WO2021215486A1 - 水酸化リチウムの製造方法 - Google Patents

水酸化リチウムの製造方法 Download PDF

Info

Publication number
WO2021215486A1
WO2021215486A1 PCT/JP2021/016223 JP2021016223W WO2021215486A1 WO 2021215486 A1 WO2021215486 A1 WO 2021215486A1 JP 2021016223 W JP2021016223 W JP 2021016223W WO 2021215486 A1 WO2021215486 A1 WO 2021215486A1
Authority
WO
WIPO (PCT)
Prior art keywords
lithium
solution
lithium hydroxide
hydroxide
barium
Prior art date
Application number
PCT/JP2021/016223
Other languages
English (en)
French (fr)
Inventor
裕貴 有吉
功 富田
阿部　洋
Original Assignee
Ｊｘ金属株式会社
Priority date (The priority date 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 date listed.)
Filing date
Publication date
Priority claimed from JP2020075634A external-priority patent/JP7303777B2/ja
Priority claimed from JP2020075635A external-priority patent/JP2021172537A/ja
Application filed by Ｊｘ金属株式会社 filed Critical Ｊｘ金属株式会社
Priority to US17/918,787 priority Critical patent/US20230132311A1/en
Priority to KR1020227029210A priority patent/KR102707582B1/ko
Priority to EP21792875.3A priority patent/EP4140952A4/en
Priority to CN202180014067.9A priority patent/CN115087621A/zh
Priority to CA3173751A priority patent/CA3173751A1/en
Publication of WO2021215486A1 publication Critical patent/WO2021215486A1/ja

Links

Images

Classifications

    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C01—INORGANIC CHEMISTRY
    • C01D—COMPOUNDS OF ALKALI METALS, i.e. LITHIUM, SODIUM, POTASSIUM, RUBIDIUM, CAESIUM, OR FRANCIUM
    • C01D15/00—Lithium compounds
    • C01D15/02—Oxides; Hydroxides
    • B—PERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
    • B09—DISPOSAL OF SOLID WASTE; RECLAMATION OF CONTAMINATED SOIL
    • B09B—DISPOSAL OF SOLID WASTE NOT OTHERWISE PROVIDED FOR
    • B09B3/00—Destroying solid waste or transforming solid waste into something useful or harmless
    • B09B3/80—Destroying solid waste or transforming solid waste into something useful or harmless involving an extraction step
    • B—PERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
    • B01—PHYSICAL OR CHEMICAL PROCESSES OR APPARATUS IN GENERAL
    • B01J—CHEMICAL OR PHYSICAL PROCESSES, e.g. CATALYSIS OR COLLOID CHEMISTRY; THEIR RELEVANT APPARATUS
    • B01J39/00—Cation exchange; Use of material as cation exchangers; Treatment of material for improving the cation exchange properties
    • B01J39/04—Processes using organic exchangers
    • B01J39/07—Processes using organic exchangers in the weakly acidic form
    • B—PERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
    • B01—PHYSICAL OR CHEMICAL PROCESSES OR APPARATUS IN GENERAL
    • B01J—CHEMICAL OR PHYSICAL PROCESSES, e.g. CATALYSIS OR COLLOID CHEMISTRY; THEIR RELEVANT APPARATUS
    • B01J45/00—Ion-exchange in which a complex or a chelate is formed; Use of material as complex or chelate forming ion-exchangers; Treatment of material for improving the complex or chelate forming ion-exchange properties
    • B—PERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
    • B09—DISPOSAL OF SOLID WASTE; RECLAMATION OF CONTAMINATED SOIL
    • B09B—DISPOSAL OF SOLID WASTE NOT OTHERWISE PROVIDED FOR
    • B09B5/00—Operations not covered by a single other subclass or by a single other group in this subclass
    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B19/00—Obtaining zinc or zinc oxide
    • C22B19/20—Obtaining zinc otherwise than by distilling
    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B26/00—Obtaining alkali, alkaline earth metals or magnesium
    • C22B26/10—Obtaining alkali metals
    • C22B26/12—Obtaining lithium
    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B3/00—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes
    • C22B3/04—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching
    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B3/00—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes
    • C22B3/04—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching
    • C22B3/06—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching in inorganic acid solutions, e.g. with acids generated in situ; in inorganic salt solutions other than ammonium salt solutions
    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B3/00—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes
    • C22B3/20—Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching
    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B3/00—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes
    • C22B3/20—Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching
    • C22B3/26—Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching by liquid-liquid extraction using organic compounds
    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B3/00—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes
    • C22B3/20—Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching
    • C22B3/26—Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching by liquid-liquid extraction using organic compounds
    • C22B3/38—Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching by liquid-liquid extraction using organic compounds containing phosphorus
    • C22B3/384—Pentavalent phosphorus oxyacids, esters thereof
    • C22B3/3844—Phosphonic acid, e.g. H2P(O)(OH)2
    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B3/00—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes
    • C22B3/20—Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching
    • C22B3/26—Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching by liquid-liquid extraction using organic compounds
    • C22B3/38—Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching by liquid-liquid extraction using organic compounds containing phosphorus
    • C22B3/384—Pentavalent phosphorus oxyacids, esters thereof
    • C22B3/3846—Phosphoric acid, e.g. (O)P(OH)3
    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B3/00—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes
    • C22B3/20—Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching
    • C22B3/26—Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching by liquid-liquid extraction using organic compounds
    • C22B3/40—Mixtures
    • C22B3/408—Mixtures using a mixture of phosphorus-based acid derivatives of different types
    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B3/00—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes
    • C22B3/20—Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching
    • C22B3/42—Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching by ion-exchange extraction
    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B3/00—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes
    • C22B3/20—Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching
    • C22B3/44—Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching by chemical processes
    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B7/00—Working up raw materials other than ores, e.g. scrap, to produce non-ferrous metals and compounds thereof; Methods of a general interest or applied to the winning of more than two metals
    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B7/00—Working up raw materials other than ores, e.g. scrap, to produce non-ferrous metals and compounds thereof; Methods of a general interest or applied to the winning of more than two metals
    • C22B7/001—Dry processes
    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B7/00—Working up raw materials other than ores, e.g. scrap, to produce non-ferrous metals and compounds thereof; Methods of a general interest or applied to the winning of more than two metals
    • C22B7/005—Separation by a physical processing technique only, e.g. by mechanical breaking
    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B7/00—Working up raw materials other than ores, e.g. scrap, to produce non-ferrous metals and compounds thereof; Methods of a general interest or applied to the winning of more than two metals
    • C22B7/006—Wet processes
    • H—ELECTRICITY
    • H01—ELECTRIC ELEMENTS
    • H01M—PROCESSES OR MEANS, e.g. BATTERIES, FOR THE DIRECT CONVERSION OF CHEMICAL ENERGY INTO ELECTRICAL ENERGY
    • H01M10/00—Secondary cells; Manufacture thereof
    • H01M10/05—Accumulators with non-aqueous electrolyte
    • H01M10/052—Li-accumulators
    • H01M10/0525—Rocking-chair batteries, i.e. batteries with lithium insertion or intercalation in both electrodes; Lithium-ion batteries
    • B—PERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
    • B09—DISPOSAL OF SOLID WASTE; RECLAMATION OF CONTAMINATED SOIL
    • B09B—DISPOSAL OF SOLID WASTE NOT OTHERWISE PROVIDED FOR
    • B09B2101/00—Type of solid waste
    • B09B2101/15—Electronic waste
    • B09B2101/16—Batteries
    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C01—INORGANIC CHEMISTRY
    • C01P—INDEXING SCHEME RELATING TO STRUCTURAL AND PHYSICAL ASPECTS OF SOLID INORGANIC COMPOUNDS
    • C01P2006/00—Physical properties of inorganic compounds
    • C01P2006/80—Compositional purity
    • 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
    • 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
    • Y02W—CLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES RELATED TO WASTEWATER TREATMENT OR WASTE MANAGEMENT
    • Y02W30/00—Technologies for solid waste management
    • Y02W30/50—Reuse, recycling or recovery technologies
    • Y02W30/84—Recycling of batteries or fuel cells

