量计，锂回收率为82.4％，氟回收率为81.8％。
实施例6
(1)先将含锂废铝电解质磨细后按质量比为100:15与混合碱(氢氧化钠:碳酸氢钠＝2.5:1)混合获得混合料，然后将该混合料置于焙烧炉内，然后通入二氧化碳和水蒸气使得炉内气压在1.1-1.3倍标准大气压之间，然后升温至200℃焙烧处理4h后获得焙烧料。
(2)将焙烧料磨细后按液固质量比为6:1于70℃温度下进行水浸处理1.5h，经固液分离后获得滤渣和滤液(另行用于生产冰晶石)。
(3)采用去离子水对滤渣洗涤4次(单次洗涤液固质量比为2:1)后获得水洗渣和洗涤水；将洗涤水蒸发浓缩析晶过滤后获得高纯氟盐。
(4)采用pH为2-3的稀硫酸按液固质量比为6:1于75℃温度下对水洗渣进行酸浸处理1h，经固液分离后获得酸浸渣(可另行用于制备铝电解质)和浸出液。
(5)采用氢氧化钠调节浸出液的pH为8-8.5，反应一段时间后滤出杂质，然后进行蒸发浓缩，之后再加入碳酸钠(加入量为浓缩液中锂离子摩尔量的1.5倍)，析出晶体获得碳酸锂，母液循环与浸出液混合进行步骤(5)。
整体工艺以含锂废铝电解质中的锂含量和氟含量计，锂回收率为84.4％，氟回收率为81.3％。
实施例7
(1)先将含锂废铝电解质磨细后按质量比为100:12与混合碱(氢氧化钠:碳酸钠＝2.5:1)混合获得混合料(其中掺入了混合料总质量3％的碳酸氢钠)，然后将该混合料置于焙烧炉内，然后通入二氧化碳和水蒸气使得炉内气压在1.1-1.3倍标准大气压之间，然后升温至220℃焙烧处理4h后获得焙烧料。
(2)将焙烧料磨细后按液固质量比为6:1于70℃温度下进行水浸处理1.5h，经固液分离后获得滤渣和滤液(另行用于生产冰晶石)。
(3)采用去离子水对滤渣洗涤4次(单次洗涤液固质量比为2:1)后获得水洗渣和洗涤水；将洗涤水蒸发浓缩析晶过滤后获得高纯氟盐。
(4)采用pH为2-3的稀硫酸按液固质量比为6:1于75℃温度下对水洗渣进行酸浸处理1h，经固液分离后获得酸浸渣(可另行用于制备铝电解质)和浸出液。
(5)采用氢氧化钠调节浸出液的pH为8-8.5，反应一段时间后滤出杂质，然后进行蒸发浓缩，之后再加入碳酸钠(加入量为浓缩液中锂离子摩尔量的1.5倍)，析出晶体获得碳酸锂，母液循环与浸出液混合进行步骤(5)。
整体工艺以含锂废铝电解质中的锂含量和氟含量计，锂回收率为86.3％，氟回收率为82.5％。
实施例8
(1)先将含锂废铝电解质磨细后按质量比为100:12与混合碱(氢氧化钠:碳酸钠＝2.5:1)混合获得混合料，然后将该混合料置于焙烧炉内，然后通入二氧化碳和水蒸气使得炉内气压在1.1-1.3倍标准大气压之间，然后升温至150℃焙烧处理4h后获得焙烧料。
(2)将焙烧料磨细后按液固质量比为6:1于75℃温度下进行水浸处理1.5h，经固液分离后获得滤渣和滤液(另行用于生产冰晶石)。
(3)采用去离子水对滤渣洗涤4次(单次洗涤液固质量比为2:1)后获得水洗渣和洗涤水；将洗涤水蒸发浓缩析晶过滤后获得高纯氟盐。
(4)采用pH为2-3的稀硫酸按液固质量比为6:1于75℃温度下对水洗渣进行酸浸处理1h，经固液分离后获得酸浸渣(可另行用于制备铝电解质)和浸出液。
(5)采用氢氧化钠调节浸出液的pH为8-8.5，反应一段时间后滤出杂质，然后进行蒸发浓缩，之后再加入碳酸钠(加入量为浓缩液中锂离子摩尔量的1.5倍)，析出晶体获得碳酸锂，母液循环与浸出液混合进行步骤(5)。
整体工艺以含锂废铝电解质中的锂含量和氟含量计，锂回收率为78.7％，氟回收率为75.3％。
实施例9
(1)先将含锂废铝电解质磨细后按质量比为100:12与混合碱(氢氧化钠:碳酸钠＝2.5:1)混合获得混合料，然后将该混合料置于焙烧炉内，然后通入二氧化碳和水蒸气使得炉内气压在1.1-1.3倍标准大气压之间，然后升温至120℃焙烧处理4h后获得焙烧料。
(2)将焙烧料磨细后按液固质量比为6:1于75℃温度下进行水浸处理1.5h，经固液分离后获得滤渣和滤液(另行用于生产冰晶石)。
(3)采用去离子水对滤渣洗涤4次(单次洗涤液固质量比为2:1)后获得水洗渣和洗涤水；将洗涤水蒸发浓缩析晶过滤后获得高纯氟盐。
(4)采用pH为2-3的稀硫酸按液固质量比为6:1于75℃温度下对水洗渣进行酸浸处理1h，经固液分离后获得酸浸渣(可另行用于制备铝电解质)和浸出液。
