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WO2018076993A1 - 电池废料制备硫酸镍、锰、锂、钴及四氧化三钴的方法 - Google Patents

电池废料制备硫酸镍、锰、锂、钴及四氧化三钴的方法 Download PDF

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WO2018076993A1
WO2018076993A1 PCT/CN2017/103691 CN2017103691W WO2018076993A1 WO 2018076993 A1 WO2018076993 A1 WO 2018076993A1 CN 2017103691 W CN2017103691 W CN 2017103691W WO 2018076993 A1 WO2018076993 A1 WO 2018076993A1
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WO
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solution
manganese
sulfate
lithium
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刘训兵
欧阳剑君
刘席卷
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Hunan Jin Yuan New Materials Joint Stock Co Ltd
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Hunan Jin Yuan New Materials Joint Stock Co Ltd
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Definitions

  • the present invention relates to the comprehensive utilization of battery waste, in particular to comprehensively utilize battery waste to produce battery grade nickel sulfate
  • a method for separating and enriching nickel and cobalt from a battery waste leachate is a method for separating and enriching nickel and cobalt from a battery waste leachate, comprising the following steps: (1) soaking the battery waste with an acidic leach solution, followed by solid-liquid separation, the obtained liquid is a battery waste leachate, and a reducing agent is added to the battery waste leachate in batches, the amount of the substance of the reducing agent being The amount of the copper-containing substance in the leachate is 1.3 to 1.5 times, and then the reaction is stirred for 25 to 35 minutes, the reaction temperature is 40 to 50 ° C, and then solid-liquid separation is performed, and the obtained solid phase is 99.0 to 99.5 by mass.
  • the liquid phase obtained is liquid phase A;
  • the pH of liquid phase A is adjusted to 3.0 to 4.0 with sodium carbonate, and then heated to 90 to 95 ° C, and hydrogen peroxide or sodium hypochlorite is added to liquid phase A.
  • the reaction is stirred to obtain a FeOOH precipitate, followed by solid-liquid separation, and the obtained liquid phase is liquid phase B;
  • a vulcanizing agent is added to the liquid phase B, and the amount of the vulcanizing agent is contained in the liquid phase B.
  • Nickel-cobalt The amount of the substance is 1.2 to 1.5 times, and then the reaction is stirred for 10 to 20 minutes, followed by solid-liquid separation, and the obtained liquid phase is returned to the step (1) for immersing the battery waste, and the obtained solid is washed with the acidic leach solution to obtain a sulfide. Precipitating, collecting the obtained washing liquid, returning to step (1) for immersing the battery waste; (4) mixing the sulfide precipitate with water to prepare a slurry having a solid-liquid mass ratio of 1:3, and placing the slurry into the slurry The reactor is mechanically stirred for 15 to 30 minutes to form a slurry. The mixed acid solution is added to the slurry. The mass of the mixed acid solution is 1.5 to 2.0 times the mass of the sulfide precipitate, and then the reaction is stirred for 20 to 30 minutes. After solid-liquid separation, the resulting liquid is a nickel-cobalt-rich solution.
  • the technology of the public art is: one for recycling valuable metals
  • the method comprises: liquid phase leaching waste powder containing Co, Ni, Mn, and Li, and purifying and solvent extracting the obtained leaching solution to recover each of the Co, Ni, Mn, and Li, wherein The liquid phase leaching is carried out by a two-step countercurrent leaching using a mineral acid solution, or a mixed solution of a mineral acid and hydrogen peroxide.
  • the inorganic acid solution is a sulfuric acid solution having a concentration of 240 g/liter or higher.
  • the hydrogen peroxide is used in an amount of not less than 20 g based on 1 liter of the inorganic acid solution.
  • the first and second steps are each independently carried out at a temperature of from 60 to 80 ° C for 4 to 6 hours.
  • the purification of the leaching solution is carried out by adding CaC03 to the leaching solution, and adjusting the pH of the leaching solution to 4.5 to 5.0 by adding a dilute NaOH solution to the leaching solution. Then, NaSH was added to the leaching solution, and the resulting solution was filtered.
  • the waste powder is a powder obtained by cutting solid waste into an appropriate size, the powder being first distributed and calcined to separate the electrode active material from the current collector, and to volatilize other organic substances and a separator. Thereafter, the resulting calcined solids are subjected to a second distribution and sorted by a combination of specific gravity sorting, magnetic sorting, etc. to obtain a desired waste powder.
  • the technical solution of the present invention is: a method for preparing nickel sulfate, manganese, lithium, cobalt and cobalt sesquioxide from battery waste, which is special in the following process: battery waste acid dissolution, iron removal, aluminum removal, calcium and magnesium removal Copper, extraction separation, evaporation crystallization to prepare nickel sulfate, manganese sulfate, lithium sulfate, cobalt sulfate or / and tetraoxide Cobalt.
  • the battery waste includes all waste batteries of the stripped outer casing, the bottom material of the battery manufacturer, and cleaning waste.
  • the battery waste is acid-soluble: an acid may be added to the battery waste according to a solid-liquid mass ratio of 1 to 2-6, and the acid-soluble filtrate is filtered after the reaction.
  • the battery waste is acid-soluble: in an acid-soluble barrel, sulfuric acid or hydrochloric acid is formulated into 0.5-4N, preferably 1.0-3.5N, 1.5-3.0N, 2.0-2.5N, according to solid-liquid quality.
  • the battery waste is added in a ratio of 1:4, preferably 1:4.
  • the temperature is controlled at 60-100 ° C, preferably 65-95 ° C, 70-90 ° C, 75-85 ° C, 80 ° C, the reaction is 0.5-4 hours, preferably 1.0-3.5 hours, 1.5-3.0 small Hey, 2.0-2.5 hours. Filtration, washing, and the filtrate is acid-soluble filtrate
  • the iron removal by aluminum calcium carbonate and sodium chlorate may be added to the acid-soluble filtrate, stirred, and then added with a sodium carbonate solution, and filtered to obtain an iron removal filtrate.
  • the iron removal and aluminum removal the acid solution filtrate is pumped into the decontamination bucket, and heated and stirred. The temperature is controlled at 30-100. C, preferably in the order of 35-95. C, 40-90. C, 45-85. C, 50-80. C, 55-75.
  • the calcium-magnesium-copper-copper the iron-removing aluminum-removing filtrate may be added to sodium fluoride, and then the sodium carbonate is stirred.
  • the calcium-depleted magnesium-copper the iron-removing liquid is pumped into the calcium-free magnesium drum, and heated and stirred. The temperature is controlled at 30-100. C, preferably in the order of 35-95. C, 40-90. C, 45-85. C, 50-80. C, 55-75.
  • the extraction separation can be as follows:
  • the number of stages of the extraction may be set to: saponification level 1; extraction of manganese level 9; washing level 2; back extraction level 5; organic regeneration level 2.
  • washing liquid After the washing liquid is repeatedly used, it is sent to the acid solution workshop for acid use; the regeneration liquid is returned for use as a washing liquid.
  • separation of cobalt element the extraction of the raffinate after the manganese into the separation process of separation of cobalt, extraction and back extraction, to obtain high purity and high concentration of anti-cobalt solution.
  • the number of stages of the extraction may be set as: saponification level 1; extraction of cobalt level 5; washing level 2; back extraction level 5; organic regeneration level 1.
  • washing liquid After the washing liquid is repeatedly used, it is sent to the acid solution workshop for acid use; the regeneration liquid is returned for use as the washing liquid.
  • the number of stages of the extraction may be set as: saponification level 1; extraction of cobalt level 5; washing level 2; back extraction level 5; organic regeneration level 1.
  • washing liquid After the washing liquid is repeatedly used, it is sent to the acid solution workshop for acid use; the regeneration liquid is returned for use as the washing liquid.
  • the raffinate enters the MVR evaporation crystallization process, and the sodium crystallization in the raffinate is separated by thermal crystallization.
  • saponification solution 0.5-2.0N sodium hydroxide solution
  • washing liquid 0.5-6N hydrochloric acid
  • stripping solution 0.5-4N sulfuric acid
  • organic regeneration liquid 0.5-6N hydrochloric acid
  • a, recovery of manganese sulfate pre-extraction solution is first extracted by P204 extractant, the solution of manganese extracted to In the organic phase, the organic phase is added with a sulfuric acid solution for washing to obtain a manganese sulfate solution containing 150-400 g/L of manganese, preferably 17-350-350 g/L, 180-300 g/L, and 200-250 g/L, and the solution is passed. Evaporation crystallization and centrifugation to obtain a manganese sulfate product. The organic phase is regenerated by pickling and saponification of the caustic soda solution to resume active recycling. A small amount of the centrifuged mother liquor is added to the next batch of manganese sulfate solution for evaporation crystallization.
  • cobalt sulfate solution containing 80-130 g/L of cobalt is synthesized with sodium hydroxide solution, and after centrifugation, it is subjected to centrifugation at 700-950 ° C, preferably 7 50-900 ° C, 800-850 ° C.
  • cobalt trioxide Into the cobalt trioxide.
  • the tail water and the washing liquid return to the MVR evaporation crystallization system.
  • the evaporated water is collected in a distilled water tank after preheating the feed liquid for use in the entire production system. It can reduce the production water and meet the zero discharge requirements of industrial wastewater.
  • the present invention adopts the above technical solution, and can recover nickel, manganese, lithium, cobalt, etc. from battery waste.
  • a variety of metal elements, high purity of recycled products, can reach the battery level, can also directly produce battery-grade cobalt trioxide, simple process, low energy consumption, no waste gas pollution, zero discharge of wastewater.
  • FIG. 1 is a process diagram of preparing a pre-extraction liquid according to the present invention.