Definitions

  • This specification discloses a technique relating to a method for producing lithium hydroxide.
  • lithium sulfate in the form of liquid or solid, and lithium carbonate can be obtained.
  • lithium sulfate in the form of liquid or solid, and lithium carbonate can be obtained.
  • a lithium solution in which lithium contained therein is dissolved is obtained.
  • the lithium solution may be a lithium hydrogen carbonate solution, and lithium carbonate can be obtained from this lithium hydrogen carbonate solution.
  • Examples of the technique related to this include those described in Patent Documents 1 and 2.
  • the lithium solution may be concentrated by being subjected to extraction with a solvent of lithium ions and back extraction from the solvent to the aqueous phase, and the solution after back extraction after this extraction and back extraction is lithium sulfate. It may be a solution. Note that this type of extraction and back extraction are described in Patent Documents 3 to 5 and the like.
  • the post-extraction liquid obtained after the above-mentioned back-extraction is generally carbonated by adding a carbonate or blowing carbon dioxide gas, as described in Patent Document 5.
  • lithium is recovered as lithium carbonate.
  • Patent Documents 6 and 7 describe a method for producing lithium hydroxide that can be used as a raw material for a positive electrode material of a lithium ion secondary battery from lithium carbonate.
  • Patent Document 6 states, "In an electrolyzer composed of an anode tank, a cathode tank, and a cation exchange membrane, an aqueous solution or suspension of lithium carbonate is supplied to the anode tank for electrolysis to perform cation exchange.
  • a method for producing lithium hydroxide that produces an aqueous solution of lithium hydroxide in a cathode tank via a membrane is disclosed.
  • One or more sets consisting of an acid chamber, a salt chamber, an alkali chamber, and a water electrolysis chamber, which are arranged in the order of an alkali chamber, an anion exchange membrane, and a water electrolysis chamber partitioned by a new cation exchange membrane, are arranged.
  • the water electrolysis chamber which is composed of the anion film on the most cathode side, is partitioned by the cathode instead of the cation film, and an aqueous solution of lithium salt is supplied to the salt chamber using an electrodialysis machine that serves as the cathode chamber.
  • a method for producing lithium hydroxide which comprises taking out an acid from a chamber and an aqueous solution of lithium hydroxide from an alkali chamber. ”Has been proposed.
  • Patent Documents 6 and 7 use lithium carbonate as a raw material, and produce lithium hydroxide from the lithium carbonate by electrolysis.
  • this specification discloses a method for producing lithium hydroxide, which can obtain lithium hydroxide from lithium sulfate or lithium carbonate at a relatively low cost.
  • One method for producing lithium hydroxide disclosed in this specification is a method for producing lithium hydroxide from lithium sulfate, in which the lithium hydroxide is reacted with barium hydroxide in a liquid to obtain a lithium hydroxide solution.
  • Lithium hydroxide is precipitated in a lithium hydroxide solution that has undergone a hydroxylation step, a barium removal step of removing barium ions in the lithium hydroxide solution using a cation exchange resin and / or a chelate resin, and a barium removal step. It includes a crystallization step of causing the solution.
  • Another method for producing lithium hydroxide disclosed in this specification is a method for producing lithium hydroxide from lithium carbonate, in which the lithium carbonate is reacted with calcium hydroxide in a liquid to obtain a lithium hydroxide solution.
  • Lithium hydroxide is precipitated in a lithium hydroxide solution that has undergone a hydroxylation step, a calcium removal step of removing calcium ions in the lithium hydroxide solution using a cation exchange resin and / or a chelate resin, and a calcium hydroxide removal step. It includes a crystallization step of causing the solution.
  • lithium hydroxide can be obtained from lithium sulfate or lithium carbonate at a relatively low cost.
  • the method for producing lithium hydroxide is a method for producing lithium hydroxide from lithium sulfate.
  • lithium hydroxide is reacted with barium hydroxide in a solution and water is used.
  • Lithium hydroxide that has undergone a hydroxide step to obtain a lithium oxide solution, a barium removal step that adsorbs and removes barium ions in the lithium hydroxide solution using a cation exchange resin and / or a chelate resin, and a barium removal step. It includes a crystallization step of precipitating lithium hydroxide in the solution.
  • Lithium hydroxide has a lower melting point than lithium carbonate, and may be effectively used as a raw material for the positive electrode material of lithium ion secondary batteries. Therefore, in this embodiment, lithium hydroxide rather than lithium carbonate can be easily produced from lithium sulfate at low cost. In particular, here, it is an object of the present invention to sufficiently reduce impurities in lithium hydroxide to be produced and to produce high-purity lithium hydroxide suitable for use as a raw material for a positive electrode material.
  • the step hydroxide reacting lithium sulfate and barium hydroxide based on the formula of Li 2 SO 4 + Ba (OH ) 2 ⁇ 2LiOH + BaSO 4, it is possible to obtain a lithium hydroxide relatively easily.
  • barium sulfate produced by the reaction can be removed to some extent by solid-liquid separation.
  • barium ions existing in the lithium hydroxide solution due to the addition of barium hydroxide in the hydroxylation step are adsorbed by the cation exchange resin and / or the chelate resin.
  • the barium removal step of removing the barium is carried out, and then the crystallization step is carried out. As a result, high-purity lithium hydroxide having a low barium content can be obtained.
  • Lithium sulfate which is a raw material for producing lithium hydroxide, can be obtained, for example, by a process of recovering valuable metals from lithium ion secondary battery waste.
  • the lithium ion secondary battery has a housing containing aluminum as an exterior wrapping around the lithium ion secondary battery.
  • the housing for example, there are those made of only aluminum and those containing aluminum, iron, aluminum laminate and the like.
  • the lithium ion secondary battery has a positive electrode activity in the above-mentioned housing, which is composed of a single metal oxide selected from the group consisting of lithium, nickel, cobalt and manganese, or a composite metal oxide of two or more kinds.
  • the material or the positive electrode active material may include an aluminum foil (positive electrode base material) coated and fixed with, for example, polyvinylidene fluoride (PVDF) or other organic binder.
  • PVDF polyvinylidene fluoride
  • the lithium ion secondary battery may contain copper, iron and the like.
  • the lithium ion secondary battery usually contains an electrolytic solution in the housing.
  • the electrolytic solution for example, ethylene carbonate, diethyl carbonate and the like may be used.
  • An example of lithium sulfate obtained from such lithium ion secondary battery waste is shown below.
  • lithium melting process As illustrated in FIG. 2, a lithium ion dissolution step of treating lithium ion secondary battery waste by roasting, crushing, sieving, etc., if necessary, and then dissolving the lithium contained therein in water or an acidic solution. Then, a solution containing lithium (hereinafter referred to as a lithium solution) can be obtained. Since the lithium dissolution step becomes alkaline as lithium dissolves, the pH of the lithium solution may be adjusted as necessary so that the pH of the lithium solution is finally 7 to 10. In this case, when the pH is 7 to 10, the elution of cobalt, nickel, aluminum and the like can be suppressed, and lithium can be mainly selectively dissolved.
  • the lithium solution obtained by treating the lithium ion secondary battery waste by roasting or the like and then dissolving it in water or an acidic solution has few impurities and is suitable as a raw material for lithium hydroxide, which will be described later.
  • the residue generated in the lithium dissolution step can be used in the recovery process of valuable metals such as cobalt and nickel by acid leaching, neutralization, solvent extraction and the like.
  • the lithium solution does not recover lithium first from the under-sieving product obtained by roasting, crushing, and sieving the lithium-ion battery waste, but leaches all the elements to remove impurities.
  • Valuable metals such as cobalt, nickel, and manganese may be recovered to prepare a solution in which lithium remains.
  • Lithium concentration process Next, as shown in FIG. 2, a lithium ion in the lithium solution is extracted with a solvent, and a lithium concentration step of back-extracting the lithium ion in the solvent is performed to concentrate the lithium ion to obtain a lithium sulfate solution.
  • the solvent after extracting the lithium ions can be scrubbed with a lithium solution containing the lithium ions. In this case, back extraction is performed on the solvent after scrubbing.
  • sodium hydroxide is often used as a pH adjuster at the time of extraction, and in this case, the solvent after extraction contains sodium ions in addition to lithium ions. Therefore, it is preferable to perform the above scrubbing between the extraction and the back extraction. This is because scrubbing this solvent with a lithium solution is effective for removing the sodium ions extracted into the solvent.
  • the lithium sulfate solution obtained in the lithium concentration step can be used as the lithium sulfate in the embodiment shown in FIG.
  • the lithium solution (aqueous phase) and the solvent (organic phase) are brought into contact with each other, stirred and mixed with a mixer, and the lithium ions and the like in the lithium solution are transferred to the solvent. Then, the organic phase and the aqueous phase are separated by a settler based on the difference in specific densities.
  • the O / A ratio as the volume ratio of the organic phase to the aqueous phase can be made larger than 1.5 / 1.0, although it depends on the lithium ion concentration and other conditions. In order to increase the extraction rate of lithium ions, the O / A ratio can be adjusted and the number of extraction stages can be increased.
  • the phosphonic acid ester-based extractant alone, the phosphoric acid ester-based extractant alone, or the phosphonic acid ester-based extractant and the phosphoric acid ester-based extractant are used as the solvent with respect to the lithium solution.
  • a mixed extract can be used.
  • the phosphonic acid ester-based extractant 2-ethylhexyl phosphonate 2-ethylhexyl (trade name: PC-88A, Ionquest801) is preferable from the viewpoint of separation efficiency of nickel and cobalt.
  • Examples of the phosphoric acid ester-based extractant include di-2-ethylhexyl phosphoric acid (trade name: D2EHPA or DP8R).
  • the extractant can be used by diluting it with a hydrocarbon-based organic solvent such as aromatic, paraffin-based, or naphthenic-based, if necessary.
  • a hydrocarbon-based organic solvent such as aromatic, paraffin-based, or naphthenic-based
  • the concentration of the extractant can be, for example, 15% by volume to 35% by volume.
  • the equilibrium pH at the time of extraction is preferably 7 to 8. This is because if the equilibrium pH is less than 7, the lithium extraction rate will be low and phase separation may be poor. On the other hand, if the equilibrium pH is higher than 8, the alkali concentration derived from the pH adjuster will be high. This is because the extractant and the diluent may separate. From this point of view, it is more preferable that the equilibrium pH at the time of extraction is 7.2 to 7.5.
  • the "equilibrium pH” referred to here is the pH of the liquid-water phase when the liquid-water phase and the oil phase are separated by allowing them to stand after the solvent extraction operation, the scrubbing operation, and the back extraction operation.
  • a pH adjuster such as sodium hydroxide, lithium hydroxide, aqueous ammonia or other alkaline solution can be used to adjust the pH to the above level during extraction.
  • sodium hydroxide is preferable because it is cheaper than other reagents and has no odor.
  • sodium hydroxide is added as a pH adjuster, the sodium ions resulting from the addition can be effectively removed by scrubbing, which will be described in detail later, so that the increase of sodium as an impurity can be suppressed.
  • the lithium ions in the lithium solution are replaced with the sodium ions in the solvent, so that the sodium ions in the solvent can be effectively removed.
  • the lithium ion and the sodium ion are generally replaced by the same number of moles. Therefore, if the number of moles of lithium ions in the lithium solution is equal to or greater than the number of moles of sodium ions in the solvent, the sodium ions in the solvent can be removed more effectively.
  • the lithium ion concentration in the lithium solution used for scrubbing is preferably 1.0 g / L to 10.0 g / L, and more preferably 1.0 g / L to 5.0 g / L.
  • the pH when the solvent and the lithium solution are mixed it is preferable to adjust the pH when the solvent and the lithium solution are mixed to be 5.0 to 9.0, and further to adjust the pH to 6.0 to 8.0. It is even more preferable to adjust to.
  • the sodium ion concentration in the solvent can be preferably 1 mg / L or less.
  • the lithium ions contained therein are back-extracted from the scrubbed solvent.
  • a back extraction pre-extraction solution which is an acidic aqueous solution is used, and the mixture is stirred and mixed with a mixer or the like. As a result, the lithium ions contained in the solvent are transferred to the aqueous phase.
  • the pre-extraction liquid used for back extraction may be any of inorganic acids such as sulfuric acid, hydrochloric acid and nitric acid, but sulfuric acid is preferable. This is because by using sulfuric acid, the liquid after back extraction becomes a lithium sulfate liquid, which can be used as a raw material for lithium hydroxide.
  • the pH is maintained so that the equilibrium pH is preferably in the range of 0.5 to 2.0, more preferably in the range of 1.0 to 1.5. If the equilibrium pH at the time of back extraction is out of the range and becomes low, the amount of the pH adjuster at the time of extraction may increase. Further, when the equilibrium pH becomes higher than the above range, there is a concern that lithium ions may remain in the solvent. If the back extraction is performed in multiple stages, the pH may increase as the number of stages increases. In this case as well, for example, sulfuric acid is added so that the equilibrium pH is maintained within the above range. It is preferable to manage it. Although other conditions are appropriately set, the O / A ratio can be, for example, 1.0 or more, preferably 1.0 to 1.5.
  • the post-extraction liquid obtained in the back-extraction step can be further subjected to the back-extraction step as a pre-extraction liquid, whereby the lithium ion concentration can be further increased.
  • the back-extracted liquid can also be used in the scrubbing step as a lithium solution.
  • the liquid after back extraction (lithium sulfate solution) has a lithium ion concentration of, for example, 10 g / L to 30 g / L, typically 20 g / L to 25 g / L.
  • the sodium ion concentration in the liquid after back extraction is preferably 3 mg / L or less, more preferably 1 mg / L or less.
  • the lithium ion concentration in the lithium sulfate solution obtained from the lithium ion secondary battery waste as described above is, for example, 10.0 g / L to 30.0 g / L, typically 20.0 g / L. It is ⁇ 25.0 g / L.
  • the sodium ion concentration in the lithium sulfate solution is, for example, less than 10.0 mg / L, typically 3.0 mg / L or less, and more typically 1.0 mg / L or less.
  • Other impurities other than sodium, such as potassium, calcium, iron, copper, zinc, aluminum, nickel, cobalt, manganese, etc. have been maintained in a low state even before solvent extraction. On the other hand, impurities such as phosphorus and chlorine are removed before solvent extraction, resulting in a low concentration.
  • lithium hydroxide process In the hydroxylation step, lithium sulfate as the above-mentioned back-extracting solution or the like is reacted with barium hydroxide in the solution to obtain a lithium hydroxide solution.
  • the reaction here can be represented by Li 2 SO 4 + Ba (OH ) 2 ⁇ 2LiOH + BaSO 4.
  • barium hydroxide As a result, a lithium hydroxide solution in which lithium hydroxide is dissolved is generated, and barium sulfate is precipitated.
  • the use of barium hydroxide is effective in that a lithium hydroxide solution can be produced by a chemical reaction with lithium sulfate.
  • barium hydroxide is added to the lithium sulfate solution and reacted in the solution.
  • the lithium sulfate and barium hydroxide are added to a liquid such as water to form a slurry, which causes a reaction.
  • barium hydroxide can be added in a solid state, the reaction efficiency can be improved by adding barium hydroxide as a barium hydroxide solution in a liquid state.
  • barium hydroxide has a high saturation solubility between 40 ° C. and 100 ° C., so it is better to bring a barium hydroxide solution at 40 ° C. to 100 ° C. into contact with lithium sulfate for reaction.
  • the barium hydroxide solution is a saturated aqueous solution.
  • Barium hydroxide is 1.05 times to 1.70 times the total equivalent of lithium ion and free sulfate ion when the amount of lithium hydroxide and sulfate ion are excessive in the above reaction formula. It is preferable to add twice. By adding barium hydroxide in excess to some extent in this way, sulfate ions can be removed. Even if a relatively large amount of barium hydroxide is added, barium ions can be effectively removed in the barium removing step described later. If the amount of barium hydroxide added is too small, there is a concern that unreacted lithium sulfate will precipitate during crystallization and the amount recovered as lithium hydroxide will decrease.
  • the sulfate ion when the sulfate ion is excessive, the sulfate ion may remain as an impurity during crystallization.
  • the amount of barium hydroxide added when the amount of barium hydroxide added is excessive, the amount of barium hydroxide that does not contribute to the reaction increases. Barium hydroxide, which does not contribute to the reaction, becomes an impurity during crystallization, which increases the load on the barium removal step and may increase the total cost.
  • the above-mentioned free sulfate ion means the difference when the sulfate ion is more than the lithium ion. Therefore, the total equivalent of lithium ions and free sulfate ions has the same meaning as the equivalent of lithium ions when the number of lithium ions is greater than that of sulfate ions, and the same as the equivalent of sulfate ions when the number of sulfate ions is greater than that of lithium ions.
  • the pH of the liquid should be 9 or more.
  • the upper limit is not particularly specified, but if the pH exceeds 12, it will only become excessive, so 12 or less is preferable. If the pH is low, the reaction from lithium sulfate to lithium hydroxide may be insufficient, while if the pH is high, barium hydroxide is excessive, and the drug cost and the cost for removal are high. There is a risk.
  • barium sulfate produced by the above reaction can be removed by performing solid-liquid separation using a thickener or a filter press after the reaction. That is, most of barium sulfate can be separated from the lithium hydroxide solution by solid-liquid separation after the reaction.
  • barium may dissolve and remain in the lithium hydroxide solution. Since the barium ion contained in the lithium hydroxide solution deteriorates the quality of lithium hydroxide after crystallization, in this embodiment, the barium removal step described below is performed to remove the barium ion.
  • barium removal process In the barium removal step, in order to remove barium ions in the lithium hydroxide solution obtained in the above-mentioned hydroxylation step, the lithium hydroxide solution is brought into contact with a cation exchange resin and / or a chelate resin to remove the impurities. .. Specifically, a lithium hydroxide solution is passed through the resin. As a result, barium ions that can be contained in the lithium hydroxide solution are adsorbed on the resin, so that barium can be removed from the lithium hydroxide solution. As a result, high-purity lithium hydroxide can be obtained after the crystallization step described later.
  • the resin from which barium ions and the like are removed shall be at least one of the cation exchange resin and the chelate resin.
  • the lithium hydroxide solution may be brought into contact with either the cation exchange resin or the chelate resin, and then with the other. That is, the resin adsorption process may be performed in a plurality of steps.
  • a cation exchange resin is a synthetic resin that binds to cations by having an acidic group on the surface.
  • the chelate resin is a resin having a functional group that forms a complex with a metal ion. Since the lithium hydroxide solution contains lithium ions and the like in addition to barium ions, it is desirable to use a cation exchange resin and / or a chelate resin having a high selectivity difference from lithium ions in this impurity removal step.
  • a cation exchange resin When a cation exchange resin is used, it is preferable to use a weakly acidic cation exchange resin having a carboxyl group as a functional group as the cation exchange resin. Since the strong acid cation exchange resin has a low difference in selectivity between the monovalent metal and the divalent metal, the divalent metal may leak from a relatively early stage of liquid passage. On the other hand, the weakly acidic cation exchange resin has high selectivity for a divalent metal because it is adsorbed so as to sandwich the metal between two carboxyl groups. In particular, a weakly acidic cation exchange resin having a high ion exchange capacity and excellent physical strength is suitable.
  • the chelate resin has high selectivity for a specific metal due to the chelating effect of the ion exchange of functional groups and the coordination bond.
  • a chelate resin can be effectively used in a lithium hydroxide solution in which lithium ions and the like coexist.
  • iminodiacetic acid type and aminophosphate type chelating resins There are iminodiacetic acid type and aminophosphate type chelating resins. Among them, the aminophosphate type chelating resin is preferable in that the selectivity of barium or the like to monovalent ions is higher than that of other chelating resins.
  • the space velocity (SV) in the column is preferably in the range of 5 to 20.
  • This space velocity (SV) means the ratio (double amount) of the amount of passage of the lithium hydroxide solution per hour to the cation exchange resin or chelate resin packed in the column.
  • the space velocity (SV) is too high, there is a concern that the adsorption time of barium ions on the resin is insufficient and the barium ions in the lithium hydroxide solution are not sufficiently removed. If the space speed (SV) is too slow, the processing speed decreases and the processing time increases.
  • the pH of the lithium hydroxide solution is preferably 9 or more, that is, the lithium hydroxide solution is preferably alkaline. This is because if the pH of the lithium hydroxide solution here is less than 9, the removal efficiency of barium ions may decrease or even lithium ions may be adsorbed depending on the resin used here. Because.
  • the pH of the lithium hydroxide solution at the time of contact with the resin may be changed depending on the type of resin to be selected and the like.
  • Crystallization process In the crystallization step, lithium hydroxide in the lithium hydroxide solution from which impurities have been removed in the above barium removing step is precipitated. Thereby, lithium hydroxide can be obtained.