(5)采用氢氧化钠调节浸出液的pH为8-8.5，反应一段时间后滤出杂质，然后进行蒸发浓缩，之后再加入碳酸钠(加入量为浓缩液中锂离子摩尔量的1.5倍)，析出晶体获得碳酸锂，母液循环与浸出液混合进行步骤(5)。
整体工艺以含锂废铝电解质中的锂含量和氟含量计，锂回收率为75.6％，氟回收率为73.2％。
实施例10
(1)先将含锂废铝电解质磨细后按质量比为100:12与混合碱(氢氧化钠:碳酸钠＝2.5:1)混合获得混合料，然后将该混合料置于焙烧炉内，然后通入二氧化碳和水蒸气使得炉内气压在1.1-1.3倍标准大气压之间，然后升温至100℃焙烧处理4h后获得焙烧料。
(2)将焙烧料磨细后按液固质量比为6:1于70℃温度下进行水浸处理1.5h，经固液分离后获得滤渣和滤液(另行用于生产冰晶石)。
(3)采用去离子水对滤渣洗涤4次(单次洗涤液固质量比为2:1)后获得水洗渣和洗涤水；将洗涤水蒸发浓缩析晶过滤后获得高纯氟盐。
(4)采用pH为2-3的稀硫酸按液固质量比为6:1于70℃温度下对水洗渣进行酸浸处理1.5h，经固液分离后获得酸浸渣(可另行用于制备铝电解质)和浸出液。
(5)采用氢氧化钠调节浸出液的pH为8-8.5，反应一段时间后滤出杂质，然后进行蒸发浓缩，之后再加入碳酸钠(加入量为浓缩液中锂离子摩尔量的1.5倍)，析出晶体获得碳酸锂，母液循环与浸出液混合进行步骤(5)。
整体工艺以含锂废铝电解质中的锂含量和氟含量计，锂回收率为72.3％，氟回收率为73.5％。
对比例1
(1)先将含锂废铝电解质磨细后按质量比为100:12与混合碱(氢氧化钠:碳酸钠＝2.8:1)混合获得混合料，然后将该混合料置于焙烧炉内，然后通入二氧化碳和水蒸气使得炉内气压在1.1-1.3倍标准大气压之间，然后升温至80℃焙烧处理4h后获得焙烧料。
(2)将焙烧料磨细后按液固质量比为6:1于70℃温度下进行水浸处理1.5h，经固液分离后获得滤渣和滤液。
(3)采用去离子水对滤渣洗涤4次(单次洗涤液固质量比为2:1)后获得水洗渣和洗涤水；将洗涤水蒸发浓缩析晶过滤后获得高纯氟盐。
(4)采用pH为2-3的稀硫酸按液固质量比为6:1于70℃温度下对水洗渣进行酸浸处理1h，经固液分离后获得酸浸渣和浸出液。
(5)采用氢氧化钠调节浸出液的pH为8-8.5，反应一段时间后滤出杂质，然后进行蒸发浓缩，之后再加入碳酸钠(加入量为浓缩液中锂离子摩尔量的1.5倍)，析出晶体获得碳酸锂，母液循环与浸出液混合进行步骤(5)。
整体工艺以含锂废铝电解质中的锂含量和氟含量计，锂回收率为55.3％，氟回收率为70.5％。
对比例2
(1)先将含锂废铝电解质磨细后按质量比为100:12与混合碱(氢氧化钠:碳酸钠＝2.8:1)混合获得混合料，然后将该混合料置于焙烧炉内，然后通入二氧化碳和水蒸气使得炉内气压在1.1-1.3倍标准大气压之间，然后升温至280℃焙烧处理4h后获得焙烧料。
(2)将焙烧料磨细后按液固质量比为6:1于70℃温度下进行水浸处理1.5h，经固液分离后获得滤渣和滤液。
(3)采用去离子水对滤渣洗涤4次(单次洗涤液固质量比为2:1)后获得水洗渣和洗涤水；将洗涤水蒸发浓缩析晶过滤后获得高纯氟盐。
(4)采用pH为2-3的稀硫酸按液固质量比为6:1于70℃温度下对水洗渣进行酸浸处理1h，经固液分离后获得酸浸渣和浸出液。
(5)采用氢氧化钠调节浸出液的pH为8-8.5，反应一段时间后滤出杂质，然后进行蒸发浓缩，之后再加入碳酸钠(加入量为浓缩液中锂离子摩尔量的1.5倍)，析出晶体获得碳酸锂，母液循环与浸出液混合进行步骤(5)。
整体工艺以含锂废铝电解质中的锂含量和氟含量计，锂回收率为62.6％，氟回收率为75.8％。
对比例3
(1)先将含锂废铝电解质磨细后按质量比为100:12与混合碱(氢氧化钠:碳酸钠＝2.8:1)混合获得混合料，然后将该混合料置于焙烧炉内，然后通入二氧化碳和水蒸气使得炉内气压在1.1-1.3倍标准大气压之间，然后升温至200℃焙烧处理4h后获得焙烧料。
(2)采用pH为2-3的稀硫酸按液固质量比为6:1于70℃温度下对焙烧料进行酸浸处理1h，经固液分离后获得酸浸渣和浸出液。