  • FIG. 2 is a diagram showing the extraction and evaporation crystallization process of the present invention.
  • a method for preparing nickel sulfate, manganese, lithium, cobalt and cobalt sesquioxide from battery waste taking the following steps:
  • the reaction is 3 hours. Filter and wash. The filtrate enters the next step; the washing liquid returns to the acid-matching process; the filter cake is harmlessly treated.
  • a. Separation of manganese element The pre-extraction solution is subjected to extraction and back-extraction under the following conditions to obtain a high-purity and high-concentration anti-manganese solution. After the washing liquid is repeatedly used, it is sent to the acid solution workshop for acid use; the regeneration liquid is returned for use as the washing liquid; the raffinate liquid is passed to the next step.
  • Extraction series saponification level 1; extraction of manganese level 9; washing level 2; back extraction level 5; organic regeneration level 2.
  • saponification solution 2.0N sodium hydroxide solution
  • b. Separation of cobalt element The raffinate after extracting manganese enters the extraction process of separating cobalt, and is subjected to extraction and back extraction under the following conditions to obtain a high-purity and high-concentration anti-cobalt solution. After the washing liquid is used repeatedly, it is sent to the acid solution workshop for acid use.
  • regenerant is returned for use as a washing liquid; the raffinate is passed to the next step.
  • Extraction series saponification level 1; extraction of cobalt level 5; washing level 2; back extraction level 5; organic regeneration level 1.
  • Washing solution 4N hydrochloric acid
  • stripping solution 4N sulfuric acid
  • organic regeneration liquid 6N hydrochloric acid.
  • the regeneration liquid is returned to be used as a washing liquid; the raffinate enters the MVR evaporation crystallization process, and the sodium sulfate in the raffinate is crystallized by thermal crystallization to achieve the purpose of concentrating lithium sulfate.
  • Extraction series saponification level 1; extraction of cobalt level 5; washing level 2; back extraction level 5; organic regeneration level 1.
  • washing solution 3N hydrochloric acid
  • stripping solution 3N sulfuric acid
  • organic regeneration liquid 6N hydrochloric acid.
  • a, recovery of manganese sulfate The pre-extraction solution is first extracted by the P204 extractant, and the manganese in the solution is extracted into the organic phase.
  • the organic phase is added with a sulfuric acid solution for washing to obtain a manganese sulfate solution containing 200 g/L of manganese, and the solution is separated by evaporation and centrifugation to obtain a manganese sulfate product.
  • the organic phase is regenerated by pickling and saponification of the caustic soda solution to resume active recycling. A small amount of the centrifuged mother liquor is added to the next batch of manganese sulfate solution for evaporation.
  • a cobalt sulfate solution containing 110 g/L of cobalt is synthesized into a hydroxycobalt with a sodium hydroxide solution, centrifuged, and then calcined at 800 ° C to prepare tricobalt tetroxide.
  • Example 1 Method for preparing nickel sulfate, manganese, lithium, cobalt and tricobalt tetroxide from battery waste, taking the following steps:
  • washing liquid After the washing liquid is repeatedly used, it is sent to the acid solution workshop for acid use; the regeneration liquid is returned for use as the washing liquid; Go to the next step.
  • Extraction series saponification level 1; extraction of manganese level 9; washing level 2; back extraction level 5; organic regeneration level 2.
  • saponification solution 2.0N sodium hydroxide solution
  • Extraction series saponification level 1; extraction of cobalt level 5; washing level 2; back extraction level 5; organic regeneration level 1.
  • washing solution 6N hydrochloric acid
  • stripping solution 4N sulfuric acid
  • organic regeneration liquid 6N hydrochloric acid.
  • c. Separation of nickel element The raffinate after extracting cobalt enters an extraction process of separating nickel, and is subjected to extraction and back extraction under the following conditions to obtain a high-purity and high-concentration anti-cobalt solution. After repeated use of the washing liquid, it is sent to the acid solution workshop for acid use; the regeneration liquid is returned to be used as the washing liquid; the raffinate enters the MVR evaporation crystallization process, and the sodium sulfate in the raffinate is crystallized and separated by thermal crystallization to reach the concentrated lithium sulfate. the goal of.
  • Extraction series saponification level 1; extraction of cobalt level 5; washing level 2; back extraction level 5; organic regeneration level 1.
  • washing solution 4N hydrochloric acid
  • stripping solution 3N sulfuric acid
  • organic regeneration liquid 6N hydrochloric acid.
  • a. Recovery of Manganese Sulfate The pre-extraction solution is first extracted by a P204 extractant, and the manganese in the solution is extracted into the organic phase.
  • the organic phase is added with a sulfuric acid solution for washing to obtain a manganese sulfate solution containing 200 g/L of manganese, and the solution is subjected to evaporation crystallization and centrifugal separation to obtain a manganese sulfate product.
  • the organic phase is regenerated by pickling and saponification of the caustic soda solution to restore active recycling. A small amount of the centrifuged mother liquor is added to the next batch of manganese sulfate solution for evaporation crystallization.
  • a cobalt sulfate solution containing 110 g/L of cobalt is synthesized into a hydroxy cobalt solution with a sodium hydroxide solution. After centrifugal filtration, firing was performed at 800 ° C to prepare tricobalt tetroxide.
  • e recovery of lithium carbonate recovery of sodium sulfate process, the mother liquor is a lithium-containing solution in 15-20g / L of saturated sodium sulfate
  • a saturated sodium carbonate solution was added to the solution to control the reaction temperature at 100 ° C, and the reaction was carried out for 3 hours to obtain a lithium carbonate precipitate.
  • the precipitate was centrifuged, washed, and dried to obtain a lithium carbonate product.
  • Example 2 Method for preparing nickel sulphate, manganese, lithium, cobalt and tricobalt tetroxide from battery waste, taking the following steps:
  • Battery waste acid solution In an acid-soluble tank, hydrochloric acid is formulated into 2N, and the battery waste is added at a ratio of solid to liquid of 1 to 5. The temperature was controlled at 80 ° C and the reaction was carried out for 3 hours. Filter and wash. The filtrate enters the next step; the washing liquid returns to the acid-matching process; the filter cake is harmlessly treated.
  • a separation of manganese elements pre-extraction liquid extraction and back extraction under the following conditions, to obtain high purity and high concentration of anti-manganese Liquid. After the washing liquid is repeatedly used, it is sent to the acid solution workshop for acid use; the regeneration liquid is returned for use as the washing liquid; the raffinate enters the next step.
  • Extraction series saponification level 1; extraction of manganese level 9; washing level 2; back extraction level 5; organic regeneration level 2.
  • saponification solution 0.5-2.0N sodium hydroxide solution
  • regenerant is returned for use as a washing liquid; the raffinate is passed to the next step.
  • Extraction series saponification level 1; extraction of cobalt level 5; washing level 2; back extraction level 5; organic regeneration level 1.
  • Washing solution 4N hydrochloric acid
  • stripping solution 4N sulfuric acid
  • organic regeneration liquid 6N hydrochloric acid.
  • the regeneration liquid is returned to be used as a washing liquid; the raffinate enters the MVR evaporation crystallization process, and the sodium sulfate in the raffinate is crystallized by thermal crystallization to achieve the purpose of concentrating lithium sulfate.
  • Extraction order saponification grade 1; extraction of cobalt grade 5; washing grade 2; back extraction grade 5; organic regeneration grade 1.
  • washing solution 3N hydrochloric acid
  • stripping solution 3N sulfuric acid
  • organic regeneration liquid 6N hydrochloric acid.
  • a recovery of manganese sulfate The pre-extraction solution is first extracted by P204 extractant, and the manganese in the solution is extracted into the organic phase.
  • the organic phase is added with a sulfuric acid solution for washing to obtain a manganese sulfate solution containing 200 g/L of manganese, and the solution is subjected to evaporation crystallization and centrifugal separation to obtain a manganese sulfate product.
  • the organic phase is regenerated by pickling and saponification of the caustic soda solution to restore active recycling. A small amount of the centrifuged mother liquor is added to the next batch of manganese sulfate solution for evaporation crystallization.
  • a saturated sodium carbonate solution was added to the solution to control the reaction temperature at 100 ° C, and the reaction was carried out for 2 hours to obtain a lithium carbonate precipitate.
  • the precipitate was centrifuged, washed, and dried to obtain a lithium carbonate product.
  • Example 3 Method for preparing nickel sulphate, manganese, lithium, cobalt and tricobalt tetroxide from battery waste, taking the following steps:
  • the reaction is 3 hours. Filter and wash. The filtrate enters the next step; the washing liquid returns to the acid-matching process; the filter cake is harmlessly treated.
  • Extraction order saponification level 1; extraction of manganese level 9; washing level 2; back extraction level 5; organic regeneration level 2.
  • washing solution 4N hydrochloric acid
  • stripping solution 3N sulfuric acid
  • organic regeneration liquid 6N hydrochloric acid.
  • regenerant is returned for use as a washing liquid; the raffinate is passed to the next step.
  • Extraction series saponification level 1; extraction of cobalt level 5; washing level 2; back extraction level 5; organic regeneration level 1.
  • Washing solution 4N hydrochloric acid
  • stripping solution 4N sulfuric acid
  • organic regeneration liquid 6N hydrochloric acid.
  • the regeneration liquid is returned to be used as a washing liquid; the raffinate enters the MVR evaporation crystallization process, and the sodium sulfate in the raffinate is crystallized by thermal crystallization to achieve the purpose of concentrating lithium sulfate.
  • Extraction order saponification grade 1; extraction of cobalt grade 5; washing grade 2; back extraction grade 5; organic regeneration grade 1.