  • the drying temperature of the crystallized product is preferably a temperature of less than 60 ° C. at which water of crystallization does not desorb. This is because when the water of crystallization is desorbed, it becomes anhydrous lithium hydroxide and has deliquescent property, which makes it difficult to handle.
  • crushing treatment or the like can be performed.
  • the lithium hydroxide thus obtained has a barium content sufficiently reduced to, for example, 10 mass ppm or less by undergoing the above-mentioned barium removing step.
  • Such high-purity lithium hydroxide is suitable for use as a raw material for manufacturing a lithium ion secondary battery.
  • the method for producing lithium hydroxide is a method for producing lithium hydroxide from lithium carbonate.
  • lithium carbonate is reacted with calcium hydroxide in a solution and water is used.
  • Lithium hydroxide that has undergone a hydroxylation step to obtain a lithium oxide solution, a calcium removal step of adsorbing and removing calcium ions in the lithium hydroxide solution using a cation exchange resin and / or a chelate resin, and a calcium removal step. It includes a crystallization step of precipitating lithium hydroxide in the solution.
  • Lithium hydroxide has a lower melting point than lithium carbonate, and may be effectively used as a raw material for the positive electrode material of lithium ion secondary batteries. Therefore, in this embodiment, lithium hydroxide can be easily produced from lithium carbonate at low cost. In particular, here, it is an object of the present invention to sufficiently reduce impurities in lithium hydroxide to be produced and to produce high-purity lithium hydroxide suitable for use as a raw material for a positive electrode material.
  • lithium hydroxide can be obtained relatively easily based on the formula of Li 2 CO 3 + Ca (OH) 2 ⁇ 2 LiOH + CaCO 3 by the hydroxylation step of reacting lithium carbonate with calcium hydroxide.
  • the calcium carbonate produced by the reaction can be removed to some extent by solid-liquid separation.
  • Lithium carbonate which is a raw material for producing lithium hydroxide, can be obtained, for example, by a process of recovering valuable metals from lithium ion secondary battery waste.
  • the lithium ion secondary battery has a housing containing aluminum as an exterior wrapping around the lithium ion secondary battery.
  • the housing for example, there are those made of only aluminum and those containing aluminum, iron, aluminum laminate and the like.
  • the lithium ion secondary battery has a positive electrode activity in the above-mentioned housing, which is composed of a single metal oxide selected from the group consisting of lithium, nickel, cobalt and manganese, or a composite metal oxide of two or more kinds.
  • the material or the positive electrode active material may include an aluminum foil (positive electrode base material) coated and fixed with, for example, polyvinylidene fluoride (PVDF) or other organic binder.
  • PVDF polyvinylidene fluoride
  • the lithium ion secondary battery may contain copper, iron and the like.
  • the lithium ion secondary battery usually contains an electrolytic solution in the housing.
  • the electrolytic solution for example, ethylene carbonate, diethyl carbonate and the like may be used.
  • An example of lithium carbonate obtained from such lithium ion secondary battery waste is shown below.
  • lithium melting process As illustrated in FIG. 4, a lithium ion dissolution step of treating lithium ion secondary battery waste by roasting, crushing, sieving, etc., if necessary, and then dissolving the lithium contained therein in water or an acidic solution. Then, a solution containing lithium (hereinafter referred to as a lithium solution) can be obtained. Since the lithium dissolution step becomes alkaline as lithium dissolves, the pH of the lithium solution may be adjusted as necessary so that the pH of the lithium solution is finally 7 to 10. In this case, when the pH is 7 to 10, the elution of cobalt, nickel, aluminum and the like can be suppressed, and lithium can be mainly selectively dissolved.
  • lithium can be dissolved while supplying carbonic acid ions by, for example, blowing carbon dioxide gas or supplying carbonate or carbonated water.
  • the reaction of H 2 O + CO 2 ⁇ H 2 CO 3 and Li 2 CO 3 + H 2 CO 3 ⁇ 2 LiHoCO 3 the reaction of H 2 O + CO 2 ⁇ H 2 CO 3 and Li 2 CO 3 + H 2 CO 3 ⁇ 2 LiHoCO 3 , and for lithium hydroxide and lithium oxide, 2 LiOH ⁇ Li 2 O + H 2 O and Li 2
  • O + H 2 CO 3 + CO 2 ⁇ 2 LiHCO 3 or Li 2 O + CO 2 ⁇ Li 2 CO 3 and Li 2 CO 3 + H 2 CO 3 ⁇ 2 LiHoCO 3 a lithium hydrogen carbonate solution as a lithium solution is obtained.
  • the blowing of carbon dioxide gas is preferable in that the contamination of impurities can be suppressed and the increase in the amount of liquid can be suppressed, so that the lithium concentration does not dilute.
  • Specific examples of the carbonate when adding the carbonate include sodium carbonate and the like, and the amount of the carbonate added in this case is, for example, 1.0 to 2.0 times the molar equivalent, preferably 1.0 to 2.0 times the molar equivalent.
  • the molar equivalent can be 1.0 to 1.2 times.
  • the lithium solution obtained by treating the lithium ion secondary battery waste by roasting or the like and then dissolving it in water or an acidic solution has few impurities and is suitable as a raw material for lithium hydroxide, which will be described later.
  • the residue generated in the lithium dissolution step can be used in the recovery process of valuable metals such as cobalt and nickel by acid leaching, neutralization, solvent extraction and the like.
  • the lithium solution does not recover lithium first from the sieving product obtained by roasting, crushing, and sieving the lithium ion secondary battery waste, but leaches all the elements to remove impurities.
  • valuable metals such as cobalt, nickel, and manganese may be recovered to form a solution in which lithium remains.
  • the lithium concentration process When the lithium solution is a lithium hydrogen carbonate solution, the lithium concentration can be increased and concentrated by heat concentration or the like as shown in FIG. 4 (a).
  • the lithium solution can be concentrated by heating it to a temperature of, for example, 50 ° C. to 90 ° C.
  • carbonic acid can be desorbed from the lithium solution as carbon dioxide gas, and lithium carbonate can be obtained.
  • methanol, ethanol or the like it is also possible to add methanol, ethanol or the like to the lithium solution to remove carbonic acid with such a non-aqueous solvent.
  • methanol and ethanol are preferably used as non-aqueous solvents because they are inexpensive.
  • a non-aqueous solvent may be mixed and stirred with the lithium solution.
  • the resulting lithium carbonate can be purified as needed. Specifically, in the purification of lithium carbonate, lithium carbonate obtained by desorption of carbonic acid from the lithium solution is washed with repulp, and carbonic acid gas is blown into the lithium carbonate to dissolve the carbonic acid in the solution. Next, the lithium hydrogen carbonate solution is separated from calcium, magnesium, etc. by solid-liquid separation. Then, after decarboxylation and concentration, it is separated into purified lithium carbonate and a filtrate by solid-liquid separation. If the impurity grade in the purified lithium carbonate is high, further cleaning can be performed.
  • a lithium concentration step of extracting the lithium ions in the lithium solution with a solvent and back-extracting the lithium ions in the solvent may be performed.
  • the lithium ion concentration step of extraction with a solvent and back extraction lithium ions are concentrated to obtain, for example, a lithium sulfate solution.
  • the solvent after extracting the lithium ions may be scrubbed with a lithium solution containing lithium ions.
  • back extraction is performed on the solvent after scrubbing.
  • the lithium sulfate solution thus obtained can be made into lithium carbonate by carrying out the carbonation step described later. The details of this extraction and back extraction will be described below.
  • the lithium solution (aqueous phase) and the solvent (organic phase) are brought into contact with each other, stirred and mixed with a mixer, and the lithium ions and the like in the lithium solution are transferred to the solvent. Then, the organic phase and the aqueous phase are separated by a settler based on the difference in specific densities.
  • the O / A ratio as the volume ratio of the organic phase to the aqueous phase can be made larger than 1.5 / 1.0, although it depends on the lithium ion concentration and other conditions. In order to increase the extraction rate of lithium ions, the O / A ratio can be adjusted and the number of extraction stages can be increased.
  • the phosphonic acid ester-based extractant alone, the phosphoric acid ester-based extractant alone, or the phosphonic acid ester-based extractant and the phosphoric acid ester-based extractant are used as the solvent with respect to the lithium solution.
  • a mixed extract can be used.
  • the phosphonic acid ester-based extractant 2-ethylhexyl phosphonate 2-ethylhexyl (trade name: PC-88A, Ionquest801) is preferable from the viewpoint of separation efficiency of nickel and cobalt.
  • Examples of the phosphoric acid ester-based extractant include di-2-ethylhexyl phosphoric acid (trade name: D2EHPA or DP8R).
  • the extractant can be used by diluting it with a hydrocarbon-based organic solvent such as aromatic, paraffin-based, or naphthenic-based, if necessary.
  • a hydrocarbon-based organic solvent such as aromatic, paraffin-based, or naphthenic-based
  • the concentration of the extractant can be, for example, 15% by volume to 35% by volume.
  • the equilibrium pH at the time of extraction is preferably 7 to 8. This is because if the equilibrium pH is less than 7, the lithium extraction rate will be low and phase separation may be poor. On the other hand, if the equilibrium pH is higher than 8, the alkali concentration derived from the pH adjuster will be high. This is because the extractant and the diluent may separate. From this point of view, it is more preferable that the equilibrium pH at the time of extraction is 7.2 to 7.5.
  • the "equilibrium pH" referred to here is the pH of the aqueous phase when the aqueous phase and the oil phase are separated by allowing them to stand after the solvent extraction operation, the scrubbing operation, and the back extraction operation.
  • a pH adjuster such as sodium hydroxide, lithium hydroxide, aqueous ammonia or other alkaline solution can be used to adjust the pH to the above level during extraction.
  • sodium hydroxide is preferable because it is cheaper than other reagents and has no odor.
  • the solvent from which lithium ions have been extracted can be scrubbed with a lithium solution.
  • the lithium ion concentration in the lithium solution used for scrubbing is preferably 1.0 g / L to 10.0 g / L, and more preferably 1.0 g / L to 5.0 g / L.
  • the lithium ions contained therein are back-extracted from the solvent.
  • a back extraction pre-extraction solution which is an acidic aqueous solution is used, and the mixture is stirred and mixed with a mixer or the like. As a result, the lithium ions contained in the solvent are transferred to the aqueous phase.
  • the pre-extraction liquid used for back extraction may be any of inorganic acids such as sulfuric acid, hydrochloric acid and nitric acid, but sulfuric acid is preferable. This is because by using sulfuric acid, the liquid after back extraction becomes a lithium sulfate liquid, which can be used as a raw material for lithium hydroxide.
  • the pH is maintained so that the equilibrium pH is preferably in the range of 0.5 to 2.0, more preferably in the range of 1.0 to 1.5. If the equilibrium pH at the time of back extraction is out of the range and becomes low, the amount of the pH adjuster at the time of extraction may increase. Further, when the equilibrium pH becomes higher than the above range, there is a concern that lithium ions may remain in the solvent. If the back extraction is performed in multiple stages, the pH may increase as the number of stages increases. In this case as well, for example, sulfuric acid is added so that the equilibrium pH is maintained within the above range. It is preferable to manage it. Although other conditions are appropriately set, the O / A ratio can be, for example, 1.0 or more, preferably 1.0 to 1.5.
  • the post-extraction liquid obtained in the back-extraction step can be further subjected to the back-extraction step as a pre-extraction liquid, whereby the lithium ion concentration can be further increased.
  • the back-extracted liquid can also be used in the scrubbing step as a lithium solution.
  • the liquid after back extraction (lithium sulfate solution) has a lithium ion concentration of, for example, 10 g / L to 30 g / L, typically 20 g / L to 25 g / L.
  • the lithium ion concentration in the lithium sulfate solution obtained from the lithium ion secondary battery waste as described above is, for example, 10.0 g / L to 30.0 g / L, typically 20.0 g / L. It is ⁇ 25.0 g / L.
  • potassium, calcium, iron, copper, zinc, aluminum, nickel, cobalt, manganese and the like are maintained in a low state even before solvent extraction.
  • impurities such as phosphorus and chlorine are removed before solvent extraction, resulting in a low concentration.
  • the lithium ions in the lithium sulfate solution are converted to lithium carbonate by adding carbonate to the lithium sulfate solution or blowing carbon dioxide gas.
  • the liquid temperature is set in the range of 20 ° C. to 50 ° C., and the mixture is stirred as necessary to maintain a predetermined time.
  • the carbonate include sodium carbonate, ammonium carbonate and the like, but sodium carbonate is preferable from the viewpoint of recovery rate.
  • the pH of the lithium sulfate solution at the time of carbonation is relatively high, 10 to 13. If carbonate is added in a low pH state, it will be released as carbon dioxide gas, so there is a concern that the reaction efficiency will decrease.
  • Lithium carbonate can be obtained by performing a carbonation step on a lithium sulfate solution.
  • lithium carbonate solution calcium hydroxide is added to the lithium carbonate solution and reacted in the solution.
  • the lithium carbonate and calcium hydroxide are added to a liquid such as water to form a slurry, which causes a reaction.
  • Calcium hydroxide is preferably added 1.05 to 1.10 times as much as lithium hydroxide in the above reaction formula in a molar equivalent amount. If the amount of calcium hydroxide added is excessive, the amount of calcium hydroxide that does not contribute to the reaction increases. Calcium hydroxide, which does not contribute to the reaction, increases the amount of residue during solid-liquid separation and becomes an impurity during crystallization, which increases the load on the calcium removal step and may increase the total cost.
  • the pH of the liquid should be 9 or more.
  • the upper limit is not particularly specified, but if the pH exceeds 12, it will only become excessive, so 12 or less is preferable. If the pH is low, the reaction from lithium carbonate to lithium hydroxide may be insufficient, while if the pH is high, calcium hydroxide is excessive, resulting in drug cost and cost for removal. There is a risk.
  • Most of the calcium carbonate produced by the above reaction can be removed by performing solid-liquid separation using a thickener or a filter press after the reaction. That is, most of the calcium carbonate can be separated from the lithium hydroxide solution by solid-liquid separation after the reaction.
  • the calcium ion is removed by performing the calcium removal step described below.
  • the lithium hydroxide solution is brought into contact with a cation exchange resin and / or a chelate resin to remove the impurities. .. Specifically, a lithium hydroxide solution is passed through the resin. As a result, calcium ions that can be contained in the lithium hydroxide solution are adsorbed on the resin, so that calcium can be removed from the lithium hydroxide solution. As a result, high-purity lithium hydroxide can be obtained after the crystallization step described later.
  • the resin that removes calcium ions and the like is at least one of a cation exchange resin and a chelate resin.
  • the lithium hydroxide solution may be brought into contact with either the cation exchange resin or the chelate resin, and then with the other. That is, the resin adsorption process may be performed in a plurality of steps.
  • a cation exchange resin is a synthetic resin that binds to cations by having an acidic group on the surface.
  • the chelate resin is a resin having a functional group that forms a complex with a metal ion. Since the lithium hydroxide solution contains lithium ions and the like in addition to calcium ions, it is desirable to use a cation exchange resin and / or a chelate resin having a high selectivity difference from lithium ions in this impurity removal step.
  • a cation exchange resin When a cation exchange resin is used, it is preferable to use a weakly acidic cation exchange resin having a carboxyl group as a functional group as the cation exchange resin. Since the strong acid cation exchange resin has a low difference in selectivity between the monovalent metal and the divalent metal, the divalent metal may leak from a relatively early stage of liquid passage. On the other hand, the weakly acidic cation exchange resin has high selectivity for a divalent metal because it is adsorbed so as to sandwich the metal between two carboxyl groups. In particular, a weakly acidic cation exchange resin having a high ion exchange capacity and excellent physical strength is suitable.
  • the chelate resin has high selectivity for a specific metal due to the chelating effect of the ion exchange of functional groups and the coordination bond.
  • a chelate resin can be effectively used in a lithium hydroxide solution in which lithium ions and the like coexist.
  • iminodiacetic acid type and aminophosphate type chelating resins There are iminodiacetic acid type and aminophosphate type chelating resins. Among them, the aminophosphate type chelating resin is preferable in that the selectivity of calcium and the like with respect to monovalent ions is higher than that of other chelating resins.
  • the space velocity (SV) in the column is preferably in the range of 5 to 20.
  • This space velocity (SV) means the ratio (double amount) of the amount of passage of the lithium hydroxide solution per hour to the cation exchange resin or chelate resin packed in the column.
  • the space velocity (SV) is too high, there is a concern that the adsorption time of calcium ions on the resin is insufficient and the calcium ions in the lithium hydroxide solution are not sufficiently removed. If the space speed (SV) is too slow, the processing speed decreases and the processing time increases.
  • the pH of the lithium hydroxide solution is preferably 9 or more, that is, the lithium hydroxide solution is preferably alkaline. This is because if the pH of the lithium hydroxide solution here is less than 9, the removal efficiency of calcium ions may decrease or even lithium ions may be adsorbed depending on the resin used here. Because.
  • the pH of the lithium hydroxide solution at the time of contact with the resin may be changed depending on the type of resin to be selected and the like.
  • the drying temperature of the crystallized product is preferably a temperature of less than 60 ° C. at which water of crystallization does not desorb. This is because when the water of crystallization is desorbed, it becomes anhydrous lithium hydroxide and has deliquescent property, which makes it difficult to handle.
  • crushing treatment or the like can be performed.
  • the lithium hydroxide thus obtained has a calcium content sufficiently reduced to, for example, 10 mass ppm or less by undergoing the calcium removal step described above.
  • Such high-purity lithium hydroxide is suitable for use as a raw material for manufacturing a lithium ion secondary battery.
  • Example 1 the lithium hydroxide solution obtained as described above is passed through a column packed with 20 mL of a cation exchange resin having a carboxyl group (AMBERLITE IRC76 manufactured by Organo Corporation) at room temperature to remove impurities. It was removed. The pH of the lithium hydroxide solution during this liquid passage was 12, and the space velocity (SV) was 9.
  • a cation exchange resin having a carboxyl group AMBERLITE IRC76 manufactured by Organo Corporation
  • Example 2 impurities were removed by passing the above lithium hydroxide solution through a column filled with 20 mL of a chelate resin (AMBERLITE IRC747UPS manufactured by Organo Corporation) at room temperature.
  • a chelate resin AMBERLITE IRC747UPS manufactured by Organo Corporation
  • the pH of the lithium hydroxide solution during this liquid passage was 12, and the space velocity (SV) was 9.
  • Table 1 shows the impurity content of lithium hydroxide obtained in each of Examples 1 and 2 and Comparative Example 1 above.
  • Example 3 lithium sulfate and barium hydroxide were added as solids to pure water to cause a reaction. Specifically, two types of solid barium hydroxide, 419 g (1.7 equivalents) and 493 g (2.0 equivalents), were prepared with respect to 100 g of solid lithium sulfate. The above lithium sulfate and each barium hydroxide were added to 500 mL of pure water, and the mixture was stirred and held at 60 ° C. for 24 hours and then solid-liquid separated to recover the lithium hydroxide solution.
  • Example 4 both lithium sulfate and barium hydroxide were mixed as a solution and reacted, and then the lithium hydroxide solution was recovered. More specifically, a 200 mL solution obtained by dissolving 50 g of lithium sulfate in pure water at 60 ° C., 123 g (1.0 equivalent), 130 g (1.05 equivalent) and 136 g (1.1 equivalent) of barium hydroxide. Each of) was mixed with pure water to make an 800 mL solution at 60 ° C., and after stirring and holding at 60 ° C. for 24 hours, solid-liquid separation was performed to obtain a lithium hydroxide solution.
  • Table 3 shows the grades of lithium hydroxide produced by shaking the amount of barium hydroxide as in Examples 3 and 4 and crystallizing each of the obtained lithium hydroxide solutions by vacuum distillation. ..
  • Wako's special grade reagents were used for lithium sulfate and barium hydroxide.
  • Table 3 shows the values of sulfur and barium as the impurity grades in the lithium hydroxide obtained by crystallization, where S is derived from unreacted lithium sulfate and Ba is derived from unreacted barium hydroxide. ..
  • Example 1 the lithium hydroxide solution obtained as described above is passed through a column packed with 20 mL of a cation exchange resin having a carboxyl group (AMBERLITE IRC76 manufactured by Organo Corporation) at room temperature to remove impurities. It was removed. The pH of the lithium hydroxide solution during this liquid passage was 12, and the space velocity (SV) was 9.
  • a cation exchange resin having a carboxyl group AMBERLITE IRC76 manufactured by Organo Corporation
  • Example 2 impurities were removed by passing the above lithium hydroxide solution through a column filled with 20 mL of a chelate resin (AMBERLITE IRC747UPS manufactured by Organo Corporation) at room temperature.
  • a chelate resin AMBERLITE IRC747UPS manufactured by Organo Corporation
  • the pH of the lithium hydroxide solution during this liquid passage was 12, and the space velocity (SV) was 9.
  • Table 4 shows the impurity content of lithium hydroxide obtained in each of Examples 1 and 2 and Comparative Example 1 above.
  • lithium hydroxide solution Sodium carbonate was added to the above lithium sulfate solution for carbonation, calcium hydroxide was added, and solid-liquid separation was performed by filtration to obtain a lithium hydroxide solution.
  • the lithium hydroxide solution after passing through the resin was heated and concentrated at a temperature of 50 ° C. to hydroxylate. Lithium was crystallized. As a result, high-purity lithium hydroxide at the same level as in Examples 1 and 2 in Table 4 was obtained.