(3)采用氢氧化钠调节浸出液的pH为8-8.5，反应一段时间后滤出杂质，然后进行蒸发浓缩，之后再加入碳酸钠(加入量为浓缩液中锂离子摩尔量的1.5倍)，析出晶体获得碳酸锂，母液循环与浸出液混合进行步骤(5)。
整体工艺以含锂废铝电解质中的锂含量和氟含量计，锂回收率为65.8％，氟回收率为30.3％。
对比例4
(1)先将含锂废铝电解质磨细后按质量比为100:12与混合碱(氢氧化钠:碳酸钠＝2.8:1)混合获得混合料，然后将该混合料置于焙烧炉内，然后通入二氧化碳和水蒸气使得炉内气压在0.6-0.8倍标准大气压之间，然后升温至200℃焙烧处理4h后获得焙烧料。
(2)将焙烧料磨细后按液固质量比为6:1于70℃温度下进行水浸处理1.5h，经固液分离后获得滤渣和滤液。
(3)采用去离子水对滤渣洗涤4次(单次洗涤液固质量比为2:1)后获得水洗渣和洗涤水；将洗涤水蒸发浓缩析晶过滤后获得高纯氟盐。
(4)采用pH为2-3的稀硫酸按液固质量比为6:1于70℃温度下对水洗渣进行酸浸处理1h，经固液分离后获得酸浸渣和浸出液。
(5)采用氢氧化钠调节浸出液的pH为8-8.5，反应一段时间后滤出杂质，然后进行蒸发浓缩，之后再加入碳酸钠(加入量为浓缩液中锂离子摩尔量的1.5倍)，析出晶体获得碳酸锂，母液循环与浸出液混合进行步骤(5)。
整体工艺以含锂废铝电解质中的锂含量和氟含量计，锂回收率为60.2％，氟回收率为68.5％。
对比例5
(1)先将含锂废铝电解质磨细后按质量比为100:12与混合碱(氢氧化钠:碳酸钠＝2.8:1)混合获得混合料，然后将该混合料置于焙烧炉内，然后通入二氧化碳和水蒸气使得炉内气压在0.3-0.5倍标准大气压之间，然后升温至200℃焙烧处理4h后获得焙烧料。
(2)将焙烧料磨细后按液固质量比为6:1于70℃温度下进行水浸处理1.5h，经固液分离后获得滤渣和滤液。
(3)采用去离子水对滤渣洗涤4次(单次洗涤液固质量比为2:1)后获得水洗渣和洗涤水；将洗涤水蒸发浓缩析晶过滤后获得高纯氟盐。
(4)采用pH为2-3的稀硫酸按液固质量比为6:1于70℃温度下对水洗渣进行酸浸处理1h，经固液分离后获得酸浸渣和浸出液。
(5)采用氢氧化钠调节浸出液的pH为8-8.5，反应一段时间后滤出杂质，然后进行蒸发浓缩，之后再加入碳酸钠(加入量为浓缩液中锂离子摩尔量的1.5倍)，析出晶体获得碳酸锂，母液循环与浸出液混合进行步骤(5)。
整体工艺以含锂废铝电解质中的锂含量和氟含量计，锂回收率为57.3％，氟回收率为60.2％。
对比例6
(1)先将含锂废铝电解质磨细后按质量比为100:12与混合碱(氢氧化钠:碳酸钠＝2.8:1)混合获得混合料，然后将该混合料置于焙烧炉内，然后升温至200℃焙烧处理4h后获得焙烧料。
(2)将焙烧料磨细后按液固质量比为6:1于70℃温度下进行水浸处理1.5h，经固液分离后获得滤渣和滤液。
(3)采用去离子水对滤渣洗涤4次(单次洗涤液固质量比为2:1)后获得水洗渣和洗涤水；将洗涤水蒸发浓缩析晶过滤后获得高纯氟盐。
(4)采用pH为2-3的稀硫酸按液固质量比为6:1于70℃温度下对水洗渣进行酸浸处理1h，经固液分离后获得酸浸渣和浸出液。
(5)采用氢氧化钠调节浸出液的pH为8-8.5，反应一段时间后滤出杂质，然后进行蒸发浓缩，之后再加入碳酸钠(加入量为浓缩液中锂离子摩尔量的1.5倍)，析出晶体获得碳酸锂，母液循环与浸出液混合进行步骤(5)。
整体工艺以含锂废铝电解质中的锂含量和氟含量计，锂回收率为30.5％，氟回收率为68.3％。
对比例7
(1)先将含锂废铝电解质磨细后按质量比为100:12与混合碱(氢氧化钠:碳酸钠＝2.5:1)混合获得混合料(其中掺入了混合料总质量3％的碳酸氢钠)，然后升温至220℃焙烧处理4h后获得焙烧料。
(2)将焙烧料磨细后按液固质量比为6:1于70℃温度下进行水浸处理1.5h，经固液分离后获得滤渣和滤液。
(3)采用去离子水对滤渣洗涤4次(单次洗涤液固质量比为2:1)后获得水洗渣和洗涤水；将洗涤水蒸发浓缩析晶过滤后获得高纯氟盐。
(4)采用pH为2-3的稀硫酸按液固质量比为6:1于75℃温度下对水洗渣进行酸浸处理1h，经固液分离后获得酸浸渣和浸出液。
(5)采用氢氧化钠调节浸出液的pH为8-8.5，反应一段时间后滤出杂质，然后进行蒸发浓缩，之后再加入碳酸钠(加入量为浓缩液中锂离子摩尔量的1.5倍)，析出晶体获得碳酸锂，母液循环与浸出液混合进行步骤(5)。