  • washing solution 3N hydrochloric acid
  • stripping solution 3N sulfuric acid
  • organic regeneration liquid 6N hydrochloric acid.
  • a. Recovery of Manganese Sulfate The pre-extraction solution is first extracted by a P204 extractant, and the manganese in the solution is extracted into the organic phase.
  • the organic phase is added with a sulfuric acid solution for washing to obtain a manganese sulfate solution containing 200 g/L of manganese, and the solution is subjected to evaporation crystallization and centrifugal separation to obtain a manganese sulfate product.
  • the organic phase is regenerated by pickling and saponification of the caustic soda solution to restore active recycling. A small amount of the centrifuged mother liquor is added to the next batch of manganese sulfate solution for evaporation crystallization.
  • a cobalt sulfate solution containing 110 g/L of cobalt is synthesized into a hydroxycobalt with a sodium hydroxide solution, centrifuged, and passed through 800. C is burned to make cobalt trioxide.
  • the P204 raffinate contains about l-4 g/L of lithium, 15-20 g/L of sodium, and is present in the solution with sodium sulfate and lithium sulfate, using MRV. Evaporate the crystallization system, evaporate the raffinate to 15-20g/L of lithium, and crystallize a large amount of sodium sulfate. After centrifugation, the anhydrous sodium sulfate can be obtained.
  • the battery level of the present invention is measured by:

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Abstract

电池废料制备硫酸镍、锰、锂、钴及四氧化三钴的方法, 涉及电池废料的综合利用，特别是综合利用电池废料生产电池级硫酸镍、电池级硫酸锰、电池级硫酸锂、电池级硫酸钴、电池级四氧化三钴的方法。其特殊之处在于采取如下工艺流程：电池废料酸溶，除铁除铝，除钙镁铜，萃取分离，蒸发结晶制备硫酸镍、硫酸锰、硫酸锂、硫酸钴或/和四氧化三钴。能同时从电池废料中回收镍、锰、锂、钴等多种金属元素，回收产品纯度高，均可达到电池级，还可直接生产电池级四氧化三钴，工艺简单，能耗低，无废气污染，废水实现零排放。

Description

电池废料制备硫酸镍、 锰、 锂、 钴及四氧化三钴的方法 技术领域
[0001] 本发明涉及电池废料的综合利用， 特别是综合利用电池废料生产电池级硫酸镍
、 电池级硫酸锰、 电池级硫酸锂、 电池级硫酸钴、 电池级四氧化三钴的方法。 背景技术
[0002] 在循环经济中， 电池废料是一种可回收利用的宝贵资源， 主要有价元素为钴、 镍、 锰、 锂。 以往处理这类废料主要是回收其中的钴和镍。 如专利申请号为 CN2 01110435394.X的一种从电池废料浸出液中分离富集镍钴的方法， 公幵的技术为 ： 一种从电池废料浸出液中分离富集镍钴的方法， 包括以下步骤： （1)用酸性浸 取液浸泡电池废料， 之后进行固液分离， 得到的液体为电池废料浸出液， 向所 述电池废料浸出液中分批加入还原剂， 所述还原剂的物质的量为所述浸出液中 所含铜的物质的量的 1.3〜1.5倍， 之后搅拌反应 25〜35分钟， 反应温度为 40〜50 °C， 然后进行固液分离， 所得固相为质量百分含量为 99.0〜99.5%的海绵铜， 所 得液相为液相 A; (2)用碳酸钠将液相 A的 pH值调至 3.0〜4.0， 然后加热至 90〜95 °C， 向液相 A中加入双氧水或次氯酸钠搅拌反应， 得到 FeOOH沉淀， 之后进行固 液分离， 所得液相为液相 B ; (3)向液相 B中加入硫化剂， 所述硫化剂的物质的量 为所述液相 B中所含镍钴的物质的量的 1.2〜1.5倍， 然后搅拌反应 10〜20分钟， 之后固液分离， 所得液相返回步骤 (1)用于浸泡电池废料， 所得固体经所述酸性 浸取液洗涤， 得到硫化物沉淀， 收集所得洗涤液， 返回步骤 (1)用于浸泡电池废 料； （4)将硫化物沉淀与水混合， 配制成固液质量比为 1:3的浆料， 将所述浆料放 入反应釜中机械搅拌 15〜30分钟， 制成浆状物， 向所述浆状物中加入混酸溶液 ， 混酸溶液的质量为硫化物沉淀质量的 1.5〜2.0倍， 然后搅拌反应 20〜30分钟， 之后固液分离， 所得液体即为镍钴富集溶液。
[0003] 如何从电池废料中综合回收各种有价金属， 国外同行作了一些研究， 如 LS-日 光铜制炼株式会社在中国申请的用于从锂二次电池废料中回收有价值金属的方 法 （申请号为 CN201180049594.X) 公幵的技术为： 一种用于回收有价值金属的 方法， 包括： 液相浸提含有 Co、 Ni、 Mn和 Li的废粉末， 以及对所得的浸提溶液 进行纯化和溶剂提取以回收所述 Co、 Ni、 Mn和 Li中的每一种， 其中使用无机酸 溶液、 或无机酸和过氧化氢的混合溶液通过两步逆流浸提进行所述液相浸提。 所述无机酸溶液是浓度为 240克 /升或更高的硫酸溶液。 其中按 1升所述无机酸溶 液计， 以不低于 20克的量使用所述过氧化氢。 其中在所述两步逆流浸提中， 第 一和第二步各自独立地在 60至 80°C的温度下进行 4至 6小吋。 其中所述浸提溶液的 纯化通过如下方式进行： 将 CaC03添加至所述浸提溶液中， 通过向所述浸提溶 液中添加稀 NaOH溶液来将所述浸提溶液的 pH调节到 4.5至 5.0， 再向所述浸提溶 液中添加 NaSH， 之后过滤所得的溶液。 其中通过如下方式实现 Co、 Ni、 Mn和 Li 中的每一种的回收： 进行 Mn、 Co和 Ni的各自提取， 以在 Ni提取步骤之后获得仅 含锂的溶液， 由此实现所述金属相互完全分离。 所述的废粉末是将固体废料切 成适当尺寸的粉末， 所述粉末首先被分配并煅烧以使电极活性材料与集电体分 离， 并且以使其他有机物质和隔板 (separator)挥发。 之后， 将所得煅烧固体进行 第二分配并通过特定重力分拣、 磁性分拣等的组合进行分拣以得到期望的废粉 末。
技术问题
[0004] 现有技术中国专利申请 CN201110435394.X存在的问题是电池中的锂、 锰等有 价金属没有得到回收利用； 中国专利申请 CN201180049594.X的不足之处在于工 艺流程复杂， 生产成本较高， 特别是电池废粉末制备采取煅烧， 能耗高， 废气 污染， 不利于环境保护， 或者增加废气处理成本。 本发明的目的在于解决现有 技术问题， 公幵一种能同吋回收镍、 锰、 锂、 钴等多种金属元素， 回收产品纯 度高， 工艺简单， 能耗低， 无废气污染， 废水零排放的电池废料制备硫酸镍、 锰、 锂、 钴及四氧化三钴的方法及产品。