Landscapes

  • Chemical & Material Sciences (AREA)
  • Engineering & Computer Science (AREA)
  • Materials Engineering (AREA)
  • Organic Chemistry (AREA)
  • Manufacturing & Machinery (AREA)
  • Environmental & Geological Engineering (AREA)
  • Metallurgy (AREA)
  • Mechanical Engineering (AREA)
  • Geology (AREA)
  • Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
  • General Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
  • Geochemistry & Mineralogy (AREA)
  • Chemical Kinetics & Catalysis (AREA)
  • Inorganic Chemistry (AREA)
  • General Chemical & Material Sciences (AREA)
  • Electrochemistry (AREA)
  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
  • Secondary Cells (AREA)
  • Battery Electrode And Active Subsutance (AREA)

Abstract

硫酸リチウムから比較的低コストで水酸化リチウムを得ることができる水酸化リチウムの製造方法を提供する。硫酸リチウムから水酸化リチウムを製造する方法であって、前記硫酸リチウムを水酸化バリウムと液中で反応させ、水酸化リチウム溶液を得る水酸化工程と、陽イオン交換樹脂及び／又はキレート樹脂を用いて、前記水酸化リチウム溶液中のバリウムイオンを除去するバリウム除去工程と、バリウム除去工程を経た水酸化リチウム溶液で水酸化リチウムを析出させる晶析工程とを含む。