整体工艺以含锂废铝电解质中的锂含量和氟含量计，锂回收率为46.8％，氟回收率为65.3％。
对比例8
(1)先将含锂废铝电解质磨细后按质量比为100:12与混合碱(氢氧化钠:碳酸钠＝2.8:1)混合获得混合料，然后将该混合料置于焙烧炉内，然后通入二氧化碳使得炉内气压在1.1-1.3倍标准大气压之间，然后升温至200℃焙烧处理4h后获得焙烧料。
(2)将焙烧料磨细后按液固质量比为6:1于70℃温度下进行水浸处理1.5h，经固液分离后获得滤渣和滤液。
(3)采用去离子水对滤渣洗涤4次(单次洗涤液固质量比为2:1)后获得水洗渣和洗涤水；将洗涤水蒸发浓缩析晶过滤后获得高纯氟盐。
(4)采用pH为2-3的稀硫酸按液固质量比为6:1于70℃温度下对水洗渣进行酸浸处理1h，经固液分离后获得酸浸渣和浸出液。
(5)采用氢氧化钠调节浸出液的pH为8-8.5，反应一段时间后滤出杂质，然后进行蒸发浓缩，之后再加入碳酸钠(加入量为浓缩液中锂离子摩尔量的1.5倍)，析出晶体获得碳酸锂，母液循环与浸出液混合进行步骤(5)。
整体工艺以含锂废铝电解质中的锂含量和氟含量计，锂回收率为36.3％，氟回收率为63.2％。
对比例9
(1)先将含锂废铝电解质磨细后按质量比为100:12与混合碱(氢氧化钠:碳酸钠＝2.8:1)混合获得混合料，然后将该混合料置于焙烧炉内，然后通入水蒸气使得炉内气压在1.1-1.3倍标准大气压之间，然后升温至200℃焙烧处理4h后获得焙烧料。
(2)将焙烧料磨细后按液固质量比为6:1于70℃温度下进行水浸处理1.5h，经固液分离后获得滤渣和滤液。
(3)采用去离子水对滤渣洗涤4次(单次洗涤液固质量比为2:1)后获得水洗渣和洗涤水；将洗涤水蒸发浓缩析晶过滤后获得高纯氟盐。
(4)采用pH为2-3的稀硫酸按液固质量比为6:1于70℃温度下对水洗渣进行酸浸处理1h，经固液分离后获得酸浸渣和浸出液。
(5)采用氢氧化钠调节浸出液的pH为8-8.5，反应一段时间后滤出杂质，然后进行蒸发浓缩，之后再加入碳酸钠(加入量为浓缩液中锂离子摩尔量的1.5倍)，析出晶体获得碳酸锂，母液循环与浸出液混合进行步骤(5)。
整体工艺以含锂废铝电解质中的锂含量和氟含量计，锂回收率为31.4％，氟回收率为62.5％。
对比例10
(1)先将含锂废铝电解质磨细后按质量比为100:12与氢氧化钠混合获得混合料，然后将该混合料置于焙烧炉内，然后通入二氧化碳和水蒸气使得炉内气压在1.1-1.3倍标准大气压之间，然后升温至200℃焙烧处理4h后获得焙烧料。
(2)将焙烧料磨细后按液固质量比为6:1于70℃温度下进行水浸处理1.5h，经固液分离后获得滤渣和滤液。
(3)采用去离子水对滤渣洗涤5次(单次洗涤液固质量比为2:1)后获得水洗渣和洗涤水；将洗涤水蒸发浓缩析晶过滤后获得高纯氟盐。
(4)采用pH为2-3的稀硫酸按液固质量比为6:1于70℃温度下对水洗渣进行酸浸处理1h，经固液分离后获得酸浸渣和浸出液。
(5)采用氢氧化钠调节浸出液的pH为8-8.5，反应一段时间后滤出杂质，然后进行蒸发浓缩，之后再加入碳酸钠(加入量为浓缩液中锂离子摩尔量的1.8倍)，析出晶体获得碳酸锂，母液循环与浸出液混合进行步骤(5)。
整体工艺以含锂废铝电解质中的锂含量和氟含量计，锂回收率为43.2％，氟回收率为62.3％。
实施例11
(1)先将含锂废铝电解质磨细后按质量比为100:12与碳酸钠混合获得混合料，然后将该混合料置于焙烧炉内，然后通入二氧化碳和水蒸气使得炉内气压在1.1-1.3倍标准大气压之间，然后升温至200℃焙烧处理4h后获得焙烧料。
(2)将焙烧料磨细后按液固质量比为6:1于70℃温度下进行水浸处理1.5h，经固液分离后获得滤渣和滤液。
(3)采用去离子水对滤渣洗涤5次(单次洗涤液固质量比为2:1)后获得水洗渣和洗涤水；将洗涤水蒸发浓缩析晶过滤后无法获得氟盐。
(4)采用pH为2-3的稀硫酸按液固质量比为6:1于70℃温度下对水洗渣进行酸浸处理1h，经固液分离后获得酸浸渣和浸出液。