问题的解决方案
技术解决方案
[0005] 本发明的技术解决方案是： 电池废料制备硫酸镍、 锰、 锂、 钴及四氧化三钴的 方法， 其特殊之处在于采取如下工艺流程： 电池废料酸溶， 除铁除铝， 除钙镁 铜， 萃取分离， 蒸发结晶制备硫酸镍、 硫酸锰、 硫酸锂、 硫酸钴或 /和四氧化三 钴。
[0006] 进一步地， 所述电池废料： 包括经剥除外壳的所有废电池、 电池生产厂家的下 角料及清理废料。
[0007] 进一步地， 所述电池废料酸溶： 可以按固液质量比 1比 2-6的比例在电池废料中 加入酸， 反应后过滤得酸溶滤液。
[0008] 更进一步地： 所述电池废料酸溶： 在酸溶桶内， 将硫酸或盐酸配成 0.5-4N, 优 选 1.0-3.5N, 1.5-3.0N, 2.0-2.5N, 按固液质量比 1:3-5优选 1:4的比例加入电池废 料。 温度控制在 60-100°C， 优选 65-95°C， 70-90°C， 75-85°C, 80°C， 反应 0.5-4小 吋， 优选 1.0-3.5小吋， 1.5-3.0小吋， 2.0-2.5小吋。 过滤、 洗涤， 滤液为酸溶滤液
[0009] 进一步地， 所述除铁除铝： 可以在酸溶滤液中加入碳酸钙和氯酸钠， 搅拌后加 入碳酸钠溶液， 过滤得除铁除铝滤液。
[0010] 更进一步地， 所述除铁除铝： 将酸溶滤液泵入除杂桶内， 加热搅拌。 控制温度 在 30-100。C， 优选依次为 35-95。C， 40-90。C， 45-85。C， 50-80。C， 55-75。C， 60-70 °C， 按每 m3加入轻质碳酸钙 3-60kg， 优选依次为 5-50kg， 10-45kg, 15-40kg, 20- 35kg, 25-30kg按溶液中二价铁量的 0.1-1.0倍， 优选依次 0.2-0.8倍， 0.3-0.7倍， 0. 4-0.6倍， 0.5倍加入氯酸钠， 搅拌 10-50分钟， 优选依次为 15-45分钟， 20-40分钟 ， 25-35分钟， 30分钟， 用 0.5-2.0N优选 1.0-1.5N的碳酸钠溶液调节 PH值到 3.5-5.5 ， 优选 4.0-5.0， 4.5。 过滤、 洗涤， 滤液进入下一工序。 洗液用于配制碳酸钠溶 液。 滤饼为铁铝澄作无害处理。
[0011] 进一步地， 所述除钙镁铜： 可以将除铁除铝滤液加入氟化钠， 搅拌后再碳酸钠
， 过滤得萃取前液。
[0012] 更进一步地， 所述除钙镁铜： 将除铁液泵入除钙镁桶内， 加热搅拌。 控制温度 在 30-100。C， 优选依次为 35-95。C， 40-90。C， 45-85。C， 50-80。C， 55-75。C， 60-70 °C， 按钙镁总质量的 2-15倍， 优选依次为 3-12倍， 4-10倍， 5-9倍， 6-8倍， 7倍加 入氟化钠， 搅拌 10-90分钟,优选依次为 20-80分钟， 30-70分钟， 40-60分钟， 50分 钟， 用 0.5-2.0N优选 1.0-1.5^炭酸钠调节1¾4.0-7.0， 优选 PH5.0-6.0, 过滤、 洗涤 ， 滤液作为萃取前液进入萃取工段。 洗液用于配制碳酸钠溶液。 滤饼作为钙镁 铜澄， 另行处理。
[0013] 进一步地， 所述萃取分离： 可以按以下步骤：
[0014] a、 分离锰元素： 萃取前液经萃取和反萃取， 得到高纯度和高浓度反锰液。
[0015] 进一步地， 所述萃取的级数可以设置为： 皂化 1级； 萃取锰 9级； 洗涤 2级； 反 萃取 5级； 有机再生 2级。
[0016] 进一步地， 洗涤液反复使用后， 送酸溶车间配酸用； 再生液返回做洗涤液使用
； 萃余液进入下一工序。
[0017] b、 分离钴元素:萃取锰后的萃余液进入分离钴的萃取工序， 经萃取和反萃取， 得到高纯度和高浓度反钴液。
[0018] 进一步地， 所述萃取的级数可以设置为： 皂化 1级； 萃取钴 5级； 洗涤 2级； 反 萃取 5级； 有机再生 1级。
[0019] 进一步地， 洗涤液反复使用后， 送酸溶车间配酸用； 再生液返回做洗涤液使用
； 萃余液进入下一工序。
[0020] c、 分离镍元素： 萃取钴后的萃余液进入分离镍的萃取工序， 经萃取和反萃取
， 得到高纯度和高浓度反钴液。
[0021] 进一步地， 所述萃取的级数可以设置为： 皂化 1级； 萃取钴 5级； 洗涤 2级； 反 萃取 5级； 有机再生 1级。
[0022] 进一步地， 洗涤液反复使用后， 送酸溶车间配酸用； 再生液返回做洗涤液使用
； 萃余液进入 MVR蒸发结晶工序， 采用热结晶法使萃余液中的硫酸钠结晶分离
， 达到浓缩硫酸锂的目的。
[0023] 更进一步地， 在所述的萃取中， 采用如下萃取物：
[0024] 皂化液： 0.5-2.0N氢氧化钠溶液；
[0025] 有机组成： P204: TBP: 煤油 =10-20: 10-20： 80-60 (v/v) ；
[0026] 洗涤液： 0.5-6N盐酸；
[0027] 反萃液： 0.5-4N硫酸；
[0028] 有机再生液： 0.5-6N盐酸；
[0029] 进一步地， 所述蒸发结晶， 采取如下步骤：
[0030] a、 回收硫酸锰： 萃前溶液首先通过 P204萃取剂进行萃取， 将溶液中锰萃取至 有机相中， 有机相加硫酸溶液进行洗涤， 可得到含锰 150-400g/L， 优选依次为 17 0-350g/L, 180-300g/L, 200-250g/L的硫酸锰溶液， 溶液通过蒸发结晶、 离心分 离得到硫酸锰产品。 有机相通过酸洗再生、 烧碱溶液皂化恢复活性循环使用。 少量离心母液加入下一批硫酸锰溶液中一起进行蒸发结晶。
[0031] b、 回收硫酸钴： 前段工序萃取锰后的 P204萃余液， 通过 P507进行萃取， 将溶 液中钴萃取至有机相中。 有机相加硫酸溶液进行洗涤， 可得到含钴 80-130g/L， 优选依次为 90-120g/L， 100-l lOg/L的硫酸钴溶液， 溶液通过蒸发结晶、 离心分离 得到硫酸钴产品。 有机相通过酸洗再生、 烧碱溶液皂化恢复活性循环使用。 少 量离心母液加入下一批硫酸钴溶液中一起进行蒸发结晶。 或者将含钴 80-130g/L 的硫酸钴溶液用氢氧化钠溶液合成羟基钴， 离心过滤后， 通过 700-950°C， 优选 7 50-900°C， 800-850°C灼烧， 制成四氧化三钴。
[0032] c、 回收硫酸镍： 前段工序萃取钴后的 P507萃余液液， 再一次通过 P204萃取， 将溶液中镍萃取至有机相中。 有机相加硫酸溶液进行洗涤， 可得到含镍 70-130g/ L， 优选依次 80-125g/L， 90-120g/L， 100-l lOg/L的硫酸镍溶液， 溶液通过蒸发结 晶、 离心分离得到硫酸镍产品。 有机相通过酸洗再生， 烧碱溶液皂化恢复活性 循环使用。 少量离心母液加入下一批硫酸镍溶液中一起进行蒸发结晶。
[0033] d、 回收硫酸钠： 前段工序萃取镍后 P204萃余液， 采用 MRV蒸发结晶系统， 将 萃余液蒸发至硫酸钠结晶， 离心过滤后即可得到无水硫酸钠副产品。
[0034] e、 回收碳酸锂： 将 d步骤回收硫酸钠后的离心母液加入饱和碳酸钠溶液， 控制 反应温度在 60-100°C， 优选依次为： 65-95°C， 70-90°C， 75-85°C, 80°C， 反应吋 间 0.5-4小吋， 优选依次为： 1.0-3.5小吋， 1.5-3小吋， 2.0-2.5小吋， 可得到碳酸锂 沉淀,将此沉淀离心过滤， 洗涤， 干燥后即为碳酸锂产品。
[0035] 进一步地,尾水和洗液返回 MVR蒸发结晶系统。
[0036] 进一步地， 蒸发的水在预热完进料液后， 收集于蒸馏水罐中， 用于整个生产系 统。 即可减少生产用水， 又可达到工业废水零排放要求。
发明的有益效果
有益效果
[0037] 本发明由于采用了以上技术方案， 能同吋从电池废料中回收镍、 锰、 锂、 钴等 多种金属元素， 回收产品纯度高， 均可达到电池级， 还可直接生产电池级四氧 化三钴， 工艺简单， 能耗低， 无废气污染， 废水实现零排放。
对附图的简要说明
附图说明
[0038] 图 1为本发明制取萃取前液的工艺图。
[0039] 图 2为本发明萃取、 蒸发结晶工艺图。
实施该发明的最佳实施例
本发明的最佳实施方式
[0040] 电池废料制备硫酸镍、 锰、 锂、 钴及四氧化三钴的方法， 采取如下步骤：
[0041] 1) .制备电池废料酸溶： 在 20m3酸溶桶内， 预先加入洗水或清水 9m3幵启搅拌 ， 缓慢加入浓硫酸 lm3， 缓慢加入电池废料 4吨。 用浓硫酸或物料控制 PH值在 0.5