Description

水酸化リチウムの製造方法
　この明細書は、水酸化リチウムの製造方法に関する技術を開示するものである。
　たとえば、リチウムイオン二次電池廃棄物もしくは種々の電子機器等からの有価金属の回収プロセスや、塩湖かん水又は鉱石その他の処理では、硫酸リチウムが液体もしくは固体の形態で、また炭酸リチウムが得られることがある。
　たとえば、リチウムイオン二次電池廃棄物に対する処理の一例では、リチウムイオン二次電池廃棄物に対して焙焼等の処理を施した後、そこに含まれるリチウムが溶解したリチウム溶解液を得る。リチウム溶解液は炭酸水素リチウム溶液である場合があり、この炭酸水素リチウム溶液から炭酸リチウムが得られる。これに関連する技術としては、たとえば特許文献１及び２に記載されたもの等がある。また、リチウム溶解液は、リチウムイオンの溶媒による抽出及び、溶媒から水相への逆抽出に供されて濃縮することがあり、この抽出及び逆抽出を経た後の逆抽出後液は、硫酸リチウム溶液である場合がある。なお、この種の抽出及び逆抽出については、特許文献３～５等に記載されている。
　上述した逆抽出後に得られる逆抽出後液に対しては一般に、特許文献５にも記載されているように、炭酸塩の添加又は炭酸ガスの吹込みによる炭酸化を行う。この場合、リチウムは炭酸リチウムとして回収される。
　ところで、特許文献６、７には、炭酸リチウムから、リチウムイオン二次電池正極材用原料等に用いられ得る水酸化リチウムを製造する方法が記載されている。
　具体的には、特許文献６には、「陽極槽と陰極槽と陽イオン交換膜から構成された電解装置において陽極槽に炭酸リチウム水溶液ないし懸濁液を供給して電解を行い、陽イオン交換膜を介した陰極槽において水酸化リチウム水溶液を生成させる水酸化リチウムの製造方法」が開示されている。
　また特許文献７には、「陽極と陰極との間にカチオン交換膜とアニオン交換膜とが交互に配列され、陽極とカチオン交換膜とで陽極室が形成され、次に陽極側から陰極側にむけて当該カチオン交換膜とアニオン膜とで区画された酸室、当該アニオン交換膜ともうひとつのカチオン交換膜とで区画された塩室、このカチオン交換膜ともうひとつのアニオン交換膜とで区画されたアルカリ室、更にこのアニオン交換膜と新たなカチオン交換膜とで区画された水電解室の順に配列されている酸室、塩室、アルカリ室、水電解室からなる組がひとつ以上配列されていて最も陰極側のアニオン膜とで構成される水電解室をカチオン膜の代わりに陰極で区画し、陰極室とする電気透析装置を使用して塩室にリチウム塩の水溶液を供給して酸室から酸を、アルカリ室から水酸化リチウム水溶液を取り出すことを特徴とする水酸化リチウムの製造方法。」が提案されている。
　特許文献６及び７はいずれも、炭酸リチウムを原料とし、その炭酸リチウムから電解を用いて水酸化リチウムを製造するというものである。
特開２０１９－２６９１６号公報 特開２０１９－２６５３１号公報 特開２０１０－１８０４３９号公報 米国特許出願公開第２０１１／０１３５５４７号明細書 特開２０１４－１６２９８２号公報 特開２００９－２７０１８８号公報 特開２０１１－３１２３２号公報
　先に述べたような硫酸リチウムから水酸化リチウムを製造するに当り、仮に特許文献６、７に記載された技術を適用しようとすると、硫酸リチウムを一旦炭酸リチウムにする必要があるとともに、その後に電解を行うことになり、工数が増大するだけでなく電解の実施によってコストが大きく嵩む。また、炭酸リチウムから水酸化リチウムを製造するに当り、仮に特許文献６、７に記載された技術を用いた場合は、電解の実施によってコストが大きく嵩む。
　特に、この明細書では、硫酸リチウムや炭酸リチウムから比較的低コストで水酸化リチウムを得ることができる水酸化リチウムの製造方法を開示する。
　この明細書で開示する一の水酸化リチウムの製造方法は、硫酸リチウムから水酸化リチウムを製造する方法であって、前記硫酸リチウムを水酸化バリウムと液中で反応させ、水酸化リチウム溶液を得る水酸化工程と、陽イオン交換樹脂及び／又はキレート樹脂を用いて、前記水酸化リチウム溶液中のバリウムイオンを除去するバリウム除去工程と、バリウム除去工程を経た水酸化リチウム溶液で水酸化リチウムを析出させる晶析工程とを含むものである。
　この明細書で開示する他の水酸化リチウムの製造方法は、炭酸リチウムから水酸化リチウムを製造する方法であって、前記炭酸リチウムを水酸化カルシウムと液中で反応させ、水酸化リチウム溶液を得る水酸化工程と、陽イオン交換樹脂及び／又はキレート樹脂を用いて、前記水酸化リチウム溶液中のカルシウムイオンを除去するカルシウム除去工程と、カルシウム除去工程を経た水酸化リチウム溶液で水酸化リチウムを析出させる晶析工程とを含むものである。
　上述した水酸化リチウムの製造方法によれば、硫酸リチウムや炭酸リチウムから比較的低コストで水酸化リチウムを得ることができる。
一の実施形態に係る水酸化リチウムの製造方法を示すフロー図である。 図１の水酸化リチウムの製造方法で用いることのできる硫酸リチウムを得る過程の一例を示すフロー図である。 一の実施形態に係る水酸化リチウムの製造方法を示すフロー図である。 図３の水酸化リチウムの製造方法で用いることのできる炭酸リチウムを得る過程の例を示すフロー図である。 試験例１－２の樹脂通液後の水酸化リチウム溶液のリチウム濃度及びバリウム濃度とＢＶ（Ｂｅｄ　Ｖｏｌｕｍｅ）との関係を示すグラフである。 各金属の化合物の飽和溶解における金属濃度の温度依存性を示すグラフである。 試験例２－２の樹脂通液後の水酸化リチウム溶液のリチウム濃度及びカルシウム濃度とＢＶ（Ｂｅｄ　Ｖｏｌｕｍｅ）との関係を示すグラフである。
　以下に、この明細書で開示する実施の形態について詳細に説明する。
＜硫酸リチウムから水酸化リチウムを製造する方法＞
　一の実施形態に係る水酸化リチウムの製造方法は、硫酸リチウムから水酸化リチウムを製造する方法であって、たとえば図１に示すように、硫酸リチウムを水酸化バリウムと液中で反応させ、水酸化リチウム溶液を得る水酸化工程と、陽イオン交換樹脂及び／又はキレート樹脂を用いて、水酸化リチウム溶液中のバリウムイオンを吸着して除去するバリウム除去工程と、バリウム除去工程を経た水酸化リチウム溶液中の水酸化リチウムを析出させる晶析工程とを含む。
　水酸化リチウムは炭酸リチウムよりも融点が低く、リチウムイオン二次電池の正極材の原料等として有効に用いられる可能性がある。それ故に、この実施形態では、硫酸リチウムから、炭酸リチウムではなく水酸化リチウムを低コストで容易に製造する。特にここでは、製造しようとする水酸化リチウム中の不純物を十分に低減し、正極材の原料として好適に用いられる程度の高純度の水酸化リチウムを製造することを目的とする。
　ここで、硫酸リチウムを水酸化バリウムと反応させる水酸化工程により、Ｌｉ2ＳＯ4＋Ｂａ（ＯＨ）2→２ＬｉＯＨ＋ＢａＳＯ4の式に基づいて、水酸化リチウムを比較的簡易に得ることができる。当該反応後、その反応で生成する硫酸バリウムはある程度、固液分離によって取り除くことができる。
　但し、水酸化リチウム溶液にバリウムイオンが残留することは避けられず、このまま晶析しても当該バリウムの存在によって水酸化リチウムの純度が低下する。
　そこで、この実施形態では、水酸化工程の後に、水酸化工程での水酸化バリウムの添加に起因して水酸化リチウム溶液中に存在するバリウムイオンを、陽イオン交換樹脂及び／又はキレート樹脂で吸着して除去するバリウム除去工程を行い、その後に晶析工程を行う。これにより、バリウム含有量の低い高純度の水酸化リチウムが得られる。
（硫酸リチウム）
　水酸化リチウムの製造の原料とする硫酸リチウムは、たとえば、リチウムイオン二次電池廃棄物から有価金属を回収するプロセス等で得られるものとすることができる。
　リチウムイオン二次電池は、その周囲を包み込む外装として、アルミニウムを含む筐体を有する。この筐体としては、たとえば、アルミニウムのみからなるものや、アルミニウム及び鉄、アルミラミネート等を含むものがある。また、リチウムイオン二次電池は、上記の筐体内に、リチウム、ニッケル、コバルト及びマンガンからなる群から選択される一種の単独金属酸化物又は、二種以上の複合金属酸化物等からなる正極活物質や、正極活物質が、たとえばポリフッ化ビニリデン（ＰＶＤＦ）その他の有機バインダー等によって塗布されて固着されたアルミニウム箔（正極基材）を含むことがある。またその他に、リチウムイオン二次電池には、銅、鉄等が含まれる場合がある。さらに、リチウムイオン二次電池には通常、筐体内に電解液が含まれる。電解液としては、たとえば、エチレンカルボナート、ジエチルカルボナート等が使用されることがある。
　このようなリチウムイオン二次電池廃棄物から得られる硫酸リチウムの例を以下に示す。
（リチウム溶解工程）
　図２に例示するように、リチウムイオン二次電池廃棄物を、必要に応じて焙焼・破砕・篩別等で処理した後、そこに含まれるリチウムを水又は酸性溶液で溶解させるリチウム溶解工程で、リチウムを含有する溶解液（以下、リチウム溶解液と称する。）が得られる。リチウム溶解工程は、リチウムが溶解するにつれてアルカリ性を示すので、最終的にリチウム溶解液のｐＨが７～１０になるように、必要に応じてｐＨを調整してもよい。この場合、ｐＨが７～１０であれば、コバルト、ニッケルやアルミニウム等の溶出を抑制して、主としてリチウムを選択的に溶解させることができるからである。リチウムイオン二次電池廃棄物を焙焼等で処理した後に水又は酸性溶液で溶解させて得られるリチウム溶解液は、不純物が少なく、後述する水酸化リチウムの原料として好適である。なお、リチウム溶解工程で生じる残渣は、酸浸出、中和及び溶媒抽出等によるコバルトやニッケル等の有価金属の回収プロセスに用いられ得る。
　あるいは、リチウム溶解液は、リチウムイオン電池廃棄物を焙焼・破砕・篩別工程で得られた篩下物から先にリチウムを回収せず、すべての元素を浸出して、不純物を除去しながら、有価金属であるコバルト、ニッケル、マンガン等を回収してリチウムが残った溶液としてもよい。
（リチウム濃縮工程）
　次いで、図２に示すように、リチウム溶解液中のリチウムイオンを溶媒で抽出するとともに、溶媒中のリチウムイオンを逆抽出するリチウム濃縮工程を行ってリチウムイオンを濃縮し、硫酸リチウム溶液を得る。ここで、リチウム濃縮工程では、リチウムイオンを抽出した後の溶媒をリチウムイオンを含むリチウム溶液でスクラビングすることができる。この場合、スクラビングした後の溶媒に対して逆抽出を行う。
　後述するが、抽出時には、ｐＨ調整剤として水酸化ナトリウムを用いる場合が多く、この場合、抽出後の溶媒には、リチウムイオンのほかにナトリウムイオンを含むこととなる。そこで、抽出と逆抽出との間に上記のスクラビングを行うことが好ましい。溶媒に抽出されたナトリウムイオンを取り除くには、この溶媒をリチウム溶液でスクラビングすることが効果的であるからである。
　リチウム濃縮工程で得られる硫酸リチウム溶液は、図１に示す実施形態でいう硫酸リチウムとして用いることができる。
　抽出は具体的には、たとえば、リチウム溶解液（水相）と溶媒（有機相）とを接触させ、ミキサーで撹拌混合し、リチウム溶解液中のリチウムイオン等を溶媒に移行させることにより行う。その後、セトラーで有機相と水相を比重差に基いて分離する。水相に対する有機相の体積比としてのＯ／Ａ比は、リチウムイオン濃度その他の条件にもよるが、１．５／１．０より大きくすることができる。リチウムイオンの抽出率を高めるため、Ｏ／Ａ比を調整し、また抽出段数を増やすことができる。
　ここでは、リチウム溶解液に対し、溶媒である抽出剤として、ホスホン酸エステル系抽出剤単独もしくは、リン酸エステル系抽出剤単独、または、ホスホン酸エステル系抽出剤とリン酸エステル系抽出剤とを混合した抽出剤を使用することができる。ホスホン酸エステル系抽出剤としては、ニッケルとコバルトの分離効率の観点から２－エチルヘキシルホスホン酸２－エチルヘキシル（商品名：ＰＣ－８８Ａ、Ｉｏｎｑｕｅｓｔ８０１）が好ましい。リン酸エステル系抽出剤としては、たとえばジ－２－エチルヘキシルリン酸（商品名：Ｄ２ＥＨＰＡ又はＤＰ８Ｒ）等が挙げられる。
　抽出剤は、必要に応じて、芳香族系、パラフィン系、ナフテン系等の炭化水素系有機溶剤で希釈して使用することができる。この場合、抽出剤の濃度は、たとえば１５体積％～３５体積％とすることができる。
　抽出時の平衡ｐＨは７～８とすることが好ましい。これは、平衡ｐＨが７未満ではリチウム抽出率が低くなると共に、分相不良となるおそれがあり、この一方で、平衡ｐＨが８より高いとｐＨ調整剤由来のアルカリ濃度が高くなる事で、抽出剤と希釈剤が分離する可能性があるからである。この観点から、抽出時の平衡ｐＨは７．２～７．５とすることがより一層好適である。なお、ここでいう「平衡ｐＨ」とは、溶媒抽出操作、スクラビング操作、逆抽出操作後に静置し、液水相と油相を分相させた際の液水相のｐＨのことである。
　抽出時に上記のようなｐＨに調整するため、水酸化ナトリウム、水酸化リチウム又はアンモニア水その他のアルカリ性溶液等のｐＨ調整剤を用いることができる。なかでも、水酸化ナトリウムは、他の試薬に比べて安価である他、臭気が無い点で好ましい。また、ｐＨ調整剤として水酸化ナトリウムを添加しても、それによるナトリウムイオンは、詳細について後述するスクラビングで効果的に除去できるので、不純物になるナトリウムが増大することを抑制することができる。
　溶媒に抽出されたナトリウムイオンを取り除くには、この溶媒をリチウム溶液でスクラビングすることが効果的である。リチウム溶液中のリチウムイオン濃度を調整すること等により、該リチウム溶液中のリチウムイオンと溶媒中のナトリウムイオンが置換することから、溶媒中のナトリウムイオンを効果的に除去することができる。この際に、リチウムイオンとナトリウムイオンは一般に、互いに等しいモル数で置換する。それ故に、リチウム溶液中のリチウムイオンのモル数が、溶媒中のナトリウムイオンのモル数以上であれば、溶媒中のナトリウムイオンをより効果的に除去することができる。
　スクラビングに用いるリチウム溶液中のリチウムイオン濃度は、好ましくは１．０ｇ／Ｌ～１０．０ｇ／Ｌ、より好ましくは１．０ｇ／Ｌ～５．０ｇ／Ｌとする。
　スクラビングの際には、溶媒とリチウム溶液が混ざり合った状態でのｐＨが５．０～９．０となるように調整することが好ましく、さらに当該ｐＨが６．０～８．０となるように調整することがより一層好ましい。
　スクラビング工程を経ることにより、溶媒中のナトリウムイオン濃度は、好ましくは１ｍｇ／Ｌ以下にすることができる。
　その後、スクラビングを経た溶媒から、そこに含まれるリチウムイオンを逆抽出する。逆抽出では、たとえば、酸性水溶液である逆抽出前液を用いて、ミキサー等で撹拌混合する。これにより、溶媒に含まれていたリチウムイオンが水相に移る。
　逆抽出に用いる逆抽出前液は、硫酸、塩酸、硝酸等の無機酸のいずれでもよいが、なかでも硫酸が好ましい。これは、硫酸を用いることにより、逆抽出後液が硫酸リチウム液となり、これを水酸化リチウムの原料に供する事が可能となるからである。
　逆抽出では、平衡ｐＨが、好ましくは０．５～２．０の範囲内、より好ましくは１．０～１．５の範囲内に入るように、ｐＨを維持する。逆抽出時の平衡ｐＨが当該範囲から外れて低くなると、抽出時のｐＨ調整剤量が増えるおそれがある。また平衡ｐＨが当該範囲を超えて高くなると、溶媒中にリチウムイオンが残留することが懸念される。仮に逆抽出を複数段行う場合で、段数を重ねるとｐＨが上昇してくることがあるが、この場合も、たとえば硫酸を添加する等して、平衡ｐＨが上記の範囲内に維持されるように管理することが好適である。
　なお、その他の条件は適宜設定されるが、Ｏ／Ａ比は、たとえば１．０以上、好ましくは１．０～１．５とすることができる。
　逆抽出工程で得られる逆抽出後液は、さらに逆抽出前液として逆抽出工程に供することができ、それにより、リチウムイオン濃度をさらに高めることができる。また、逆抽出後液は、リチウム溶液としてスクラビング工程に用いることもできる。
　逆抽出後液（硫酸リチウム溶液）は、そのリチウムイオン濃度が、たとえば１０ｇ／Ｌ～３０ｇ／Ｌ、典型的には２０ｇ／Ｌ～２５ｇ／Ｌである。また、逆抽出後液中のナトリウムイオン濃度は、好ましくは３ｍｇ／Ｌ以下、より好ましくは１ｍｇ／Ｌ以下である。
　特に、上述したようにしてリチウムイオン二次電池廃棄物から得られた硫酸リチウム溶液中のリチウムイオン濃度は、たとえば１０．０ｇ／Ｌ～３０．０ｇ／Ｌ、典型的には２０．０ｇ／Ｌ～２５．０ｇ／Ｌである。なお、硫酸リチウム溶液中のナトリウムイオン濃度は、たとえば１０．０ｍｇ／Ｌ未満、典型的には３．０ｍｇ／Ｌ以下、より典型的には１．０ｍｇ／Ｌ以下である。ナトリウム以外の他の不純物、例えば、カリウム、カルシウム、鉄、銅、亜鉛、アルミ、ニッケル、コバルト、マンガン等は、溶媒抽出前から少ない状態が維持されている。一方、リン、塩素などの不純物は、溶媒抽出前に除去され、低い濃度となる。
　但し、リチウムイオン二次電池廃棄物からの有価金属の回収プロセスだけでなく、液体又は固体の硫酸リチウムが得られる種々のプロセスに適用することが可能である。
（水酸化工程）
　水酸化工程では、上記の逆抽出後液等としての硫酸リチウムを、液中で水酸化バリウムと反応させ、水酸化リチウム溶液を得る。ここでの反応は、Ｌｉ2ＳＯ4＋Ｂａ（ＯＨ）2→２ＬｉＯＨ＋ＢａＳＯ4で表すことができる。これにより、水酸化リチウムが溶解した水酸化リチウム溶液が生成し、硫酸バリウムが沈殿する。水酸化バリウムを用いることは、硫酸リチウムと化成反応により水酸化リチウム溶液を生成できる点で有効である。
　より詳細には、硫酸リチウム溶液の場合、その硫酸リチウム溶液に水酸化バリウムを添加し、液中で反応させる。あるいは、固体の硫酸リチウムの場合、水等の液体中に、当該硫酸リチウム及び水酸化バリウムを添加してスラリーとし、反応を生じさせる。なお、水酸化バリウムについては、固体状態での添加も可能であるが、水酸化バリウムを水酸化バリウム溶液として液体状態で添加することで、反応の効率を向上させることができる。特に、水酸化バリウムは図６に示すように、４０℃～１００℃の間で飽和溶解度が大きくなるので、４０℃～１００℃の水酸化バリウム溶液を硫酸リチウムと接触させて反応させることがより好ましい。好ましくは、水酸化バリウム溶液は飽和水溶液である。
