WO2022119262A1 - 폐 리튬이차전지 양극재로부터 리튬전구체의 회수방법 - Google Patents

폐 리튬이차전지 양극재로부터 리튬전구체의 회수방법 Download PDF

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박지연
윤정배
이승옥
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손성열
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Definitions

  • the present invention relates to a method for recovering a lithium precursor from a cathode material of a waste lithium secondary battery.
  • the lithium secondary battery market is expanding into various fields such as information technology (IT) device batteries, electric vehicles, and energy storage devices (ESS), and the demand is increasing day by day. As demand increases, the amount of waste lithium secondary batteries is also increasing day by day.
  • IT information technology
  • ESS energy storage devices
  • the cathode material accounts for more than 60% of the cost of lithium secondary batteries, and lithium cobalt oxide (LiCoO 2 ), which has excellent reversibility, low self-discharge rate, high capacity, and high energy density, and is easy to synthesize, is used. .
  • the waste cathode material is extracted with strong acids such as hydrochloric acid, sulfuric acid and nitric acid, and then neutralized with an alkali to precipitate cobalt, nickel, etc. as hydroxide and recover it
  • strong acids such as hydrochloric acid, sulfuric acid and nitric acid
  • an alkali to precipitate cobalt, nickel, etc. as hydroxide and recover it
  • a process of dissolving a cathode material with sulfuric acid or nitric acid in the presence of hydrogen peroxide and hydrogen peroxide and then separating and recovering the metal by a neutralization precipitation method has been generally used.
  • a strong acid in the extraction process serious environmental pollution due to evaporation into the atmosphere and, in particular, problems such as corrosion of equipment by acid are very serious.
  • An object of the present invention is to provide a method for recovering lithium hydroxide in high yield at a low temperature from a waste lithium secondary battery cathode material.
  • the present invention is a first invention.
  • c) provides a method for recovering a lithium precursor comprising the step of separating the lithium precursor by washing the second mixture with water.
  • the firing temperature may be 450 °C to 600 °C.
  • step b) may be performed in an inert gas atmosphere.
  • the water washing may be performed at 20 °C to 90 °C.
  • an aqueous solution of lithium hydroxide may be generated through the water washing treatment.
  • step c) may further include crystallizing lithium hydroxide.
  • 5 to 50 parts by weight of the urea may be mixed with respect to 100 parts by weight of the cathode material.
  • the cathode material may be represented by the following formula (1).
  • M is selected from the group consisting of Mn, Na, Mg, Ca, Ti, V, Cr, Cu, Zn, Ge, Sr, Ag, Ba, Zr, Nb, Mo, Al, Ga, and B; , 0 ⁇ x ⁇ 1.1, 2 ⁇ y ⁇ 2.02, 0.5 ⁇ a ⁇ 1, 0 ⁇ b ⁇ 0.5).
  • the recovery rate of lithium hydroxide from the cathode material of the waste lithium secondary battery may be 50% or more.
  • the lithium precursor recovery method from the cathode material of a waste lithium secondary battery according to the present invention has an advantage in that lithium hydroxide can be recovered in high yield even at a low temperature of 600° C. or less by using urea as a reducing agent.
  • lithium hydroxide can be efficiently recovered without using a strong acid such as sulfuric acid.
  • FIG. 1 is a flowchart illustrating a method for recovering a lithium precursor according to an embodiment of the present invention.
  • the term “precursor” is used to comprehensively refer to a compound including a specific metal to provide a specific metal included in the electrode active material.
  • nickel which can increase the capacity of a lithium secondary battery
  • lithium hydroxide which can be easily synthesized
  • lithium hydroxide which has a lower melting point than lithium carbonate, is synthesized with nickel to increase the nickel content, it is easy to synthesize a “high nickel” cathode material, so lithium hydroxide is a major raw material for high-capacity lithium secondary batteries.
  • the present invention provides a method of recovering a lithium precursor including lithium hydroxide from a waste lithium secondary battery cathode material in line with the trend of the high-capacity lithium secondary battery market.
  • the recovery method comprises the steps of: a) mixing a waste lithium secondary battery cathode material with urea to prepare a first mixture; b) calcining the first mixture to prepare a second mixture containing lithium hydroxide; and c) separating the lithium precursor by washing the second mixture with water;
  • Step a) is a step of mixing a waste lithium secondary battery cathode material and a solid reducing agent urea, and may further include obtaining a cathode material from a waste lithium secondary battery before step a).
  • the waste lithium secondary battery may include a positive electrode, a negative electrode, and a separator interposed between the positive electrode and the negative electrode, and the positive and negative electrodes may include a positive electrode or negative electrode active material layer coated on a positive electrode or negative electrode current collector, respectively.
  • the waste lithium secondary battery is a lithium secondary battery that cannot be reused (charged/discharged), for example, a lithium secondary battery whose charge/discharge performance has significantly decreased due to long-term use or a lithium secondary battery destroyed by physical shock or chemical reaction.
  • the waste cathode may include a cathode current collector and a cathode active material layer, and the cathode active material layer may include a cathode active material, a conductive material, and a binder.
  • the conductive material may include a carbon-based material such as graphite, carbon black, graphene, carbon nanotubes, and the like
  • the binder is a vinylidene fluoride-hexafluoropropylene copolymer (PVDF-co-HFP), It may include polyvinylidenefluoride (PVDF), polyacrylonitrile, and polymethylmethacrylate.
  • the recovered waste anode may be subjected to heat treatment in an oxidizing atmosphere of 100 to 500 °C, preferably 350 to 450 °C. Accordingly, substantially all of the conductive material and the binder included in the positive electrode active material layer may be removed, and 95 wt% or more may be removed without limitation.
  • the waste positive electrode that has been subjected to the heat treatment may be manufactured in a powder form by desorbing the positive electrode current collector through a pulverization treatment. Specifically, after pulverizing the waste cathode, a cathode material can be obtained by using 5 to 100 ⁇ m mesh screening. In this case, the grinding may be performed using a ball mill, but is not limited thereto.