， 反应 3小吋。 过滤、 洗涤。 滤液进入下一工序； 洗液返回配酸工序； 滤饼无害 处理。
[0042] 2) .除铁、 除铝： 将 10m3酸溶滤液泵入 20m3除杂桶内， 加热搅拌。 控制温度 在 80°C， 加入轻质碳酸钙 120kg， 按溶液中二价铁量的 0.35倍加入氯酸钠， 搅拌 3 0分钟， 用 1.0N的碳酸钠溶液调节 PH值到 4.5。 过滤、 洗涤。 滤液进入下一工序 ； 洗液用于配制碳酸钠溶液； 滤饼无害处理。
[0043] 3) .除钙镁铜： 将 18m3除铁液泵入 20m3除钙镁桶内， 加热搅拌。 控制温度在 1 00°C， 按钙镁总量的 4.5倍加入氟化钠， 搅拌 40分钟,用 0.5N碳酸钠调节 PH5.5 , 过 滤、 洗涤。 滤液作为萃取前液进入萃取工段； 洗液用于配制碳酸钠溶液； 滤饼 作为钙镁铜澄， 另行处理。
[0044] 4) .萃取分离采取如步骤：
[0045] a.分离锰元素： 萃取前液经以下条件萃取和反萃取， 得到高纯度和高浓度反锰 液。 洗涤液反复使用后， 送酸溶车间配酸用； 再生液返回做洗涤液使用； 萃余 液进入下一工序。
[0046] 萃取级数： 皂化 1级； 萃取锰 9级； 洗涤 2级； 反萃取 5级； 有机再生 2级。
[0047] 皂化液： 2.0N氢氧化钠溶液； 有机组成： P204: TBP: 煤油 =15: 15： 70 (v/v ) ； 洗涤液： 4N盐酸； 反萃液： 3N硫酸； 有机再生液： 6N盐酸。 [0048] b.分离钴元素： 萃取锰后的萃余液进入分离钴的萃取工序， 经以下条件萃取和 反萃取， 得到高纯度和高浓度反钴液。 洗涤液反复使用后， 送酸溶车间配酸用
； 再生液返回做洗涤液使用； 萃余液进入下一工序。
[0049] 萃取级数： 皂化 1级； 萃取钴 5级； 洗涤 2级； 反萃取 5级； 有机再生 1级。
[0050] 皂化液： 2.0N氢氧化钠溶液； 有机组成： P507: TBP: 煤油 =20: 20： 60 (v/v
) ； 洗涤液： 4N盐酸； 反萃液： 4N硫酸； 有机再生液： 6N盐酸。
[0051] c.分离镍元素： 萃取钴后的萃余液进入分离镍的萃取工序， 经以下条件萃取和 反萃取， 得到高纯度和高浓度反钴液。 洗涤液反复使用后， 送酸溶车间配酸用
； 再生液返回做洗涤液使用； 萃余液进入 MVR蒸发结晶工序， 采用热结晶法使 萃余液中的硫酸钠结晶分离， 达到浓缩硫酸锂的目的。
[0052] 萃取级数： 皂化 1级； 萃取钴 5级； 洗涤 2级； 反萃取 5级； 有机再生 1级。
[0053] 皂化液： 2.0N氢氧化钠溶液； 有机组成： P204: TBP: 煤油 =10: 10： 80 (v/v
) ； 洗涤液： 3N盐酸； 反萃液： 3N硫酸； 有机再生液： 6N盐酸。
[0054] 5) .蒸发结晶采取如下步骤：
[0055] a、 回收硫酸锰： 萃前溶液首先通过 P204萃取剂进行萃取， 将溶液中锰萃取至 有机相中。 有机相加硫酸溶液进行洗涤， 可得到含锰 200g/L的硫酸锰溶液， 溶液 通过蒸发结晶、 离心分离得到硫酸锰产品。 有机相通过酸洗再生、 烧碱溶液皂 化恢复活性循环使用。 少量离心母液加入下一批硫酸锰溶液中一起进行蒸发结
[0056] b、 回收硫酸钴： 前段工序萃取锰后的 P204萃余液， 通过 P507进行萃取， 将溶 液中钴萃取至有机相中。 有机相加硫酸溶液进行洗涤， 可得到含钴 110g/L的硫酸 钴溶液， 溶液通过蒸发结晶、 离心分离得到硫酸钴产品。 有机相通过酸洗再生 、 烧碱溶液皂化恢复活性循环使用。 少量离心母液加入下一批硫酸钴溶液中一 起进行蒸发结晶。 或者将含钴 110g/L的硫酸钴溶液用氢氧化钠溶液合成羟基钴， 离心过滤后， 通过 800°C灼烧， 制成四氧化三钴。
[0057] c、 回收硫酸镍： 前段工序萃取钴后的 P507萃余液液， 再一次通过 P204萃取， 将溶液中镍萃取至有机相中。 有机相加硫酸溶液进行洗涤， 可得到含镍 100g/L的 硫酸镍溶液， 溶液通过蒸发结晶、 离心分离得到硫酸镍产品。 有机相通过酸洗 再生， 烧碱溶液皂化恢复活性循环使用。 少量离心母液加入下一批硫酸镍溶液 中一起进行蒸发结晶。
[0058] d、 回收硫酸钠： 前段工序萃取镍后 P204萃余液含锂约为 l-4g/L， 钠为 15-20g/L
， 且以硫酸钠和硫酸锂赋存在溶液中， 采用 MRV蒸发结晶系统， 将萃余液蒸发 到含锂 15-20g/L吋， 有大量的硫酸钠结晶产生， 离心过滤后即可得到无水硫酸钠 副产品。
[0059] e、 回收碳酸锂： 回收硫酸钠工序离心母液是含锂在 15g/L左右的饱和硫酸钠溶 液， 在此溶液中加入饱和碳酸钠溶液， 控制反应温度在 100°C， 反应吋间 4小吋， 可得到碳酸锂沉淀。 将此沉淀离心过滤， 洗涤， 干燥后即为碳酸锂产品。
本发明的实施方式
[0060] 下面结合具体实施例对本发明作进一步的说明。
[0061] 实施例 1 : 电池废料制备硫酸镍、 锰、 锂、 钴及四氧化三钴的方法， 采取如下 步骤：
[0062] 1) .制备电池废料酸溶： 在酸溶桶内， 将硫酸配成 4N， 按固液质量比 1比 5的比 例加入电池废料。 温度控制在 100°C， 反应 1小吋。 过滤、 洗涤。 滤液进入下一工 序； 洗液返回配酸工序； 滤饼无害处理。
[0063] [2) .除铁、 除铝： 将酸溶滤液泵入除杂桶内， 加热搅拌。 控制温度在 80°C， 按 每 m3加入轻质碳酸钙 20kg， 按溶液中二价铁量的 0.3倍加入氯酸钠， 搅拌 30分钟 ， 用 1.0N的碳酸钠溶液调节 PH值到 3.5。 过滤、 洗涤。 滤液进入下一工序； 洗液 用于配制碳酸钠溶液； 滤饼无害处理。
[0064] 3) .除钙镁铜： 将除铁液泵入除钙镁桶内， 加热搅拌。 控制温度在 100°C， 按钙 镁总量的 5倍加入氟化钠， 搅拌 30分钟,用 0.5碳酸钠调节 PH5.5。 过滤、 洗涤。 滤 液作为萃取前液进入萃取工段； 洗液用于配制碳酸钠溶液； 滤饼作为钙镁铜澄 ， 另行处理。
[0065] 4) .萃取分离， 采取如下步骤：
[0066] a.分离锰元素:萃取前液经以下条件萃取和反萃取， 得到高纯度和高浓度反锰液
。 洗涤液反复使用后， 送酸溶车间配酸用； 再生液返回做洗涤液使用； 萃余液 进入下一工序。
[0067] 萃取级数： 皂化 1级； 萃取锰 9级； 洗涤 2级； 反萃取 5级； 有机再生 2级。
[0068] 皂化液： 2.0N氢氧化钠溶液；有机组成： P204: TBP: 煤油 =10: 10： 80 (v/v) ； 洗涤液： 2N盐酸;反萃液： 4N硫酸;有机再生液： 6N盐酸。
[0069] b、 分离钴元素： 萃取锰后的萃余液进入分离钴的萃取工序， 经以下条件萃取 和反萃取， 得到高纯度和高浓度反钴液。 洗涤液反复使用后， 送酸溶车间配酸 用； 再生液返回做洗涤液使用； 萃余液进入下一工序。
[0070] 萃取级数： 皂化 1级； 萃取钴 5级； 洗涤 2级； 反萃取 5级； 有机再生 1级。
[0071] 皂化液： 2.0N氢氧化钠溶液； 有机组成： P507: TBP: 煤油 =15: 15： 70 (v/v
) ； 洗涤液： 6N盐酸； 反萃液： 4N硫酸； 有机再生液： 6N盐酸。
[0072] c、 分离镍元素： 萃取钴后的萃余液进入分离镍的萃取工序， 经以下条件萃取 和反萃取， 得到高纯度和高浓度反钴液。 洗涤液反复使用后， 送酸溶车间配酸 用； 再生液返回做洗涤液使用； 萃余液进入 MVR蒸发结晶工序， 采用热结晶法 使萃余液中的硫酸钠结晶分离， 达到浓缩硫酸锂的目的。
[0073] 萃取级数： 皂化 1级； 萃取钴 5级； 洗涤 2级； 反萃取 5级； 有机再生 1级。
[0074] 皂化液： 1.0N氢氧化钠溶液； 有机组成： P204: TBP: 煤油 =15: 15： 70 (v/v
) ； 洗涤液： 4N盐酸； 反萃液： 3N硫酸； 有机再生液： 6N盐酸。
[0075] 3).蒸发结晶采取如下步骤：
[0076] a.回收硫酸锰： 萃前溶液首先通过 P204萃取剂进行萃取， 将溶液中锰萃取至有 机相中。 有机相加硫酸溶液进行洗涤， 可得到含锰 200g/L的硫酸锰溶液， 溶液通 过蒸发结晶、 离心分离得到硫酸锰产品。 有机相通过酸洗再生、 烧碱溶液皂化 恢复活性循环使用。 少量离心母液加入下一批硫酸锰溶液中一起进行蒸发结晶