(5)采用氢氧化钠调节浸出液的pH为8-8.5，反应一段时间后滤出杂质，然后进行蒸发浓缩，之后再加入碳酸钠(加入量为浓缩液中锂离子摩尔量的1.8倍)，析出晶体获得碳酸锂，母液循环与浸出液混合进行步骤(5)。整体工艺以含锂废铝电解质中的锂含量和氟含量计，锂回收率为15.3％，氟回收率为0％(氟元素没有回收价值，故未进行回收)。
Claims (10)
1.一种低温焙烧含锂废铝电解质提锂收氟的方法，其特征在于：该方法具体包括以下步骤：
1)先将含锂废铝电解质粉料与碱混合获得混合料，然后将混合料在二氧化碳和水蒸气的双气氛环境下进行焙烧处理，获得焙烧料；
2)将焙烧料细化后进行水浸处理，固液分离后获得滤渣和滤液；滤渣进行下一级处理，滤液另行处置；
3)将滤渣进行洗涤后获得水洗渣和洗涤水；将洗涤水进行浓缩析晶获得高纯氟盐；采用酸对水洗渣进行酸浸处理，固液分离后获得酸浸渣和浸出液；浸出液进行下一级处理，酸浸渣另行处置；
4)调节浸出液至碱性，滤出杂质并进行浓缩后再加入可溶性碳酸盐，最后析出晶体获得碳酸锂，母液循环用于沉锂。
2.根据权利要求1所述的方法，其特征在于：该方法还包括：
5)将步骤2)获得的滤液与步骤3)中洗涤水析出氟盐后的残液进行混合获得混合液，将该混合液用于制取获得冰晶石。
3.根据权利要求1或2所述的方法，其特征在于：在步骤1)中，所述碱包括氢氧化钠、氢氧化钾、氢氧化钙中的一种或多种和碳酸钠、碳酸钾、碳酸氢钠、碳酸氢钾中的一种或多种的混合物；优选为氢氧化钠与碳酸钠组成的混合碱或氢氧化钾与碳酸钾组成的混合碱；
作为优选，在混合碱中，氢氧化钠与碳酸钠、氢氧化钾与碳酸钾的混合质量比为1-10:1，优选为1.5-8:1，更优选为2-6:1；例如为1:1、1.2:1、1.5:1、1.8:1、2:1、2.2:1、2.4:1、2.6:1、2.8:1、3:1、3.2:1、3.5:1、3.8:1、4:1、4.5:1、5:1、5.5:1、6:1、7:1、8:1、9:1、10:1中的一种；
作为优选，混合碱的加入量为含锂废铝电解质总质量的10-50％，优选为15-40％，更优选为20-35％，例如为10％、12％、15％、18％、20％、22％、24％、26％、28％、30％、33％、35％、38％、40％、45％、50％中的一种。
4.根据权利要求1-3中任一项所述的方法，其特征在于：在步骤1)中，所述二氧化碳和水蒸气的双气氛环境具体为向焙烧设备中充满二氧化碳和水蒸气，并使得焙烧设备内的气氛压力为正压，优选焙烧设备内的气氛压力为标准大气压的1.1-2倍，更优选为标准大气压的1.3-1.8倍；例如为标准大气压的1.1倍、1.2倍、1.3倍、1.4倍、1.5倍、1.6倍、1.7倍、1.8倍、1.9倍、2倍中的一种。
5.根据权利要求1-4中任一项所述的方法，其特征在于：在步骤1)中，焙烧处理的温度为100-275℃，优选为120-270℃，更优选为150-260℃，例如为120℃、125℃、130℃、135℃、140℃、145℃、150℃、155℃、160℃、165℃、170℃、175℃、180℃、185℃、190℃、200℃、210℃、220℃、230℃、240℃、250℃、260℃、270℃中的一种；和/或
焙烧处理的时间为1-10h，优选为1.5-8h，更优选为2-5h，例如为1h、1.2h、1.5h、1.8h、2.5h、3h、3.5h、4h、5h、6h、7h、8h、9h、10h中的一种。
6.根据权利要求1-5中任一项所述的方法，其特征在于：在步骤2)中，水浸处理的水为去离子水，水浸处理时的液固比为3-10:1，优选为4-9:1，更优选为5-8:1，例如为3:1、3.5:1、4:1、4.5:1、5:1、5.5:1、6:1、6.5:1、7:1、7.5:1、8:1、8.5:1、9:1、9.5:1、10:1中的一种；和/或
水浸处理的时间为1-8h，优选为1.5-7h，更优选为2-6h，例如为1h、1.5h、1.8h、2.0h、2.5h、3h、3.5h、4h、4.5h、5h、5.5h、6h、6.5h、7h、7.5h、8h中的一种；和/或
水浸处理的浸出温度为50-90℃，优选为55-85℃，更优选为60-80℃，例如为55℃、60℃、65℃、70℃、75℃、80℃、85℃、90℃中的一种。