　水酸化バリウムは、上記の反応式においてモル等量で水酸化リチウム及び、硫酸イオンが過剰の場合には、リチウムイオンとフリーの硫酸イオンの合計の当量に対して１．０５倍～１．７０倍添加することが好ましい。このように水酸化バリウムをある程度過剰に添加することにより、硫酸イオンを除去することができる。水酸化バリウムを比較的多く添加しても、後述のバリウム除去工程でバリウムイオンを有効に除去することができる。水酸化バリウムの添加量が少なすぎる場合は、未反応の硫酸リチウムが晶析時に析出し水酸化リチウムとしての回収量が低下することが懸念される。また、硫酸イオンが過剰にある場合は硫酸イオンが晶析の際、不純物として残るおそれがある。一方、水酸化バリウムの添加量が過剰である場合は、反応に寄与しない水酸化バリウムが増える。反応に寄与しない水酸化バリウムは晶析の際に不純物となるため、バリウム除去工程の負荷が高くなり、トータルコスト増加となるおそれがある。
　なお、上述したフリーの硫酸イオンとは、硫酸イオンがリチウムイオンより多い場合にその差を意味する。したがって、リチウムイオンとフリーの硫酸イオンの合計の当量は、リチウムイオンが硫酸イオンより多い場合はリチウムイオンの当量、硫酸イオンがリチウムイオンより多い場合は硫酸イオンの当量と同じ意味である。
　硫酸リチウムと水酸化バリウムとを反応させる際に、液体のｐＨは、９以上あればよい。上限は特には規定しないが、ｐＨが１２を超えると過剰になるだけなので、１２以下が好ましい。ｐＨが低いと、硫酸リチウムから水酸化リチウムへの反応が不十分になるおそれがあり、この一方で、ｐＨが高いと、水酸化バリウムが過剰であり、薬剤コスト、除去のためのコストがかかるおそれがある。
　上記の反応で生成される硫酸バリウムの多くは、反応後に、シックナーもしくはフィルタープレス等を用いて固液分離を行うことにより除去することができる。つまり、反応後の固液分離により、水酸化リチウム溶液から硫酸バリウムのほとんどを分離させることができる。
　但し、固液分離を行っても、水酸化リチウム溶液にはバリウムが溶解して残留し得る。水酸化リチウム溶液に含まれるバリウムイオンは、晶析後の水酸化リチウムの品位を低下させるので、この実施形態では、次に述べるバリウム除去工程を行って取り除く。
（バリウム除去工程）
　バリウム除去工程では、上記水酸化工程で得られた水酸化リチウム溶液中のバリウムイオンを除去するため、水酸化リチウム溶液を陽イオン交換樹脂及び／又はキレート樹脂と接触させて、当該不純物を除去する。具体的には、水酸化リチウム溶液を当該樹脂に通液する。これにより、水酸化リチウム溶液に含まれ得るバリウムイオンが当該樹脂に吸着されるので、水酸化リチウム溶液からバリウムを除去することができる。その結果として、後述の晶析工程後に高純度の水酸化リチウムを得ることができる。
　ここでは、バリウム除去工程で、水酸化リチウム溶液中のバリウムイオンが効率よく除去されるように樹脂及び条件を選定することが重要である。
　バリウムイオン等を除去する樹脂は、陽イオン交換樹脂及びキレート樹脂のうちの少なくとも一方とする。なお、水酸化リチウム溶液を、陽イオン交換樹脂又はキレート樹脂のいずれか一方と接触させた後、さらに他方と接触させてもよい。つまり、樹脂吸着の処理を複数段階にわたって行ってもよい。
　陽イオン交換樹脂とは、表面に酸性基を持つことによって陽イオンと結合する合成樹脂である。キレート樹脂は、金属イオンとの錯体を生成する官能基を持つ樹脂である。水酸化リチウム溶液にはバリウムイオンの他、リチウムイオン等が含まれるので、この不純物除去工程では、リチウムイオンとの選択性の差が高い陽イオン交換樹脂及び／又はキレート樹脂を用いることが望ましい。
　陽イオン交換樹脂を用いる場合は、当該陽イオン交換樹脂としては、官能基としてカルボキシル基を持つ弱酸性陽イオン交換樹脂を使用することが好ましい。強酸性陽イオン交換樹脂は、一価金属と二価金属の選択性の差が低いため、通液の比較的早い段階から二価金属がリークするおそれがある。一方、弱酸性陽イオン交換樹脂は、二個のカルボキシル基で金属を挟み込むように吸着することから、二価の金属への選択性が高い。特に、イオン交換容量が高く物理強度に優れた弱酸性陽イオン交換樹脂が好適である。
　キレート樹脂は、官能基のイオン交換＋配位結合によるキレート効果により特定の金属に対する選択性が高い。特にリチウムイオン等も共存する水酸化リチウム溶液では、キレート樹脂を有効に用いることができる。キレート樹脂にはイミノジ酢酸タイプやアミノリン酸タイプがあるが、なかでも、アミノリン酸タイプのキレート樹脂は、一価のイオンに対するバリウム等の選択性が他のキレート樹脂より高い点で好ましい。
　陽イオン交換樹脂又はキレート樹脂をカラム内に充填し、該カラムに水酸化リチウム溶液を通す場合、カラム内での空間速度（ＳＶ）は、５～２０の範囲とすることが好ましい。この空間速度（ＳＶ）は、カラム内に充填した陽イオン交換樹脂又はキレート樹脂に対する、一時間当たりの水酸化リチウム溶液の通過量の比（倍量）を意味する。一般に空間速度（ＳＶ）が速すぎると、当該樹脂へのバリウムイオンの吸着時間が足りず、水酸化リチウム溶液中のバリウムイオンが十分に除去されないことが懸念される。なお、空間速度（ＳＶ）が遅すぎると処理速度の低下により処理時間が増大する。
　水酸化リチウム溶液を陽イオン交換樹脂及び／又はキレート樹脂と接触させる際に、水酸化リチウム溶液のｐＨは９以上、すなわち水酸化リチウム溶液はアルカリ性とすることが好ましい。これは、ここでの水酸化リチウム溶液のｐＨを９未満とした場合は、ここで用いる樹脂によっては、バリウムイオンの除去効率が低下することや、リチウムイオンまで吸着してしまう可能性が考えられるからである。樹脂と接触させる際の水酸化リチウム溶液のｐＨは、選定する樹脂の種類等に応じて変更することもある。
（晶析工程）
　晶析工程では、上記のバリウム除去工程で不純物を除去した水酸化リチウム溶液中の水酸化リチウムを析出させる。それにより、水酸化リチウムを得ることができる。
　晶析工程では、水酸化リチウムを析出させるため、加熱濃縮又は減圧蒸留等の晶析操作を行うことができる。加熱濃縮の場合、晶析時の温度は高いほど処理が速く進むので好ましい。ただし、晶析後、晶析物の乾燥時の温度は、結晶水が脱離しない６０℃未満の温度で実施するのが好ましい。結晶水が脱離すると、無水の水酸化リチウムとなり潮解性を有するため取り扱いが困難となるからである。
　なおその後、上記の水酸化リチウムを、必要な物性に調整するため、粉砕処理等を行うことができる。
　これにより得られた水酸化リチウムは、上述したバリウム除去工程を経たことにより、バリウム含有量が、たとえば１０質量ｐｐｍ以下に十分に低減されたものになる。このような高純度の水酸化リチウムは、リチウムイオン二次電池の製造の原料として用いることに適している。
＜炭酸リチウムから水酸化リチウムを製造する方法＞
　一の実施形態に係る水酸化リチウムの製造方法は、炭酸リチウムから水酸化リチウムを製造する方法であって、たとえば図３に示すように、炭酸リチウムを水酸化カルシウムと液中で反応させ、水酸化リチウム溶液を得る水酸化工程と、陽イオン交換樹脂及び／又はキレート樹脂を用いて、水酸化リチウム溶液中のカルシウムイオンを吸着して除去するカルシウム除去工程と、カルシウム除去工程を経た水酸化リチウム溶液中の水酸化リチウムを析出させる晶析工程とを含む。
　水酸化リチウムは炭酸リチウムよりも融点が低く、リチウムイオン二次電池の正極材の原料等として有効に用いられる可能性がある。それ故に、この実施形態では、炭酸リチウムから、水酸化リチウムを低コストで容易に製造する。特にここでは、製造しようとする水酸化リチウム中の不純物を十分に低減し、正極材の原料として好適に用いられる程度の高純度の水酸化リチウムを製造することを目的とする。
　ここで、炭酸リチウムを水酸化カルシウムと反応させる水酸化工程により、Ｌｉ2ＣＯ3＋Ｃａ（ＯＨ）2→２ＬｉＯＨ＋ＣａＣＯ3の式に基づいて、水酸化リチウムを比較的簡易に得ることができる。当該反応後、その反応で生成する炭酸カルシウムはある程度、固液分離によって取り除くことができる。
　但し、水酸化リチウム溶液にカルシウムイオンが残留することは避けられず、このまま晶析しても当該カルシウムの存在によって水酸化リチウムの純度が低下する。
　そこで、この実施形態では、水酸化工程の後に、水酸化工程での水酸化カルシウムの添加に起因して水酸化リチウム溶液中に存在するカルシウムイオンを、陽イオン交換樹脂及び／又はキレート樹脂で吸着して除去するカルシウム除去工程を行い、その後に晶析工程を行う。これにより、カルシウム含有量の低い高純度の水酸化リチウムが得られる。
（炭酸リチウム）
　水酸化リチウムの製造の原料とする炭酸リチウムは、たとえば、リチウムイオン二次電池廃棄物から有価金属を回収するプロセス等で得られるものとすることができる。
　リチウムイオン二次電池は、その周囲を包み込む外装として、アルミニウムを含む筐体を有する。この筐体としては、たとえば、アルミニウムのみからなるものや、アルミニウム及び鉄、アルミラミネート等を含むものがある。また、リチウムイオン二次電池は、上記の筐体内に、リチウム、ニッケル、コバルト及びマンガンからなる群から選択される一種の単独金属酸化物又は、二種以上の複合金属酸化物等からなる正極活物質や、正極活物質が、たとえばポリフッ化ビニリデン（ＰＶＤＦ）その他の有機バインダー等によって塗布されて固着されたアルミニウム箔（正極基材）を含むことがある。またその他に、リチウムイオン二次電池には、銅、鉄等が含まれる場合がある。さらに、リチウムイオン二次電池には通常、筐体内に電解液が含まれる。電解液としては、たとえば、エチレンカルボナート、ジエチルカルボナート等が使用されることがある。
　このようなリチウムイオン二次電池廃棄物から得られる炭酸リチウムの例を以下に示す。
（リチウム溶解工程）
　図４に例示するように、リチウムイオン二次電池廃棄物を、必要に応じて焙焼・破砕・篩別等で処理した後、そこに含まれるリチウムを水又は酸性溶液で溶解させるリチウム溶解工程で、リチウムを含有する溶解液（以下、リチウム溶解液と称する。）が得られる。リチウム溶解工程は、リチウムが溶解するにつれてアルカリ性を示すので、最終的にリチウム溶解液のｐＨが７～１０になるように、必要に応じてｐＨを調整してもよい。この場合、ｐＨが７～１０であれば、コバルト、ニッケルやアルミニウム等の溶出を抑制して、主としてリチウムを選択的に溶解させることができるからである。
　リチウム溶解工程では、たとえば、炭酸ガスの吹き込み又は炭酸塩もしくは炭酸水の供給等により炭酸イオンを供給しながらリチウムを溶解することができる。この場合、炭酸リチウムについてはＨ2Ｏ＋ＣＯ2→Ｈ2ＣＯ3及びＬｉ2ＣＯ3＋Ｈ2ＣＯ3→２ＬｉＨｏＣＯ3の反応、水酸化リチウムや酸化リチウムについては、２ＬｉＯＨ→Ｌｉ2Ｏ＋Ｈ2Ｏ及びＬｉ2Ｏ＋Ｈ2ＣＯ3＋ＣＯ2→２ＬｉＨＣＯ3や、Ｌｉ2Ｏ＋ＣＯ2→Ｌｉ2ＣＯ3及びＬｉ2ＣＯ3＋Ｈ2ＣＯ3→２ＬｉＨｏＣＯ3の反応の下、リチウム溶解液としての炭酸水素リチウム溶液が得られる。炭酸ガスの吹き込みは、不純物の混入が抑えられるうえ、液量増加を抑制出来ることから、リチウム濃度の希釈が起こらない点で好ましい。なお、炭酸塩を添加する場合における炭酸塩の具体例としては、炭酸ナトリウム等を挙げることができ、この場合の炭酸塩の添加量は、たとえば１．０～２．０倍モル当量、好ましくは１．０～１．２倍モル当量とすることができる。
　リチウムイオン二次電池廃棄物を焙焼等で処理した後に水又は酸性溶液で溶解させて得られるリチウム溶解液は、不純物が少なく、後述する水酸化リチウムの原料として好適である。なお、リチウム溶解工程で生じる残渣は、酸浸出、中和及び溶媒抽出等によるコバルトやニッケル等の有価金属の回収プロセスに用いられ得る。
　あるいは、リチウム溶解液は、リチウムイオン二次電池廃棄物を焙焼・破砕・篩別工程で得られた篩下物から先にリチウムを回収せず、すべての元素を浸出して、不純物を除去しながら、有価金属であるコバルト、ニッケル、マンガン等を回収してリチウムが残った溶液としてもよい。
（リチウム濃縮工程）
　リチウム溶解液が炭酸水素リチウム溶液である場合、図４（ａ）のように、加熱濃縮等によって、リチウム濃度を高めて濃縮することができる。ここでは、リチウム溶解液を、たとえば５０℃～９０℃の温度に加熱して濃縮することができる。これにより、リチウム溶解液から炭酸を炭酸ガスとして脱離させることができ、炭酸リチウムが得られる。または、リチウム溶解液に、メタノールやエタノール等を添加して、そのような非水溶媒による炭酸の脱離を行うことも可能である。なかでも、メタノールやエタノールは安価であることから非水溶媒として用いることが好ましい。ここで添加方法として具体的には、リチウム溶解液に対して非水溶媒を混合撹拌することを挙げることができる。
　これにより得られる炭酸リチウムは、必要に応じて精製を行うことができる。炭酸リチウムの精製は具体的には、リチウム溶解液からの炭酸の脱離により得られた炭酸リチウムに対してリパルプ洗浄を行うとともに、そこに炭酸ガスを吹き込んで、液中に炭酸を溶解させ、次いで、固液分離により、炭酸水素リチウム溶液と、カルシウムやマグネシウムなどを分離させる。その後、脱炭酸・濃縮を行った後、固液分離により、精製炭酸リチウムと濾液とに分離させる。この精製炭酸リチウム中の不純物品位が高い場合は、さらに洗浄を行うことができる。
　或いは、図４（ｂ）に示すように、リチウム溶解液中のリチウムイオンを溶媒で抽出するとともに、溶媒中のリチウムイオンを逆抽出するリチウム濃縮工程を行ってもよい。溶媒による抽出及び逆抽出のリチウム濃縮工程を行うと、リチウムイオンが濃縮され、たとえば硫酸リチウム溶液等が得られる。なお、このリチウム濃縮工程では、リチウムイオンを抽出した後の溶媒をリチウムイオンを含むリチウム溶液でスクラビングしてもよい。この場合、スクラビングした後の溶媒に対して逆抽出を行う。これにより得られる硫酸リチウム溶液は、後述の炭酸化工程を行うことで、炭酸リチウムとすることができる。この抽出及び逆抽出の詳細について次に説明する。
　抽出は具体的には、たとえば、リチウム溶解液（水相）と溶媒（有機相）とを接触させ、ミキサーで撹拌混合し、リチウム溶解液中のリチウムイオン等を溶媒に移行させることにより行う。その後、セトラーで有機相と水相を比重差に基いて分離する。水相に対する有機相の体積比としてのＯ／Ａ比は、リチウムイオン濃度その他の条件にもよるが、１．５／１．０より大きくすることができる。リチウムイオンの抽出率を高めるため、Ｏ／Ａ比を調整し、また抽出段数を増やすことができる。
　ここでは、リチウム溶解液に対し、溶媒である抽出剤として、ホスホン酸エステル系抽出剤単独もしくは、リン酸エステル系抽出剤単独、または、ホスホン酸エステル系抽出剤とリン酸エステル系抽出剤とを混合した抽出剤を使用することができる。ホスホン酸エステル系抽出剤としては、ニッケルとコバルトの分離効率の観点から２－エチルヘキシルホスホン酸２－エチルヘキシル（商品名：ＰＣ－８８Ａ、Ｉｏｎｑｕｅｓｔ８０１）が好ましい。リン酸エステル系抽出剤としては、たとえばジ－２－エチルヘキシルリン酸（商品名：Ｄ２ＥＨＰＡ又はＤＰ８Ｒ）等が挙げられる。
　抽出剤は、必要に応じて、芳香族系、パラフィン系、ナフテン系等の炭化水素系有機溶剤で希釈して使用することができる。この場合、抽出剤の濃度は、たとえば１５体積％～３５体積％とすることができる。
　抽出時の平衡ｐＨは７～８とすることが好ましい。これは、平衡ｐＨが７未満ではリチウム抽出率が低くなると共に、分相不良となるおそれがあり、この一方で、平衡ｐＨが８より高いとｐＨ調整剤由来のアルカリ濃度が高くなる事で、抽出剤と希釈剤が分離する可能性があるからである。この観点から、抽出時の平衡ｐＨは７．２～７．５とすることがより一層好適である。なお、ここでいう「平衡ｐＨ」とは、溶媒抽出操作、スクラビング操作、逆抽出操作後に静置し、水相と油相を分相させた際の水相のｐＨのことである。
　抽出時に上記のようなｐＨに調整するため、水酸化ナトリウム、水酸化リチウム又はアンモニア水その他のアルカリ性溶液等のｐＨ調整剤を用いることができる。なかでも、水酸化ナトリウムは、他の試薬に比べて安価である他、臭気が無い点で好ましい。
　リチウムイオンを抽出した溶媒はリチウム溶液でスクラビングすることができる。スクラビングに用いるリチウム溶液中のリチウムイオン濃度は、好ましくは１．０ｇ／Ｌ～１０．０ｇ／Ｌ、より好ましくは１．０ｇ／Ｌ～５．０ｇ／Ｌとする。スクラビングの際には、溶媒とリチウム溶液が混ざり合った状態でのｐＨが５．０～９．０となるように調整することが好ましく、さらに当該ｐＨが６．０～８．０となるように調整することがより一層好ましい。
　その後、溶媒から、そこに含まれるリチウムイオンを逆抽出する。逆抽出では、たとえば、酸性水溶液である逆抽出前液を用いて、ミキサー等で撹拌混合する。これにより、溶媒に含まれていたリチウムイオンが水相に移る。
　逆抽出に用いる逆抽出前液は、硫酸、塩酸、硝酸等の無機酸のいずれでもよいが、なかでも硫酸が好ましい。これは、硫酸を用いることにより、逆抽出後液が硫酸リチウム液となり、これを水酸化リチウムの原料に供する事が可能となるからである。
　逆抽出では、平衡ｐＨが、好ましくは０．５～２．０の範囲内、より好ましくは１．０～１．５の範囲内に入るように、ｐＨを維持する。逆抽出時の平衡ｐＨが当該範囲から外れて低くなると、抽出時のｐＨ調整剤量が増えるおそれがある。また平衡ｐＨが当該範囲を超えて高くなると、溶媒中にリチウムイオンが残留することが懸念される。仮に逆抽出を複数段行う場合で、段数を重ねるとｐＨが上昇してくることがあるが、この場合も、たとえば硫酸を添加する等して、平衡ｐＨが上記の範囲内に維持されるように管理することが好適である。