  • a positive electrode current collector component is substantially removed, and a positive electrode material in which 90 wt% or more of carbon-based components derived from the conductive material and the binder are removed may be obtained.
  • the cathode material may be exemplarily represented by the following formula (1).
  • M is selected from the group consisting of Mn, Na, Mg, Ca, Ti, V, Cr, Cu, Zn, Ge, Sr, Ag, Ba, Zr, Nb, Mo, Al, Ga, and B; , 0 ⁇ x ⁇ 1.1, 2 ⁇ y ⁇ 2.02, 0.5 ⁇ a ⁇ 1, 0 ⁇ b ⁇ 0.5).
  • the first mixture may be prepared by mixing 5 to 50 parts by weight, preferably 7 to 30 parts by weight, and more preferably 10 to 25 parts by weight of the urea with respect to 100 parts by weight of the cathode material.
  • the mixing may be dry mixing rather than mixing according to the addition of a liquid material such as a solvent, and may be performed in a fluidized bed reactor. Specifically, the mixing process may be performed at 15 to 90 °C, preferably at 25 to 50 °C for 1 to 3 hours.
  • the cathode material is sufficiently reduced to increase the conversion rate to lithium hydroxide, and lithium hydroxide can be recovered in a high yield after step c).
  • Step b) is a step of preparing a second mixture by calcining the first mixture prepared in step a), 450 to 600 °C, preferably 470 to 600 °C, more preferably 500 to 550 °C 1 to It can be carried out for 4 hours, preferably 2 to 3 hours.
  • the sintering process may be performed in an inert gas atmosphere, and as a non-limiting example, the inert gas may include argon or nitrogen.
  • the inert gas atmosphere may be replaced by a method of purging the above-described inert gas inside the reactor.
  • the recovery refers to the recovery rate of lithium hydroxide from the cathode material of the spent lithium secondary battery, and specifically, the total content of lithium in the cathode material before recovery is analyzed as a standard of 100%, and the lithium content in the recovered lithium hydroxide is analyzed and hydroxide
  • the lithium recovery rate may be a calculated value.
  • the second mixture prepared in step b) may include a mixture containing lithium hydroxide (LiOH) and a transition metal.
  • the transition metal-containing mixture may include a transition metal and a transition metal-containing oxide, and the transition metal may include nickel, cobalt, manganese, and the like.
  • the transition metal of the transition metal-containing mixture may be formed by separating the transition metal component in the process in which the lithium composite oxide, which is the cathode material, is converted into lithium hydroxide through the sintering process of step b).
  • Step c) is a step of water washing the second mixture prepared in step b), and may be performed at 20 to 90°C, preferably 20 to 60°C. Specifically, it may be carried out using distilled water, pure water, or soft water as the washing liquid for the water washing treatment.
  • the second mixture and the washing solution may be mixed at a solid-liquid ratio of 10 g/L to 500 g/L.
  • the water washing process may be repeated 1 to 3 times, and the process time for one washing process may be 30 minutes to 2 hours.
  • an aqueous solution containing lithium hydroxide may be separated from the second mixture.
  • the transition metal-containing mixture among the second mixture may be precipitated in the aqueous solution, and a lithium precursor including high-purity lithium hydroxide may be obtained through filtration.
  • the precipitation-separated transition metal-containing mixture may be treated with an acid solution to form a precursor in the form of each transition metal salt.
  • an acid solution for example, by using sulfuric acid as the acid solution, NiSO 4 , MnSO 4 and CoSO 4 which are transition metal precursors may be recovered, respectively.
  • Step c) may further include crystallizing lithium hydroxide in the separated aqueous solution.
  • crystalline lithium hydroxide can be obtained through the process of concentrating the aqueous solution.
  • the concentration method can be selected without limitation as long as it can be used as a concentration method for obtaining a crystalline form in an aqueous solution, such as reduced pressure concentration, freeze concentration, evaporation concentration, heating concentration, precipitation concentration, reverse osmosis concentration, etc.
  • FIG. 1 is a view showing a flow chart for recovering a lithium precursor from a waste lithium secondary battery according to an embodiment of the present invention.
  • Step 1 Preparation of a cathode material for a waste lithium secondary battery
  • the positive electrode includes a positive electrode active material layer including LiNi 0.8 Co 0.1 Mn 0.1 O 2 positive electrode active material, a Denka black conductive material, and a PVDF binder in a weight ratio of 92:5:3.
  • Step 2 Recovering a lithium precursor from a waste lithium secondary battery cathode material
  • step 2 of Example 1 the calcination temperature was performed at the temperature shown in Table 1 below instead of 450°C.
  • step 2 of Example 1 solid carbon (carbon black, Denka) was used instead of urea, and the same procedure was performed except that the calcination temperature was performed at the temperature shown in Table 1 below.
  • Example 1 Element 450 51 0 10.5 0 51
  • Example 2 Element 480 75 0 15.7 0 75
  • Example 3 Element 500 83 0 19.8 0 83
  • Example 4 Element 530 89 0 22.3 0 89
  • Example 5 Element 550 91 0 23.6 0 91
  • Example 6 Element 600 92 1.0 24.2 0 88
  • Example 7 Element 400 10 0 0 0 0 0 0 Comparative Example 1 solid carbon 450 6 0 0 0 0 0 Comparative Example 2 solid carbon 840 54 1.1 0 10.2 49
  • the lithium conversion rate means the ratio of the lithium content in the aqueous solution obtained in the washing process to the total content of lithium in the positive electrode material before the reaction, and the content (wt%) of lithium carbonate, lithium hydroxide and lithium oxide is, in step 2 It is the content based on the total weight of the obtained preliminary precursor mixture, and the recovery rate of lithium hydroxide means the lithium content in the recovered lithium hydroxide compared to the total amount of lithium in the positive electrode material before recovery.
  • Examples 1 to 6 using the reducing agent showed a higher recovery rate of lithium hydroxide than Comparative Examples 1 to 2 using the solid carbon reducing agent.
  • the content of lithium hydroxide showed a tendency to increase as the calcination temperature increased.
  • the calcination temperature is less than 450°C (Example 7)
  • the content of lithium hydroxide is decreased, so it can be seen that the preferred calcination temperature is 450 to 600°C.
  • Comparative Example 1 using solid carbon as a reducing agent the calcination process was performed under the same conditions as in Example 1, but the contents of lithium hydroxide and lithium carbonate in the recovered product were 0. That is, when solid carbon is used as a reducing agent, it can be seen that at a temperature of 450° C., lithium hydroxide is not produced at all, and the lithium conversion rate is also very low at 6%.