7.根据权利要求1-6中任一项所述的方法，其特征在于：在步骤3)中，将滤渣进行洗涤的次数为1-10次，优选为2-8次，更优选为3-5次，例如为2次、3次、4次、5次、6次、7次、8次中的一种；
作为优选，单次洗涤滤渣时的液固比为1-5:1，优选为1.5-4:1，更优选为2-3.5:1，例如为1:1、1.2:1、1.4:1、1.6:1、1.8:1、2:1、2.2:1、2.4:1、2.6:1、2.8:1、3:1、3.2:1、3.4:1、3.6:1、3.8:1、4:1、4.3:1、4.5:1中的一种。
8.根据权利要求1-7中任一项所述的方法，其特征在于：在步骤3)中，酸浸处理的酸为pH低于4的稀酸溶液，优选为pH为1-3.5的硫酸溶液、盐酸溶液、硝酸溶液、磷酸溶液、草酸溶液、醋酸溶液中的一种或多种；和/或
酸浸处理的液固比为2-8:1，优选为2.5-6:1，更优选为3-5:1，例如为2:1、2.2:1、2.5:1、2.8:1、3:1、3.2:1、3.5:1、3.8:1、4:1、4.2:1、4.5:1、4.8:1、5:1、5.5:1、6:1中的一种；和/或
酸浸处理的时间为1.5-8h，优选为2-6h，更优选为3-5h，例如为1.5h、1.8h、2.0h、2.2h、2.5h、2.8h、3h、3.2h、3.5h、3.8h、4h、4.2h、4.5h、4.8h、5h、5.5h、6h、6.5h、7h、7.5h、8h中的一种；和/或
酸浸处理的温度为30-90℃，优选为40-80℃，更优选为50-70℃，例如为30℃、35℃、40℃、45℃、50℃、55℃、60℃、65℃、70℃、75℃、80℃、85℃、90℃中的一种。
9.根据权利要求1-8中任一项所述的方法，其特征在于：在步骤4)中，调节浸出液至碱性为采用氢氧化钠和/或氢氧化钾调节浸出液的pH为7.5-10，优选为8-9.5，更优选为8.5-9；和/或
所述可溶性碳酸盐为碳酸钠和/或碳酸钾，优选为碳酸钠。
10.根据权利要求9所述的方法，其特征在于：所述固液分离为压滤、负压抽滤、离心分离中的一种或多种；和/或
所述浓缩为蒸发浓缩，浓缩倍数为3-10倍，优选为4-8倍；蒸发浓缩产生的水蒸气循环用于焙烧处理。
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| CN202211601031.3A CN115818676B (zh) | 2022-12-13 | 2022-12-13 | 一种低温焙烧含锂废铝电解质提锂收氟的方法 |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| CN202211601031.3A CN115818676B (zh) | 2022-12-13 | 2022-12-13 | 一种低温焙烧含锂废铝电解质提锂收氟的方法 |
Publications (2)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| CN115818676A true CN115818676A (zh) | 2023-03-21 |
| CN115818676B CN115818676B (zh) | 2024-01-23 |
Family
ID=85546995
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| CN202211601031.3A Active CN115818676B (zh) | 2022-12-13 | 2022-12-13 | 一种低温焙烧含锂废铝电解质提锂收氟的方法 |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| CN (1) | CN115818676B (zh) |
Cited By (4)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN116639719A (zh) * | 2023-06-02 | 2023-08-25 | 遵义铝业股份有限公司 | 一种铝灰的资源化处理方法 |
| CN117285054A (zh) * | 2023-11-02 | 2023-12-26 | 巩义市红旗炉料有限公司 | 一种从铝电解质提锂制备碳酸锂的方法 |