[0077] b.回收硫酸钴： 前段工序萃取锰后的 P204萃余液， 通过 P507进行萃取， 将溶液 中钴萃取至有机相中。 有机相加硫酸溶液进行洗涤， 可得到到含钴 110g/L的硫酸 钴溶液， 溶液通过蒸发结晶、 离心分离得到硫酸钴产品。 有机相通过酸洗再生 、 烧碱溶液皂化恢复活性循环使用。 少量离心母液加入下一批硫酸钴溶液中一 起进行蒸发结晶。 或者将含钴 110g/L的硫酸钴溶液用氢氧化钠溶液合成羟基钴， 离心过滤后， 通过 800°C灼烧， 制成四氧化三钴。
[0078] c.回收硫酸镍： 前段工序萃取钴后的 P507萃余液液， 再一次通过 P204萃取， 将 溶液中镍萃取至有机相中。 有机相加硫酸溶液进行洗涤， 可得到含镍 100g/L的硫 酸镍溶液， 溶液通过蒸发结晶、 离心分离得到硫酸镍产品。 有机相通过酸洗再 生， 烧碱溶液皂化恢复活性循环使用。 少量离心母液加入下一批硫酸镍溶液中 一起进行蒸发结晶。
[0079] d.回收硫酸钠、 碳酸锂： 前段工序萃取镍后 P204萃余液含锂约为 l-4g/L， 钠为 1 5-20g/L， 且以硫酸钠和硫酸锂赋存在溶液中， 采用 MRV蒸发结晶系统， 将萃余 液蒸发到含锂 15-20g/L吋， 有大量的硫酸钠结晶产生， 离心过滤后即可得到无水 硫酸钠副产品。
[0080] e.回收碳酸锂： 回收硫酸钠工序离心母液是含锂在 15-20g/L的饱和硫酸钠溶液
， 在此溶液中加入饱和碳酸钠溶液， 控制反应温度在 100°C， 反应吋间 3小吋， 可 得到碳酸锂沉淀。 将此沉淀离心过滤， 洗涤， 干燥后即为碳酸锂产品。
[0081] 实施例 2: 电池废料制备硫酸镍、 锰、 锂、 钴及四氧化三钴的方法， 采取如下 步骤：
[0082] 1) .电池废料酸溶： 在酸溶桶内， 将盐酸配成 2N， 按固液质量比 1比 5的比例加 入电池废料。 温度控制在 80°C， 反应 3小吋。 过滤、 洗涤。 滤液进入下一工序； 洗液返回配酸工序； 滤饼无害处理。
[0083] 2) .除铁、 除铝： 将酸溶滤液泵入除杂桶内， 加热搅拌。 控制温度在 80°C， 按 每 m3加入轻质碳酸钙 50kg， 按溶液中二价铁量的 0.5倍加入氯酸钠， 搅拌 30分钟 ， 用 2.0N的碳酸钠溶液调节 PH值到 4.0。 过滤、 洗涤。 滤液进入下一工序； 洗液 用于配制碳酸钠溶液； 滤饼无害处理。
[0084] 3) .除钙镁铜： 将除铁液泵入除钙镁桶内， 加热搅拌。 控制温度在 100°C， 按 钙镁总量的 6倍加入氟化钠， 搅拌 40分钟,用 1.0N碳酸钠调节 PH5.0, 过滤、 洗涤 。 滤液作为萃取前液进入萃取工段； 洗液用于配制碳酸钠溶液； 滤饼作为钙镁 铜澄， 另行处理。
[0085] 4) .萃取分离采取如下步骤：
[0086] a.分离锰元素： 萃取前液经以下条件萃取和反萃取， 得到高纯度和高浓度反锰 液。 洗涤液反复使用后， 送酸溶车间配酸用； 再生液返回做洗涤液使用； 萃余 液进入下一工序。
[0087] 萃取级数： 皂化 1级； 萃取锰 9级； 洗涤 2级； 反萃取 5级； 有机再生 2级。
[0088] 皂化液： 0.5-2.0N氢氧化钠溶液； 有机组成： P204: TBP: 煤油 =20: 20： 60 ( v/v) ； 洗涤液： 4N盐酸； 反萃液： 3N硫酸； 有机再生液： 6N盐酸。
[0089] b.分离钴元素： 萃取锰后的萃余液进入分离钴的萃取工序， 经以下条件萃取和 反萃取， 得到高纯度和高浓度反钴液。 洗涤液反复使用后， 送酸溶车间配酸用
； 再生液返回做洗涤液使用； 萃余液进入下一工序。
[0090] 萃取级数： 皂化 1级； 萃取钴 5级； 洗涤 2级； 反萃取 5级； 有机再生 1级。
[0091] 皂化液： 2.0N氢氧化钠溶液； 有机组成： P507: TBP: 煤油 =20: 20： 60 (v/v
) ； 洗涤液： 4N盐酸； 反萃液： 4N硫酸； 有机再生液： 6N盐酸。
[0092] c.分离镍元素： 萃取钴后的萃余液进入分离镍的萃取工序， 经以下条件萃取和 反萃取， 得到高纯度和高浓度反钴液。 洗涤液反复使用后， 送酸溶车间配酸用
； 再生液返回做洗涤液使用； 萃余液进入 MVR蒸发结晶工序， 采用热结晶法使 萃余液中的硫酸钠结晶分离， 达到浓缩硫酸锂的目的。
[0093] 萃取级数： 皂化 1级； 萃取钴 5级； 洗涤 2级； 反萃取 5级； 有机再生 1级。
[0094] 皂化液： 2.0N氢氧化钠溶液； 有机组成： P204: TBP: 煤油 =10: 10： 80 (v/v
) ； 洗涤液： 3N盐酸； 反萃液： 3N硫酸； 有机再生液： 6N盐酸。
[0095] 5) .蒸发结晶采取如下步骤：
[0096] a.回收硫酸锰： 萃前溶液首先通过 P204萃取剂进行萃取， 将溶液中锰萃取至有 机相中。 有机相加硫酸溶液进行洗涤， 可得到含锰 200g/L的硫酸锰溶液， 溶液通 过蒸发结晶、 离心分离得到硫酸锰产品。 有机相通过酸洗再生、 烧碱溶液皂化 恢复活性循环使用。 少量离心母液加入下一批硫酸锰溶液中一起进行蒸发结晶
[0097] b.回收硫酸钴制备四氧化三钴： 前段工序萃取锰后的 P204萃余液， 液通过 P507 进行萃取， 将溶液中钴萃取至有机相中。 有机相加硫酸溶液进行洗涤， 可得到 到含钴 110g/L的硫酸钴溶液， 用氢氧化钠溶液合成羟基钴， 离心过滤后， 通过 80 0°C灼烧， 制成四氧化三钴。 [0098] c.回收硫酸镍： 前段工序萃取钴后的 P507萃余液液， 再一次通过 P204萃取， 将 溶液中镍萃取至有机相中。 有机相加硫酸溶液进行洗涤， 可得到含镍 100g/L的硫 酸镍溶液， 溶液通过蒸发结晶、 离心分离得到硫酸镍产品。 有机相通过酸洗再 生， 烧碱溶液皂化恢复活性循环使用。 少量离心母液加入下一批硫酸镍溶液中 一起进行蒸发结晶。
[0099] d.回收硫酸钠： 前段工序萃取镍后 P204萃余液含锂约为 l-4g/L， 钠为 15-20g/L， 且以硫酸钠和硫酸锂赋存在溶液中， 采用 MRV蒸发结晶系统， 将萃余液蒸发到 含锂 15-20g/L吋， 有大量的硫酸钠结晶产生， 离心过滤后即可得到无水硫酸钠副 ¾口
厂口 Π。
[0100] e.回收碳酸锂： 回收硫酸钠工序离心母液是含锂在 15-20g/L的饱和硫酸钠溶液
， 在此溶液中加入饱和碳酸钠溶液， 控制反应温度在 100°C， 反应吋间 2小吋， 可 得到碳酸锂沉淀。 将此沉淀离心过滤， 洗涤， 干燥后即为碳酸锂产品。
[0101] 实施例 3: 电池废料制备硫酸镍、 锰、 锂、 钴及四氧化三钴的方法， 采取如下 步骤：
[0102] 1) .制备电池废料酸溶： 在 20m3酸溶桶内， 预先加入洗水或清水 9m3幵启搅拌 ， 缓慢加入浓硫酸 lm3， 缓慢加入电池废料 4吨。 用浓硫酸或物料控制 PH值在 0.5
， 反应 3小吋。 过滤、 洗涤。 滤液进入下一工序； 洗液返回配酸工序； 滤饼无害 处理。
[0103] 2) .除铁、 除铝： 将 10m3酸溶滤液泵入 20m3除杂桶内， 加热搅拌。 控制温度 在 80°C， 加入轻质碳酸钙 120kg， 按溶液中二价铁量的 0.35倍加入氯酸钠， 搅拌 3 0分钟， 用 1.0N的碳酸钠溶液调节 PH值到 4.5。 过滤、 洗涤。 滤液进入下一工序 ； 洗液用于配制碳酸钠溶液； 滤饼无害处理。
[0104] 3) .除钙镁铜： 将 18m3除铁液泵入 20m3除钙镁桶内， 加热搅拌。 控制温度在 1 00°C， 按钙镁总量的 4.5倍加入氟化钠， 搅拌 40分钟,用 0.5N碳酸钠调节 PH5.5 , 过 滤、 洗涤。 滤液作为萃取前液进入萃取工段； 洗液用于配制碳酸钠溶液； 滤饼 作为钙镁铜澄， 另行处理。
[0105] 4) .萃取分离采取如步骤：
[0106] a.分离锰元素： 萃取前液经以下条件萃取和反萃取， 得到高纯度和高浓度反锰 液。 洗涤液反复使用后， 送酸溶车间配酸用； 再生液返回做洗涤液使用； 萃余 液进入下一工序。
[0107] 萃取级数： 皂化 1级； 萃取锰 9级； 洗涤 2级； 反萃取 5级； 有机再生 2级。
[0108] 皂化液： 2.0N氢氧化钠溶液； 有机组成： P204: TBP: 煤油 =15: 15： 70 (v/v
) ； 洗涤液： 4N盐酸； 反萃液： 3N硫酸； 有机再生液： 6N盐酸。