　なお、その他の条件は適宜設定されるが、Ｏ／Ａ比は、たとえば１．０以上、好ましくは１．０～１．５とすることができる。
　逆抽出工程で得られる逆抽出後液は、さらに逆抽出前液として逆抽出工程に供することができ、それにより、リチウムイオン濃度をさらに高めることができる。また、逆抽出後液は、リチウム溶液としてスクラビング工程に用いることもできる。
　逆抽出後液（硫酸リチウム溶液）は、そのリチウムイオン濃度が、たとえば１０ｇ／Ｌ～３０ｇ／Ｌ、典型的には２０ｇ／Ｌ～２５ｇ／Ｌである。
　特に、上述したようにしてリチウムイオン二次電池廃棄物から得られた硫酸リチウム溶液中のリチウムイオン濃度は、たとえば１０．０ｇ／Ｌ～３０．０ｇ／Ｌ、典型的には２０．０ｇ／Ｌ～２５．０ｇ／Ｌである。例えば、カリウム、カルシウム、鉄、銅、亜鉛、アルミ、ニッケル、コバルト、マンガン等は、溶媒抽出前から少ない状態が維持されている。一方、リン、塩素などの不純物は、溶媒抽出前に除去され、低い濃度となる。
　但し、リチウムイオン二次電池廃棄物からの有価金属の回収プロセスだけでなく、液体又は固体の硫酸リチウムが得られる種々のプロセスに適用することが可能である。
（炭酸化工程）
　上述したリチウム濃縮工程で溶媒による抽出及び逆抽出を行うことにより、たとえば炭酸リチウムの溶解度以上にリチウム濃度を濃縮し、図４（ｂ）に示すように、硫酸リチウム溶液が得られた場合、炭酸化工程を行う。
　ここでは、硫酸リチウム溶液に炭酸塩を添加し、又は炭酸ガスを吹き込むことにより、硫酸リチウム溶液中のリチウムイオンを炭酸リチウムとする。炭酸塩の添加ないし炭酸ガスの吹込み後は、たとえば、液温を２０℃～５０℃の範囲内として、必要に応じて撹拌して所定の時間を保持する。炭酸塩としては、炭酸ナトリウム、炭酸アンモニウム等を挙げることができるが、回収率の観点から炭酸ナトリウムが好ましい。
　炭酸化の際の硫酸リチウム溶液のｐＨは１０～１３と比較的高くすることが好適である。ｐＨが低い状態で炭酸塩を添加すると炭酸ガスとして抜けてしまうので、反応効率が低下することが懸念される。
　硫酸リチウム溶液に対して炭酸化工程を行うことにより、炭酸リチウムが得られる。
（水酸化工程）
　Ｃａを用いた水酸化工程では、上記の炭酸リチウムを液中で水酸化カルシウムと反応させ、水酸化リチウム溶液を得る。ここでの反応は、Ｌｉ2ＣＯ3＋Ｃａ（ＯＨ）2→２ＬｉＯＨ＋ＣａＣＯ3で表すことができる。これにより、水酸化リチウムが溶解した水酸化リチウム溶液が生成し、炭酸カルシウムが沈殿する。水酸化工程で水酸化カルシウムを用いることは、たとえば硫酸リチウムを炭酸リチウムに変換したのち、炭酸リチウムと化成反応により水酸化リチウム溶液を生成できる点で有効である。
　より詳細には、炭酸リチウム溶液の場合、その炭酸リチウム溶液に水酸化カルシウムを添加し、液中で反応させる。あるいは、固体の炭酸リチウムの場合、水等の液体中に、当該炭酸リチウム及び水酸化カルシウムを添加してスラリーとし、反応を生じさせる。
　水酸化カルシウムは、上記の反応式においてモル等量で水酸化リチウムに対して１．０５倍～１．１０倍添加することが好ましい。水酸化カルシウムの添加量が過剰である場合は、反応に寄与しない水酸化カルシウムが増える。反応に寄与しない水酸化カルシウムは固液分離時の残渣量増加、および、晶析の際に不純物となるため、カルシウム除去工程の負荷が高くなり、トータルコスト増加となるおそれがある。
　炭酸リチウムと水酸化カルシウムとを反応させる際に、液体のｐＨは、９以上あればよい。上限は特には規定しないが、ｐＨが１２を超えると過剰になるだけなので、１２以下が好ましい。ｐＨが低いと、炭酸リチウムから水酸化リチウムへの反応が不十分になるおそれがあり、この一方で、ｐＨが高いと、水酸化カルシウムが過剰であり、薬剤コスト、除去のためのコストがかかるおそれがある。
　上記の反応で生成される炭酸カルシウムの多くは、反応後に、シックナーもしくはフィルタープレス等を用いて固液分離を行うことにより除去することができる。つまり、反応後の固液分離により、水酸化リチウム溶液から炭酸カルシウムのほとんどを分離させることができる。
　但し、固液分離を行っても、水酸化リチウム溶液にはカルシウムが溶解して残留し得る。水酸化リチウム溶液に含まれるカルシウムイオンは、晶析後の水酸化リチウムの品位を低下させるので、この実施形態では、次に述べるカルシウム除去工程を行って取り除く。
（カルシウム除去工程）
　カルシウム除去工程では、上記水酸化工程で得られた水酸化リチウム溶液中のカルシウムイオンを除去するため、水酸化リチウム溶液を陽イオン交換樹脂及び／又はキレート樹脂と接触させて、当該不純物を除去する。具体的には、水酸化リチウム溶液を当該樹脂に通液する。これにより、水酸化リチウム溶液に含まれ得るカルシウムイオンが当該樹脂に吸着されるので、水酸化リチウム溶液からカルシウムを除去することができる。その結果として、後述の晶析工程後に高純度の水酸化リチウムを得ることができる。
　ここでは、カルシウム除去工程で、水酸化リチウム溶液中のカルシウムイオンが効率よく除去されるように樹脂及び条件を選定することが重要である。
　カルシウムイオン等を除去する樹脂は、陽イオン交換樹脂及びキレート樹脂のうちの少なくとも一方とする。なお、水酸化リチウム溶液を、陽イオン交換樹脂又はキレート樹脂のいずれか一方と接触させた後、さらに他方と接触させてもよい。つまり、樹脂吸着の処理を複数段階にわたって行ってもよい。
　陽イオン交換樹脂とは、表面に酸性基を持つことによって陽イオンと結合する合成樹脂である。キレート樹脂は、金属イオンとの錯体を生成する官能基を持つ樹脂である。水酸化リチウム溶液にはカルシウムイオンの他、リチウムイオン等が含まれるので、この不純物除去工程では、リチウムイオンとの選択性の差が高い陽イオン交換樹脂及び／又はキレート樹脂を用いることが望ましい。
　陽イオン交換樹脂を用いる場合は、当該陽イオン交換樹脂としては、官能基としてカルボキシル基を持つ弱酸性陽イオン交換樹脂を使用することが好ましい。強酸性陽イオン交換樹脂は、一価金属と二価金属の選択性の差が低いため、通液の比較的早い段階から二価金属がリークするおそれがある。一方、弱酸性陽イオン交換樹脂は、二個のカルボキシル基で金属を挟み込むように吸着することから、二価の金属への選択性が高い。特に、イオン交換容量が高く物理強度に優れた弱酸性陽イオン交換樹脂が好適である。
　キレート樹脂は、官能基のイオン交換＋配位結合によるキレート効果により特定の金属に対する選択性が高い。特にリチウムイオン等も共存する水酸化リチウム溶液では、キレート樹脂を有効に用いることができる。キレート樹脂にはイミノジ酢酸タイプやアミノリン酸タイプがあるが、なかでも、アミノリン酸タイプのキレート樹脂は、一価のイオンに対するカルシウム等の選択性が他のキレート樹脂より高い点で好ましい。
　陽イオン交換樹脂又はキレート樹脂をカラム内に充填し、該カラムに水酸化リチウム溶液を通す場合、カラム内での空間速度（ＳＶ）は、５～２０の範囲とすることが好ましい。この空間速度（ＳＶ）は、カラム内に充填した陽イオン交換樹脂又はキレート樹脂に対する、一時間当たりの水酸化リチウム溶液の通過量の比（倍量）を意味する。一般に空間速度（ＳＶ）が速すぎると、当該樹脂へのカルシウムイオンの吸着時間が足りず、水酸化リチウム溶液中のカルシウムイオンが十分に除去されないことが懸念される。なお、空間速度（ＳＶ）が遅すぎると処理速度の低下により処理時間が増大する。
　水酸化リチウム溶液を陽イオン交換樹脂及び／又はキレート樹脂と接触させる際に、水酸化リチウム溶液のｐＨは９以上、すなわち水酸化リチウム溶液はアルカリ性とすることが好ましい。これは、ここでの水酸化リチウム溶液のｐＨを９未満とした場合は、ここで用いる樹脂によっては、カルシウムイオンの除去効率が低下することや、リチウムイオンまで吸着してしまう可能性が考えられるからである。樹脂と接触させる際の水酸化リチウム溶液のｐＨは、選定する樹脂の種類等に応じて変更することもある。
（晶析工程）
　晶析工程では、上記のカルシウム除去工程で不純物を除去した水酸化リチウム溶液中の水酸化リチウムを析出させる。それにより、水酸化リチウムを得ることができる。
　晶析工程では、水酸化リチウムを析出させるため、加熱濃縮又は減圧蒸留等の晶析操作を行うことができる。加熱濃縮の場合、晶析時の温度は高いほど処理が速く進むので好ましい。ただし、晶析後、晶析物の乾燥時の温度は、結晶水が脱離しない６０℃未満の温度で実施するのが好ましい。結晶水が脱離すると、無水の水酸化リチウムとなり潮解性を有するため取り扱いが困難となるからである。
　なおその後、上記の水酸化リチウムを、必要な物性に調整するため、粉砕処理等を行うことができる。
　これにより得られた水酸化リチウムは、上述したカルシウム除去工程を経たことにより、カルシウム含有量が、たとえば１０質量ｐｐｍ以下に十分に低減されたものになる。このような高純度の水酸化リチウムは、リチウムイオン二次電池の製造の原料として用いることに適している。
　次に、上述したような水酸化リチウムの製造方法を試験的に実施し、その効果を確認したので以下に説明する。但し、ここでの説明は単なる例示を目的としたものであり、それに限定されることを意図するものではない。
（試験例１－１）
　２５０ｇの硫酸リチウム、６４８ｇの水酸化バリウムを、５０００ｍＬの水に添加した後、濾過による固液分離を行い、水酸化リチウム溶液を得た。水酸化リチウム溶液中のＬｉ濃度は６．０ｇ／Ｌ、Ｂａ濃度は１．３ｇ、ｐＨは１２であった。
　実施例１では、上記のようにして得られた水酸化リチウム溶液を室温下で、カルボキシル基を持つ陽イオン交換樹脂（オルガノ株式会社製のＡＭＢＥＲＬＩＴＥ　ＩＲＣ７６）を２０ｍＬ充填したカラムに通して、不純物の除去を行った。この通液の際の水酸化リチウム溶液のｐＨは１２であり、空間速度（ＳＶ）は９とした。
　実施例２では、上記の水酸化リチウム溶液を室温下で、キレート樹脂（オルガノ株式会社製のＡＭＢＥＲＬＩＴＥ　ＩＲＣ７４７ＵＰＳ）を２０ｍＬ充填したカラムに通して、不純物の除去を行った。この通液の際の水酸化リチウム溶液のｐＨは１２であり、空間速度（ＳＶ）は９とした。
　比較例１では、上記の水酸化リチウム溶液に対して樹脂吸着を行わなかった。
　その後、実施例１及び２並びに比較例１のいずれについても、５０℃の温度で水酸化リチウム溶液を加熱濃縮し、水酸化リチウムを晶析させた。
　上記の実施例１及び２並びに比較例１のそれぞれで得られた水酸化リチウムの不純物含有量を表１に示す。
Figure JPOXMLDOC01-appb-T000001
　表１より、実施例１及び２はいずれも、比較例１に比して、水酸化リチウム中のＢａ含有量が十分に低減されていることから、陽イオン交換樹脂やキレート樹脂による処理でバリウムイオンが有効に除去されたことが解かる。
（試験例１－２）
　上述した実施例１で用いた陽イオン交換樹脂及び、実施例２で用いたキレート樹脂のそれぞれについて、樹脂量に対し通水する流量倍数であるＢＶ（Ｂｅｄ　Ｖｏｌｕｍｅ）を変化させた際の、当該樹脂に通液した後の水酸化リチウム溶液中のＬｉ濃度及びＢａ濃度の変化を確認した。ＢＶは、ＢＶ＝通液量（Ｌ）／樹脂体積（Ｌ）で表される。なおここでは、試験例１－１と同様の水酸化リチウム溶液を用いた。その結果を図５にグラフで示す。
　図５より、ＢＶの比較的広範囲にわたって、通液後の水酸化リチウム溶液中の高いＬｉ濃度及び、低いＢａ濃度が維持されていることが解かる。したがって、これによれば、硫酸リチウムから比較的高純度の水酸化リチウムを製造することに寄与できることが解かった。
（試験例１－３）
　焙焼後のリチウムイオン二次電池廃棄物中のリチウムを水又は酸性溶液で溶解させて、得られたリチウム溶解液から溶媒によりリチウムイオンを抽出、抽出後の溶媒をリチウム溶液でスクラビングし、スクラビングを経た後の溶媒からリチウムイオンを逆抽出し、それにより逆抽出後液としての硫酸リチウム溶液を得た。逆抽出後液の不純物組成を表２に示す。
Figure JPOXMLDOC01-appb-T000002
　上記の硫酸リチウム溶液に対して、水酸化バリウムを添加した後、濾過による固液分離を行い、水酸化リチウム溶液を得た。実施例１で用いた陽イオン交換樹脂及び、実施例２で用いたキレート樹脂のそれぞれを用いて、当該樹脂に通液した後の水酸化リチウム溶液を５０℃の温度で加熱濃縮し、水酸化リチウムを晶析させた。
　その結果、表１の実施例１及び実施例２と同様の水準の高純度の水酸化リチウムが得られた。
　（試験例１－４）
　水酸化工程で、硫酸リチウム及び水酸化バリウムを固体で用いた場合と、溶液とした場合での反応効率の違いを確認する試験を行った。
　実施例３では、純水に硫酸リチウムと水酸化バリウムを固体で投入し反応をさせた。具体的には、固体の硫酸リチウム１００ｇに対し、固体の水酸化バリウム４１９ｇ（１．７当量）と４９３ｇ（２．０当量）の２種類を準備した。上記硫酸リチウム及び各水酸化バリウムを純水５００ｍＬに添加し、２４時間６０℃にて撹拌保持後固液分離し、水酸化リチウム溶液を回収した。
　実施例４では、硫酸リチウムと水酸化バリウムをいずれも溶液とし混合させ反応させた後、水酸化リチウム溶液を回収した。より詳細には、硫酸リチウム５０ｇを純水に６０℃で溶解して得た２００ｍＬの溶液と、水酸化バリウム１２３ｇ（１．０当量）と１３０ｇ（１．０５当量）と１３６ｇ（１．１当量）のそれぞれを純水で６０℃にて８００ｍＬの溶液とし混合したうえで、２４時間６０℃にて撹拌保持後に固液分離し、水酸化リチウム溶液を得た。
　実施例３と実施例４のように水酸化バリウムの量を振り、それに得られた各水酸化リチウム溶液を減圧蒸留にて晶析させて製造された水酸化リチウムの品位を、表３に示す。なお、硫酸リチウムと水酸化バリウムについてはＷａｋｏの特級試薬を使用した。
Figure JPOXMLDOC01-appb-T000003
　表３には晶析により得られた水酸化リチウム中の不純物品位としてイオウとバリウムの値を示したが、Ｓは未反応の硫酸リチウム由来であり、Ｂａは未反応の水酸化バリウム由来である。
　固体同士で反応させた場合は、イオウとバリウムの品位が変化する点が１．７～２．０当量の間に有ることから、硫酸リチウムが全量反応したのも同領域であることが分かった。一方で、液体同士で反応させた場合は、１．０～１．０５当量の間で硫酸リチウムが全量反応したことが分かり、水酸化バリウムを溶液で添加することで反応効率を改善できることがわかった。
（試験例２－１）
　２５０ｇの炭酸リチウム、６４８ｇの水酸化カルシウムを、５０００ｍＬの水に添加した後、濾過による固液分離を行い、水酸化リチウム溶液を得た。水酸化リチウム溶液中のＬｉ濃度は６．０ｇ／Ｌ、Ｃａ濃度は０．０３ｇ／Ｌ、ｐＨは１２であった。
　実施例１では、上記のようにして得られた水酸化リチウム溶液を室温下で、カルボキシル基を持つ陽イオン交換樹脂（オルガノ株式会社製のＡＭＢＥＲＬＩＴＥ　ＩＲＣ７６）を２０ｍＬ充填したカラムに通して、不純物の除去を行った。この通液の際の水酸化リチウム溶液のｐＨは１２であり、空間速度（ＳＶ）は９とした。
　実施例２では、上記の水酸化リチウム溶液を室温下で、キレート樹脂（オルガノ株式会社製のＡＭＢＥＲＬＩＴＥ　ＩＲＣ７４７ＵＰＳ）を２０ｍＬ充填したカラムに通して、不純物の除去を行った。この通液の際の水酸化リチウム溶液のｐＨは１２であり、空間速度（ＳＶ）は９とした。
　比較例１では、上記の水酸化リチウム溶液に対して樹脂吸着を行わなかった。
　その後、実施例１及び２並びに比較例１のいずれについても、５０℃の温度で水酸化リチウム溶液を加熱濃縮し、水酸化リチウムを晶析させた。
　上記の実施例１及び２並びに比較例１のそれぞれで得られた水酸化リチウムの不純物含有量を表４に示す。
Figure JPOXMLDOC01-appb-T000004
　表４より、実施例１及び２はいずれも、比較例１に比して、水酸化リチウム中のＣａ含有量が十分に低減されていることから、陽イオン交換樹脂やキレート樹脂による処理でカルシウムイオンが有効に除去されたことが解かる。
（試験例２－２）
　上述した実施例１で用いた陽イオン交換樹脂及び、実施例２で用いたキレート樹脂のそれぞれについて、樹脂量に対し通水する流量倍数であるＢＶ（Ｂｅｄ　Ｖｏｌｕｍｅ）を変化させた際の、当該樹脂に通液した後の水酸化リチウム溶液中のＬｉ濃度及びＣａ濃度の変化を確認した。ＢＶは、ＢＶ＝通液量（Ｌ）／樹脂体積（Ｌ）で表される。なおここでは、試験例２－１と同様の水酸化リチウム溶液を用いた。その結果を図７にグラフで示す。
　図７より、ＢＶの比較的広範囲にわたって、通液後の水酸化リチウム溶液中の高いＬｉ濃度及び、低いＣａ濃度が維持されていることが解かる。したがって、これによれば、硫酸リチウムから比較的高純度の水酸化リチウムを製造することに寄与できることが解かった。
（試験例２－３）
　焙焼後のリチウムイオン二次電池廃棄物中のリチウムを水又は酸性溶液で溶解させて、得られたリチウム溶解液から溶媒によりリチウムイオンを抽出、抽出後の溶媒をリチウム溶液でスクラビングし、スクラビングを経た後の溶媒からリチウムイオンを逆抽出し、それにより逆抽出後液としての硫酸リチウム溶液を得た。逆抽出後液の不純物組成を表５に示す。
Figure JPOXMLDOC01-appb-T000005
　上記の硫酸リチウム溶液に対して、炭酸ナトリウムを添加して炭酸化を行った後、水酸化カルシウムを添加し、濾過による固液分離を行い、水酸化リチウム溶液を得た。実施例１で用いた陽イオン交換樹脂及び、実施例２で用いたキレート樹脂のそれぞれを用いて、当該樹脂に通液した後の水酸化リチウム溶液を５０℃の温度で加熱濃縮し、水酸化リチウムを晶析させた。
　その結果、表４の実施例１及び実施例２と同様の水準の高純度の水酸化リチウムが得られた。