| CN118419958A (zh) * | 2024-05-21 | 2024-08-02 | 宜春江理锂电新能源产业研究院 | 一种从高氟含锂物质中回收锂的方法 |
| CN119753358A (zh) * | 2024-12-30 | 2025-04-04 | 中国科学院赣江创新研究院 | 一种废弃含锂铝电解质综合回收的方法 |
Citations (6)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| GB934447A (en) * | 1960-02-09 | 1963-08-21 | Mini Richesses Nature | Lithium carbonate production |
| US3380802A (en) * | 1963-09-30 | 1968-04-30 | Mini Richesses Nature | Carbonatizing roast of lithiumbearing ores |
| CN107587167A (zh) * | 2017-10-27 | 2018-01-16 | 东北大学 | 一种含锂铝电解质晶型改变方法 |
| CN109777960A (zh) * | 2019-02-25 | 2019-05-21 | 河北工程大学 | 一种从粉煤灰中分离回收锂、铝的方法 |
| CN111268705A (zh) * | 2020-03-06 | 2020-06-12 | 中国地质大学（北京） | 一种利用锂云母粉体制备碳酸锂的方法 |
| CN113684369A (zh) * | 2021-09-16 | 2021-11-23 | 中南大学 | 一种废工业含锂铝电解质的处理方法 |
-
2022
- 2022-12-13 CN CN202211601031.3A patent/CN115818676B/zh active Active
Patent Citations (6)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| GB934447A (en) * | 1960-02-09 | 1963-08-21 | Mini Richesses Nature | Lithium carbonate production |
| US3380802A (en) * | 1963-09-30 | 1968-04-30 | Mini Richesses Nature | Carbonatizing roast of lithiumbearing ores |
| CN107587167A (zh) * | 2017-10-27 | 2018-01-16 | 东北大学 | 一种含锂铝电解质晶型改变方法 |
| CN109777960A (zh) * | 2019-02-25 | 2019-05-21 | 河北工程大学 | 一种从粉煤灰中分离回收锂、铝的方法 |
| CN111268705A (zh) * | 2020-03-06 | 2020-06-12 | 中国地质大学（北京） | 一种利用锂云母粉体制备碳酸锂的方法 |
| CN113684369A (zh) * | 2021-09-16 | 2021-11-23 | 中南大学 | 一种废工业含锂铝电解质的处理方法 |
Cited By (5)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN116639719A (zh) * | 2023-06-02 | 2023-08-25 | 遵义铝业股份有限公司 | 一种铝灰的资源化处理方法 |
| CN117285054A (zh) * | 2023-11-02 | 2023-12-26 | 巩义市红旗炉料有限公司 | 一种从铝电解质提锂制备碳酸锂的方法 |
| CN117285054B (zh) * | 2023-11-02 | 2024-03-29 | 巩义市红旗炉料有限公司 | 一种从铝电解质提锂制备碳酸锂的方法 |