[0109] b.分离钴元素： 萃取锰后的萃余液进入分离钴的萃取工序， 经以下条件萃取和 反萃取， 得到高纯度和高浓度反钴液。 洗涤液反复使用后， 送酸溶车间配酸用
； 再生液返回做洗涤液使用； 萃余液进入下一工序。
[0110] 萃取级数： 皂化 1级； 萃取钴 5级； 洗涤 2级； 反萃取 5级； 有机再生 1级。
[0111] 皂化液： 2.0N氢氧化钠溶液； 有机组成： P507: TBP: 煤油 =20: 20： 60 (v/v
) ； 洗涤液： 4N盐酸； 反萃液： 4N硫酸； 有机再生液： 6N盐酸。
[0112] c.分离镍元素： 萃取钴后的萃余液进入分离镍的萃取工序， 经以下条件萃取和 反萃取， 得到高纯度和高浓度反钴液。 洗涤液反复使用后， 送酸溶车间配酸用
； 再生液返回做洗涤液使用； 萃余液进入 MVR蒸发结晶工序， 采用热结晶法使 萃余液中的硫酸钠结晶分离， 达到浓缩硫酸锂的目的。
[0113] 萃取级数： 皂化 1级； 萃取钴 5级； 洗涤 2级； 反萃取 5级； 有机再生 1级。
[0114] 皂化液： 2.0N氢氧化钠溶液； 有机组成： P204: TBP: 煤油 =10: 10： 80 (v/v
) ； 洗涤液： 3N盐酸； 反萃液： 3N硫酸； 有机再生液： 6N盐酸。
[0115] 5) .蒸发结晶采取如下步骤：
[0116] a.回收硫酸锰： 萃前溶液首先通过 P204萃取剂进行萃取， 将溶液中锰萃取至有 机相中。 有机相加硫酸溶液进行洗涤， 可得到含锰 200g/L的硫酸锰溶液， 溶液通 过蒸发结晶、 离心分离得到硫酸锰产品。 有机相通过酸洗再生、 烧碱溶液皂化 恢复活性循环使用。 少量离心母液加入下一批硫酸锰溶液中一起进行蒸发结晶
[0117] b.回收硫酸钴： 前段工序萃取锰后的 P204萃余液， 通过 P507进行萃取， 将溶液 中钴萃取至有机相中。 有机相加硫酸溶液进行洗涤， 可得到含钴 110g/L的硫酸钴 溶液， 溶液通过蒸发结晶、 离心分离得到硫酸钴产品。 有机相通过酸洗再生、 烧碱溶液皂化恢复活性循环使用。 少量离心母液加入下一批硫酸钴溶液中一起 进行蒸发结晶。 或者将含钴 110g/L的硫酸钴溶液用氢氧化钠溶液合成羟基钴， 离 心过滤后， 通过 800。C灼烧， 制成四氧化三钴。
[0118] c.回收硫酸镍： 前段工序萃取钴后的 P507萃余液液， 再一次通过 P204萃取， 将 溶液中镍萃取至有机相中。 有机相加硫酸溶液进行洗涤， 可得到含镍 100g/L的硫 酸镍溶液， 溶液通过蒸发结晶、 离心分离得到硫酸镍产品。 有机相通过酸洗再 生， 烧碱溶液皂化恢复活性循环使用。 少量离心母液加入下一批硫酸镍溶液中 一起进行蒸发结晶。
[0119] d.回收硫酸钠： 前段工序萃取镍后 P204萃余液含锂约为 l-4g/L， 钠为 15-20g/L， 且以硫酸钠和硫酸锂赋存在溶液中， 采用 MRV蒸发结晶系统， 将萃余液蒸发到 含锂 15-20g/L吋， 有大量的硫酸钠结晶产生， 离心过滤后即可得到无水硫酸钠副 ¾口
厂口 Π。
[0120] e.回收碳酸锂： 回收硫酸钠工序离心母液是含锂在 15g/L左右的饱和硫酸钠溶液 ， 在此溶液中加入饱和碳酸钠溶液， 控制反应温度在 100°C， 反应吋间 4小吋， 可 得到碳酸锂沉淀。 将此沉淀离心过滤， 洗涤， 干燥后即为碳酸锂产品。
[0121] 本发明的实施例不限于以上例举， 凡是本发明技术方案参数范围内及参数范围 外附近每个技术要素点， 以及本领域技术人员能依据本发明技术方案进行推理 、 扩展、 排列组合的技术特征都属本发明实施例例举的范围。
[0122] 本发明实施例流程各阶段检测数据如下：
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T69C0l/Z.l0ZN3/X3d £669薦 Ϊ0Ζ OAV [0125] 本发明电池级四氧化三钴检测指标:
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Claims

权利要求书
[权利要求 1] 电池废料制备硫酸镍、 锰、 锂、 钴及四氧化三钴的方法， 其特征在于 包括如下步骤： 电池废料酸溶， 除铁除铝， 除钙镁铜， 萃取分离， 蒸 发结晶制备硫酸镍、 硫酸锰、 硫酸锂、 硫酸钴或 /和四氧化三钴。
[权利要求 2] 根据权利要求 1所述的电池废料制备硫酸镍、 锰、 锂、 钴及四氧化三 钴的方法， 其特征在于： 所述电池废料酸溶： 按固液质量比 1:2-6的 比例在电池废料中加入酸， 反应后过滤得酸溶滤液。
[权利要求 3] 根据权利要求 2所述的电池废料制备硫酸镍、 锰、 锂、 钴及四氧化三 钴的方法， 其特征在于： 所述电池废料酸溶： 在酸溶桶内， 将硫酸或 盐酸配成 0.5-4N, 按固液质量比 1:3-5的比例加入电池废料， 温度控制 在 60-100°C， 反应 0.5-4小吋， 过滤、 洗涤， 滤液为酸溶滤液。
[权利要求 4] 根据权利要求 3所述的电池废料制备硫酸镍、 锰、 锂、 钴及四氧化三 钴的方法， 其特征在于： 所述电池废料酸溶： 在酸溶桶内， 将硫酸或 盐酸配成 1.0-3.5N, 按固液质量比 1:4的比率加入电池废料， 温度控制 在 70-90°C， 反应 1.0-3.5小吋， 过滤、 洗涤， 滤液为酸溶滤液。
[权利要求 5] 根据权利要求 4所述的电池废料制备硫酸镍、 锰、 锂、 钴及四氧化三 钴的方法， 其特征在于： 所述电池废料酸溶： 在酸溶桶内， 将硫酸或 盐酸配成 2.0-2.5N, 按固液质量比 1:4的比例加入电池废料， 温度控制 在 75-85°C， 反应 2.0-2.5小吋， 过滤、 洗涤， 滤液为酸溶滤液。
[权利要求 6] 根据权利要求 1所述的电池废料制备硫酸镍、 锰、 锂、 钴及四氧化三 钴的方法， 其特征在于： 所述除铁除铝： 在酸溶滤液中加入碳酸钙和 氯酸钠， 搅拌后加入碳酸钠溶液， 过滤得除铁除铝滤液。
[权利要求 7] 根据权利要求 6所述的电池废料制备硫酸镍、 锰、 锂、 钴及四氧化三 钴的方法， 其特征在于： 所述除铁除铝： 将酸溶滤液泵入除杂桶内， 加热搅拌， 控制温度在 30-100°C， 按每 m3加入轻质碳酸钙 3-60kg， 按 溶液中二价铁量的 0.1-1.0倍加入氯酸钠， 搅拌 10-50分钟， 用 0.5-2.0N 的碳酸钠溶液调节 PH值到 3.5-5.5， 过滤、 洗涤， 滤液进入下一工序 根据权利要求 7所述的电池废料制备硫酸镍、 锰、 锂、 钴及四氧化三 钴的方法， 其特征在于： 所述除铁除铝： 将酸溶滤液泵入除杂桶内， 加热搅拌， 控制温度在 40-90°C， 按每 m3加入轻质碳酸钙 10-45kg， 按 溶液中二价铁量的 0.2-0.8倍加入氯酸钠， 搅拌 15-45分钟， 用 1.0-1.5N 的碳酸钠溶液调节 PH值到 4.0-5.0， 过滤、 洗涤， 滤液进入下一工序 根据权利要求 8所述的电池废料制备硫酸镍、 锰、 锂、 钴及四氧化三 钴的方法， 其特征在于： 所述除铁除铝： 将酸溶滤液泵入除杂桶内， 加热搅拌， 控制温度在 50-80°C， 按每 m3加入轻质碳酸钙 15-40kg， 按溶液中二价铁量的 0.3-0.7倍加入氯酸钠， 搅拌 20-40分钟， 用 1.0-1.5 N的碳酸钠溶液调节 PH值到 4.0-5.0， 过滤、 洗涤， 滤液进入下一工序 根据权利要求 9所述的电池废料制备硫酸镍、 锰、 锂、 钴及四氧化三 钴的方法， 其特征在于： 所述除铁除铝： 将酸溶滤液泵入除杂桶内， 加热搅拌， 控制温度在 55-75°C， 按每 m3加入轻质碳酸钙 20-35kg， 按 溶液中二价铁量的 0.4-0.6倍加入氯酸钠， 搅拌 25-35分钟， 用 1.2-1.3N 的碳酸钠溶液调节 PH值到 4.5， 过滤、 洗涤， 滤液进入下一工序， 洗 液用于配制碳酸钠溶液， 滤饼为铁铝澄作无害处理。
根据权利要求 10所述的电池废料制备硫酸镍、 锰、 锂、 钴及四氧化三 钴的方法， 其特征在于： 所述除铁除铝： 将酸溶滤液泵入除杂桶内， 加热搅拌， 控制温度在 60-70°C， 按每 m3加入轻质碳酸钙 25-30kg， 按 溶液中二价铁量的 0.5倍加入氯酸钠， 搅拌 30分钟， 用 1.0N的碳酸钠 溶液调节 PH值到 4.5， 过滤、 洗涤， 滤液进入下一工序， 洗液用于配 制碳酸钠溶液， 滤饼为铁铝澄作无害处理。
根据权利要求 1所述的电池废料制备硫酸镍、 锰、 锂、 钴及四氧化三 钴的方法， 其特征在于： 所述除钙镁铜： 将除铁除铝滤液加入氟化钠 ， 搅拌后再碳酸钠， 过滤得萃取前液。