Claims (16)

  1. 　硫酸リチウムから水酸化リチウムを製造する方法であって、
    　前記硫酸リチウムを水酸化バリウムと液中で反応させ、水酸化リチウム溶液を得る水酸化工程と、陽イオン交換樹脂及び／又はキレート樹脂を用いて、前記水酸化リチウム溶液中のバリウムイオンを除去するバリウム除去工程と、バリウム除去工程を経た水酸化リチウム溶液で水酸化リチウムを析出させる晶析工程とを含む、水酸化リチウムの製造方法。
  2. 　前記バリウム除去工程で、前記陽イオン交換樹脂及び／又はキレート樹脂と接触させる際の前記水酸化リチウム溶液のｐＨを９以上とする、請求項１に記載の水酸化リチウムの製造方法。
  3. 　前記バリウム除去工程で、前記水酸化リチウム溶液を前記陽イオン交換樹脂及び／又はキレート樹脂に通す際の空間速度（ＳＶ）を５～２０とする請求項１又は２に記載の水酸化リチウムの製造方法。
  4. 　前記バリウム除去工程で、官能基としてカルボキシル基を持つ弱酸性陽イオン交換樹脂を用いる、請求項１～３のいずれか一項に記載の水酸化リチウムの製造方法。
  5. 　前記硫酸リチウムを硫酸リチウム溶液とし、
    　前記硫酸リチウム溶液が、焙焼後のリチウムイオン二次電池廃棄物中のリチウムを水又は酸性溶液で溶解させてリチウム溶解液を得るリチウム溶解工程と、リチウム溶解液から溶媒によりリチウムイオンを抽出するとともに該リチウムイオンを逆抽出するリチウム濃縮工程とを含む処理で得られたものである請求項１～４のいずれか一項に記載の水酸化リチウムの製造方法。
  6. 　前記リチウム濃縮工程で、溶媒にリチウムを抽出した後、当該溶媒をリチウム溶液でスクラビングし、スクラビングした後の溶媒から、リチウムイオンを逆抽出する請求項５に記載の水酸化リチウムの製造方法。
  7. 　リチウムイオン二次電池の製造に用いる水酸化リチウムを製造する、請求項１～６のいずれか一項に記載の水酸化リチウムの製造方法。
  8. 　前記水酸化工程で、前記水酸化バリウムを水酸化バリウム溶液とし、当該水酸化バリウム溶液を前記硫酸リチウムと接触させる、請求項１～７のいずれか一項に記載の水酸化リチウムの製造方法。
  9. 　前記水酸化バリウム溶液が飽和水溶液である、請求項８に記載の水酸化リチウムの製造方法。
  10. 　前記水酸化工程で、前記水酸化バリウム溶液を、４０℃～１００℃の液温で前記硫酸リチウムと接触させる請求項８又は９に記載の水酸化リチウムの製造方法。
  11. 　炭酸リチウムから水酸化リチウムを製造する方法であって、
    　前記炭酸リチウムを水酸化カルシウムと液中で反応させ、水酸化リチウム溶液を得る水酸化工程と、陽イオン交換樹脂及び／又はキレート樹脂を用いて、前記水酸化リチウム溶液中のカルシウムイオンを除去するカルシウム除去工程と、カルシウム除去工程を経た水酸化リチウム溶液で水酸化リチウムを析出させる晶析工程とを含む、水酸化リチウムの製造方法。
  12. 　前記カルシウム除去工程で、前記陽イオン交換樹脂及び／又はキレート樹脂と接触させる際の前記水酸化リチウム溶液のｐＨを９以上とする、請求項１１に記載の水酸化リチウムの製造方法。
  13. 　前記カルシウム除去工程で、前記水酸化リチウム溶液を前記陽イオン交換樹脂及び／又はキレート樹脂に通す際の空間速度（ＳＶ）を５～２０とする請求項１１又は１２に記載の水酸化リチウムの製造方法。
  14. 　前記カルシウム除去工程で、官能基としてカルボキシル基を持つ弱酸性陽イオン交換樹脂を用いる、請求項１１～１３のいずれか一項に記載の水酸化リチウムの製造方法。
  15. 　前記炭酸リチウムが、焙焼後のリチウムイオン二次電池廃棄物中のリチウムを水又は酸性溶液で溶解させてリチウム溶解液を得るリチウム溶解工程と、リチウム溶解液のリチウムイオンを濃縮するリチウム濃縮工程とを含む処理で得られたものである請求項１１～１４のいずれか一項に記載の水酸化リチウムの製造方法。
  16. 　リチウムイオン二次電池の製造に用いる水酸化リチウムを製造する、請求項１１～１５のいずれか一項に記載の水酸化リチウムの製造方法。
PCT/JP2021/016223 2020-04-21 2021-04-21 水酸化リチウムの製造方法 WO2021215486A1 (ja)

Priority Applications (5)

Application Number Priority Date Filing Date Title
US17/918,787 US20230132311A1 (en) 2020-04-21 2021-04-21 Method for producing lithium hydroxide
KR1020227029210A KR102707582B1 (ko) 2020-04-21 2021-04-21 수산화리튬의 제조 방법
EP21792875.3A EP4140952A4 (en) 2020-04-21 2021-04-21 PROCESS FOR PRODUCING LITHIUM HYDROXIDE
CN202180014067.9A CN115087621A (zh) 2020-04-21 2021-04-21 氢氧化锂的制造方法
CA3173751A CA3173751A1 (en) 2020-04-21 2021-04-21 Method for producing lithium hydroxide

Applications Claiming Priority (4)

Application Number Priority Date Filing Date Title
JP2020075634A JP7303777B2 (ja) 2020-04-21 2020-04-21 水酸化リチウムの製造方法
JP2020-075635 2020-04-21
JP2020-075634 2020-04-21
JP2020075635A JP2021172537A (ja) 2020-04-21 2020-04-21 水酸化リチウムの製造方法

Publications (1)

Publication Number Publication Date
WO2021215486A1 true WO2021215486A1 (ja) 2021-10-28

Family

ID=78269200

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
PCT/JP2021/016223 WO2021215486A1 (ja) 2020-04-21 2021-04-21 水酸化リチウムの製造方法

Country Status (6)

Country Link
US (1) US20230132311A1 (ja)
EP (1) EP4140952A4 (ja)
KR (1) KR102707582B1 (ja)
CN (1) CN115087621A (ja)
CA (1) CA3173751A1 (ja)
WO (1) WO2021215486A1 (ja)

Cited By (4)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
JP7100211B1 (ja) 2022-01-05 2022-07-12 Ｊｘ金属株式会社 リチウムイオン電池廃棄物の金属回収方法
JP7100217B1 (ja) 2022-01-05 2022-07-12 Ｊｘ金属株式会社 リチウムイオン電池廃棄物の金属回収方法
CN115286014A (zh) * 2022-08-15 2022-11-04 江苏昌吉利新能源科技有限公司 一种通过回收废锂基润滑脂制备高纯氢氧化锂的方法
WO2023132297A1 (en) * 2022-01-05 2023-07-13 Jx Nippon Mining & Metals Corporation Method for recovering metals from lithium ion battery waste

Families Citing this family (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
WO2024202908A1 (en) * 2023-03-30 2024-10-03 Jx Metals Circular Solutions Co., Ltd Method for recovering metals

Citations (13)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
JP2009046390A (ja) * 2008-10-24 2009-03-05 Nippon Chem Ind Co Ltd 高純度炭酸リチウムの製造方法
JP2009270188A (ja) 2008-05-07 2009-11-19 Kee:Kk 高純度水酸化リチウムの製造方法
JP2010180439A (ja) 2009-02-04 2010-08-19 Sumitomo Metal Mining Co Ltd 硫酸酸性水溶液からのニッケル回収方法
JP2011032151A (ja) * 2009-08-04 2011-02-17 Kee:Kk 炭酸リチウムの水酸化リチウムへの転換方法
JP2011031232A (ja) 2009-08-04 2011-02-17 Kee:Kk 水酸化リチウムの製造方法
JP2014162982A (ja) 2013-02-27 2014-09-08 Jx Nippon Mining & Metals Corp 金属混合溶液からの金属の分離回収方法
KR20160002578A (ko) * 2014-06-30 2016-01-08 재단법인 포항산업과학연구원 수산화리튬의 제조 방법
JP2019026916A (ja) 2017-08-02 2019-02-21 Ｊｘ金属株式会社 リチウムイオン二次電池スクラップからのリチウムの回収方法
JP2019026531A (ja) 2017-08-02 2019-02-21 Ｊｘ金属株式会社 リチウム化合物の溶解方法および、炭酸リチウムの製造方法
JP2019099901A (ja) * 2017-12-05 2019-06-24 ティーエムシー株式会社 リチウム含有水溶液からリチウムを回収する方法
JP2019178395A (ja) * 2018-03-30 2019-10-17 Ｊｘ金属株式会社 リチウムイオン電池スクラップからのリチウムの回収方法
JP2019530795A (ja) * 2016-10-31 2019-10-24 湖南金源新材料股▲ふん▼有限公司 電池廃棄物による硫酸ニッケル、硫酸マンガン、硫酸リチウム、硫酸コバルト及び四酸化三コバルトの製造方法
JP2020164969A (ja) * 2019-03-29 2020-10-08 Ｊｘ金属株式会社 リチウム濃縮方法及び、水酸化リチウムの製造方法

Family Cites Families (5)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN107128954B (zh) * 2017-03-01 2018-10-16 衢州永东化工有限公司 一种生产电池级氢氧化锂的方法
CN107285345A (zh) * 2017-07-17 2017-10-24 中国恩菲工程技术有限公司 制备单水氢氧化锂的系统
KR102354730B1 (ko) * 2017-08-02 2022-02-09 제이엑스금속주식회사 리튬 화합물의 용해 방법 및, 탄산리튬의 제조 방법, 그리고, 리튬 이온 이차 전지 스크랩으로부터의 리튬의 회수 방법
CN108658099A (zh) * 2018-05-24 2018-10-16 白银中天化工有限责任公司 一种电池级单水氢氧化锂提纯工艺
JP7115123B2 (ja) * 2018-08-02 2022-08-09 住友金属鉱山株式会社 リチウムの精製方法

Patent Citations (14)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
JP2009270188A (ja) 2008-05-07 2009-11-19 Kee:Kk 高純度水酸化リチウムの製造方法
JP2009046390A (ja) * 2008-10-24 2009-03-05 Nippon Chem Ind Co Ltd 高純度炭酸リチウムの製造方法
JP2010180439A (ja) 2009-02-04 2010-08-19 Sumitomo Metal Mining Co Ltd 硫酸酸性水溶液からのニッケル回収方法
US20110135547A1 (en) 2009-02-04 2011-06-09 Sumitomo Metal Mining Co., Ltd. Method for recovering nickel from sulfuric acid aqueous solution
JP2011032151A (ja) * 2009-08-04 2011-02-17 Kee:Kk 炭酸リチウムの水酸化リチウムへの転換方法
JP2011031232A (ja) 2009-08-04 2011-02-17 Kee:Kk 水酸化リチウムの製造方法
JP2014162982A (ja) 2013-02-27 2014-09-08 Jx Nippon Mining & Metals Corp 金属混合溶液からの金属の分離回収方法
KR20160002578A (ko) * 2014-06-30 2016-01-08 재단법인 포항산업과학연구원 수산화리튬의 제조 방법
JP2019530795A (ja) * 2016-10-31 2019-10-24 湖南金源新材料股▲ふん▼有限公司 電池廃棄物による硫酸ニッケル、硫酸マンガン、硫酸リチウム、硫酸コバルト及び四酸化三コバルトの製造方法
JP2019026916A (ja) 2017-08-02 2019-02-21 Ｊｘ金属株式会社 リチウムイオン二次電池スクラップからのリチウムの回収方法
JP2019026531A (ja) 2017-08-02 2019-02-21 Ｊｘ金属株式会社 リチウム化合物の溶解方法および、炭酸リチウムの製造方法
JP2019099901A (ja) * 2017-12-05 2019-06-24 ティーエムシー株式会社 リチウム含有水溶液からリチウムを回収する方法
JP2019178395A (ja) * 2018-03-30 2019-10-17 Ｊｘ金属株式会社 リチウムイオン電池スクラップからのリチウムの回収方法
JP2020164969A (ja) * 2019-03-29 2020-10-08 Ｊｘ金属株式会社 リチウム濃縮方法及び、水酸化リチウムの製造方法

Non-Patent Citations (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Title
See also references of EP4140952A4

Cited By (8)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
JP7100211B1 (ja) 2022-01-05 2022-07-12 Ｊｘ金属株式会社 リチウムイオン電池廃棄物の金属回収方法
JP7100217B1 (ja) 2022-01-05 2022-07-12 Ｊｘ金属株式会社 リチウムイオン電池廃棄物の金属回収方法
WO2023132297A1 (en) * 2022-01-05 2023-07-13 Jx Nippon Mining & Metals Corporation Method for recovering metals from lithium ion battery waste
JP2023100237A (ja) * 2022-01-05 2023-07-18 Ｊｘ金属株式会社 リチウムイオン電池廃棄物の金属回収方法
JP2023100197A (ja) * 2022-01-05 2023-07-18 Ｊｘ金属株式会社 リチウムイオン電池廃棄物の金属回収方法
EP4335821A3 (en) * 2022-01-05 2024-06-26 JX Metals Corporation Method for recovering metals from lithium ion battery waste
EP4339158A3 (en) * 2022-01-05 2024-07-03 JX Metals Corporation Method for recovering metals from lithium ion battery waste
CN115286014A (zh) * 2022-08-15 2022-11-04 江苏昌吉利新能源科技有限公司 一种通过回收废锂基润滑脂制备高纯氢氧化锂的方法

Also Published As

Publication number Publication date
EP4140952A4 (en) 2024-05-15
CN115087621A (zh) 2022-09-20
KR102707582B1 (ko) 2024-09-20
KR20220132578A (ko) 2022-09-30
US20230132311A1 (en) 2023-04-27
CA3173751A1 (en) 2021-10-28
EP4140952A1 (en) 2023-03-01

Similar Documents

Publication Publication Date Title
WO2021215486A1 (ja) 水酸化リチウムの製造方法
JP2021172537A (ja) 水酸化リチウムの製造方法
US20230087180A1 (en) Preparation of lithium carbonate from lithium chloride containing brines
JP6714226B2 (ja) 電池廃棄物による硫酸ニッケル、硫酸マンガン、硫酸リチウム、硫酸コバルト及び四酸化三コバルトの製造方法
JP7303777B2 (ja) 水酸化リチウムの製造方法
CN112553647A (zh) 从卤水产生氢氧化锂单水合物的方法
US20210079496A1 (en) Method for the recovery of lithium
JP2019099901A (ja) リチウム含有水溶液からリチウムを回収する方法
AU2011376865A1 (en) Process for producing lithium carbonate from concentrated lithium brine
US20230019776A1 (en) Ion exchange system and method for conversion of aqueous lithium solution
JP7158332B2 (ja) リチウム濃縮方法及び、水酸化リチウムの製造方法
JP7558647B2 (ja) 水酸化リチウムの製造方法
JP6986997B2 (ja) 炭酸リチウムの製造方法及び、炭酸リチウム
EP2412675A1 (en) Process for isolating vanadium
TWI811993B (zh) 硫酸鈷之製造方法
CN113443639B (zh) 一种电子级氢氧化钾的制备工艺
WO2023054258A1 (ja) 水酸化リチウムの製造方法
JP2022191115A (ja) 硫酸コバルトの製造方法
KR102670694B1 (ko) 공정개선을 통한 탄산리튬으로부터 수산화리튬의 고효율 제조방법
JP7156491B1 (ja) 硫酸コバルトの製造方法
JP6989840B2 (ja) リン酸回収方法
WO2023074442A1 (ja) リチウム含有溶液の製造方法および水酸化リチウムの製造方法
JP2024535568A (ja) 金属回収方法
JP2022108703A (ja) 硫酸コバルトの製造方法
JP2023076987A (ja) 硫酸コバルトの製造方法

Legal Events

Date Code Title Description
121 Ep: the epo has been informed by wipo that ep was designated in this application

Ref document number: 21792875

Country of ref document: EP

Kind code of ref document: A1

ENP Entry into the national phase

Ref document number: 20227029210

Country of ref document: KR

Kind code of ref document: A

ENP Entry into the national phase

Ref document number: 3173751

Country of ref document: CA

NENP Non-entry into the national phase

Ref country code: DE

ENP Entry into the national phase

Ref document number: 2021792875

Country of ref document: EP

Effective date: 20221121