| CN118419958A (zh) * | 2024-05-21 | 2024-08-02 | 宜春江理锂电新能源产业研究院 | 一种从高氟含锂物质中回收锂的方法 |
| CN119753358A (zh) * | 2024-12-30 | 2025-04-04 | 中国科学院赣江创新研究院 | 一种废弃含锂铝电解质综合回收的方法 |
Also Published As
| Publication number | Publication date |
|---|---|
| CN115818676B (zh) | 2024-01-23 |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| CN113684369B (zh) | 一种废工业含锂铝电解质的处理方法 | |
| CN115818675B (zh) | 一种含锂铝废电解质综合利用的方法 | |
| CN115818676B (zh) | 一种低温焙烧含锂废铝电解质提锂收氟的方法 | |
| CN111232947B (zh) | 一种铝电解废阴极炭块的回收方法 | |
| CN114314625A (zh) | 一种复杂铝电解质回收氟化盐的方法 | |
| CN116553510B (zh) | 一种磷酸铁锂废粉的回收再生方法 | |
| CN115246651B (zh) | 一种利用含氟锂尾料回收制备碳酸锂的方法 | |
| CN108118143B (zh) | 两段氯化焙烧-碱液浸出法从锂云母中提锂制备碳酸锂的方法 | |
| CN113981232A (zh) | 一种铝电解质废渣中锂元素的硫酸铝直接浸出回收方法 | |
| CN117658182B (zh) | 一种铝电解质废料的高效回收方法 | |
| CN115321563B (zh) | 一种硝酸有压浸出锂辉矿生产电池级碳酸锂的方法 | |
| CN103663505B (zh) | 一种利用亚熔盐法处理钾长石矿以制备碳酸钾的方法 | |
| CN116768246A (zh) | 一种铝电解质废渣的锂铝高效分离和富集锂的方法 | |
| CN117658151B (zh) | 一种利用铝电解质废料高效回收氟联产四氟化硅的方法 | |
| CN116692917B (zh) | 一种含锂废铝电解质的资源化利用方法 | |
| CN118272660B (zh) | 一种废旧动力电池黑粉中氟的转型方法以及锂的提取方法 | |
| CN118561297A (zh) | 从废旧的磷酸铁锂中回收锂和磷酸铁的方法 | |
| CN118047409A (zh) | 一种用可溶性钙盐回收铝电解固体废物的方法 | |
| CN118047401B (zh) | 一种降低铝电解富锂电解质中锂含量及回收锂的方法 | |
| CN115786990B (zh) | 闭环回收利用铝电解烟气中so2和co2的方法 | |
| RU2836458C2 (ru) | Способ получения вторичного батарейного материала из черной массы | |
| CN112142078A (zh) | 一种锂云母制取碳酸锂的方法 | |
| CN119409213A (zh) | 一种含锂电解质中氟锂铝钠元素高值化利用方法 | |
| CN118047365A (zh) | 一种铝电解废旧阴极的回收处理方法 | |
| CN120736548A (zh) | 一种从废旧阴极炭块中回收氟化铝的方法 |
Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| PB01 | Publication | ||
| PB01 | Publication | ||
| SE01 | Entry into force of request for substantive examination | ||
| SE01 | Entry into force of request for substantive examination | ||
| GR01 | Patent grant | ||
| GR01 | Patent grant |