根据权利要求 12所述的电池废料制备硫酸镍、 锰、 锂、 钴及四氧化三 钴的方法， 其特征在于： 所述除钙镁铜： 将除铁液泵入除钙镁桶内， 加热搅拌， 控制温度在 30-100°C， 按钙镁总质量的 2-15倍， 加入氟化 钠， 搅拌 10-90分钟,用 0.5-2.0N碳酸钠调节 PH4.0-7.0过滤、 洗涤， 滤 液作为萃取前液进入萃取工段。
[权利要求 14] 根据权利要求 13所述的电池废料制备硫酸镍、 锰、 锂、 钴及四氧化三 钴的方法， 其特征在于： 所述除钙镁铜： 将除铁液泵入除钙镁桶内， 加热搅拌， 控制温度在 40-90°C， 按钙镁总质量的 4- 10倍加入氟化钠 ， 搅拌 20-80分钟， 用 1.0-1.5N碳酸钠调节 PH5.0-6.0, 过滤、 洗涤， 滤 液作为萃取前液进入萃取工段。
[权利要求 15] 根据权利要求 14所述的电池废料制备硫酸镍、 锰、 锂、 钴及四氧化三 钴的方法， 其特征在于： 所述除钙镁铜： 将除铁液泵入除钙镁桶内， 加热搅拌， 控制温度在 50-80°C， 按钙镁总质量的 5-9倍加入氟化钠， 搅拌 30-70分钟， 用 1.0-1.5N碳酸钠调节 PH5.0-6.0, 过滤、 洗涤， 滤液 作为萃取前液进入萃取工段。
[权利要求 16] 根据权利要求 15所述的电池废料制备硫酸镍、 锰、 锂、 钴及四氧化三 钴的方法， 其特征在于： 所述除钙镁铜： 将除铁液泵入除钙镁桶内， 加热搅拌， 控制温度在 55-75°C， 按钙镁总质量的 6-8倍加入氟化钠， 搅拌 40-60分钟， 用 1.0-1.5N碳酸钠调节 PH5.0-6.0, 过滤、 洗涤， 滤液 作为萃取前液进入萃取工段， 洗液用于配制碳酸钠溶液， 滤饼作为钙 镁铜澄处理。
[权利要求 17] 根据权利要求 16所述的电池废料制备硫酸镍、 锰、 锂、 钴及四氧化三 钴的方法， 其特征在于： 所述除钙镁铜： 将除铁液泵入除钙镁桶内， 加热搅拌， 控制温度在 60-70°C， 按钙镁总质量的 7倍加入氟化钠， 搅 拌 50分钟， 用 1.0-1.5N碳酸钠调节 PH5.0-6.0, 过滤、 洗涤， 滤液作为 萃取前液进入萃取工段， 洗液用于配制碳酸钠溶液， 滤饼作为钙镁铜 澄处理。
[权利要求 18] 根据权利要求 1所述的电池废料制备硫酸镍、 锰、 锂、 钴及四氧化三 钴的方法， 其特征在于： 所述萃取分离： 按以下步骤： a .分离锰元素： 萃取前液经萃取和反萃取， 得到高纯度和高浓度反锰 液；
b .分离钴元素:萃取锰后的萃余液进入分离钴的萃取工序， 经萃取和 反萃取， 得到高纯度和高浓度反钴液；
c .分离镍元素： 萃取钴后的萃余液进入分离镍的萃取工序， 经萃取和 反萃取， 得到高纯度和高浓度反钴液。
根据权利要求 18所述的电池废料制备硫酸镍、 锰、 锂、 钴及四氧化三 钴的方法， 其特征在于： 所述在分离锰元素步骤中萃取的级数设置为 ： 皂化 1级,萃取锰 9级,洗涤 2级,反萃取 5级,有机再生 2级。
根据权利要求 18所述的电池废料制备硫酸镍、 锰、 锂、 钴及四氧化三 钴的方法， 其特征在于： 所述在分离钴、 镍元素步骤中萃取的级数设 置为： 皂化 1级,萃取钴 5级,洗涤 2级,反萃取 5级,有机再生 1级。
根据权利要求 19或 20所述的电池废料制备硫酸镍、 锰、 锂、 钴及四氧 化三钴的方法， 其特征在于： 采用的皂化液为： 0.5-2.0N优选 1.0-1.5 N氢氧化钠溶液。
根据权利要求 19或 20所述的电池废料制备硫酸镍、 锰、 锂、 钴及四氧 化三钴的方法， 其特征在于： 有机组成： P204: TBP: 煤油 =10-20: 10-20： 80-60 (v/v) 。
根据权利要求 22所述的电池废料制备硫酸镍、 锰、 锂、 钴及四氧化三 钴的方法， 其特征在于： 有机组成： P204: TBP: 煤油 =15: 15： 70
(v/v) 。
根据权利要求 19或 20所述的电池废料制备硫酸镍、 锰、 锂、 钴及四氧 化三钴的方法， 其特征在于： 洗涤液与有机再生液采用 0.5-6N依次优 选为 1.5-5.5N, 2.0-5.0N, 2.5-4.5N, 3.0-4.0N盐酸。
根据权利要求 19或 20所述的电池废料制备硫酸镍、 锰、 锂、 钴及四氧 化三钴的方法， 其特征在于：
反萃液采用 0.5-4N硫酸； 优选为 1.0-3.5N, 2.0-3.0N硫酸。
根据权利要求 1所述的电池废料制备硫酸镍、 锰、 锂、 钴及四氧化三 钴的方法， 其特征在于： 所述蒸发结晶， 采取如下步骤： a .回收硫酸锰： 萃前溶液首先通过 P204萃取剂进行萃取， 将溶液中锰 萃取至有机相中， 有机相加硫酸溶液进行洗涤， 得到含锰 150-400g/L 硫酸锰溶液， 溶液通过蒸发结晶、 离心分离得到硫酸锰产品； b .回收硫酸钴： 前段工序萃取锰后的 P204萃余液， 通过 P507进行萃 取， 将溶液中钴萃取至有机相中， 有机相加硫酸溶液进行洗涤， 得到 含钴 80-130g/L的硫酸钴溶液， 溶液通过蒸发结晶、 离心分离得到硫 酸钴产品；
c .回收硫酸镍： 前段工序萃取钴后的 P507萃余液液， 再一次通过 P204 萃取， 将溶液中镍萃取至有机相中， 有机相加硫酸溶液进行洗涤， 得 到含镍 70-130g/L的硫酸镍溶液， 溶液通过蒸发结晶、 离心分离得到 硫酸镍产品；
d .回收硫酸钠： 前段工序萃取镍后 P204萃余液， 采用 MRV蒸发结晶 系统， 将萃余液蒸发至硫酸钠结晶， 离心过滤后即可得到无水硫酸钠 副产品；
e .回收碳酸锂： 将 d步骤回收硫酸钠后的离心母液加入饱和碳酸钠溶 液， 控制反应温度在 60-100°C， 反应吋间 0.5-4小吋， 得到碳酸锂沉淀 ，将此沉淀离心过滤， 洗涤， 干燥后即为碳酸锂产品。
[权利要求 27] 根据权利要求 26所述的电池废料制备硫酸镍、 锰、 锂、 钴及四氧化三 钴的方法， 其特征在于： 回收硫酸钴步骤中： 在所述得到含钴 80-130 g/L的硫酸钴溶液后， 用氢氧化钠溶液合成羟基钴， 离心过滤， 通过 7 00-950。C灼烧， 制成四氧化三钴。
[权利要求 28] 根据权利要求 26所述的电池废料制备硫酸镍、 锰、 锂、 钴及四氧化三 钴的方法， 其特征在于： 回收硫酸锰步骤中， 有机相通过酸洗再生， 烧碱溶液皂化恢复活性循环使用,离心母液加入下一批硫酸锰溶液中 一起进行蒸发结晶。
[权利要求 29] 根据权利要求 26所述的电池废料制备硫酸镍、 锰、 锂、 钴及四氧化三 钴的方法， 其特征在于： 回收硫酸钴步骤中， 有机相通过酸洗再生， 烧碱溶液皂化恢复活性循环使用,离心母液加入下一批硫酸钴溶液中 一起进行蒸发结晶。
[权利要求 30] 根据权利要求 26所述的电池废料制备硫酸镍、 锰、 锂、 钴及四氧化三 钴的方法， 其特征在于： 回收硫酸镍步骤中， 有机相通过酸洗再生， 烧碱溶液皂化恢复活性循环使用,离心母液加入下一批硫酸镍溶液中 一起进行蒸发结晶。
[权利要求 31] 根据权利要求 26所述的电池废料制备硫酸镍、 锰、 锂、 钴及四氧化三 钴的方法， 其特征在于： 回收碳酸锂步骤中， 控制反应温度在 65-95
°C， 反应吋间 1.0-3.5小吋。
[权利要求 32] 根据权利要求 31所述的电池废料制备硫酸镍、 锰、 锂、 钴及四氧化三 钴的方法， 其特征在于： 控制反应温度在 70-90°C， 反应吋间 1.5-3小 吋。
[权利要求 33] 根据权利要求 32所述的电池废料制备硫酸镍、 锰、 锂、 钴及四氧化三 钴的方法， 其特征在于： 控制反应温度在 75-85°C， 反应吋间 2.0-2.5 小吋。
[权利要求 34] 根据权利要求 26所述的电池废料制备硫酸镍、 锰、 锂、 钴及四氧化三 钴的方法， 其特征在于： 回收碳酸锂步骤中， 尾水和洗液返回 MVR 蒸发结晶系统。
[权利要求 35] 根据权利要求 26所述的电池废料制备硫酸镍、 锰、 锂、 钴及四氧化三 钴的方法， 其特征在于： 回收碳酸锂步骤中， 蒸发的水在预热完进料 液后， 收集于蒸馏水罐中， 用于整个生产系统。
[权利要求 36] 根据权利要求 1所述的电池废料制备硫酸镍、 锰、 锂、 钴及四氧化三 钴的方法， 其特征在于： 所述电池废料： 包括经剥除外壳的所有废电 池、 电池生产厂家的下角料及清理废料。
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