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Abstract

본 발명은 a) 폐 리튬이차전지 양극재를 요소 (Urea)와 혼합하여 제1혼합물을 제조하는 단계; b) 상기 제1혼합물을 소성하여 제2혼합물을 제조하는 단계; 및 c) 상기 제2혼합물을 수세처리하여 수산화리튬을 수득하는 단계;를 포함하는 리튬전구체의 회수방법을 제공한다.

Description

폐 리튬이차전지 양극재로부터 리튬전구체의 회수방법
본 발명은 폐 리튬이차전지 양극재로부터 리튬전구체의 회수방법에 관한 것이다.
리튬이차전지 시장은 정보기술 (Information Technology, IT) 기기용 전지, 전기자동차, 에너지 저장 장치 (ESS) 등 다양한 분야로 확대되면서 수요가 나날이 증가하고 있는 추세이다. 수요가 증가함에 따라 폐 리튬이차전지의 양 또한 나날이 증가하고 있다.
리튬이차전지 원가의 60% 이상을 양극재가 차지하는데, 이러한 양극으로는 가역성이 우수하고, 낮은 자가방전율, 고용량, 고에너지 밀도를 가지고, 합성에 용이한 리튬코발트 산화물 (LiCoO2)을 사용하고 있다. 또한 고가인 코발트의 사용량을 줄이기 위해 Ni, Mn 등이 함께 포함된 리튬니켈코발트망간 산화물 (Li(Ni, Co, Mn)O2) 및 리튬망간 산화물 (LiMnO2), 리튬철인 산화물 (LiFePO4)과 같은 복합 산화물 형태로 사용되고 있다. 상기와 같은 양극재에는 약 5~7%의 리튬이 함유되어 있어, 폐 리튬이차전지 양극재로부터 리튬화합물을 회수하는 방법에 많은 관심이 주목되고 있다.
종래의 폐 리튬이차전지 양극재를 이용하여 리튬을 재활용하는 기술로는, 폐 양극재를 염산, 황산 및 질산 등의 강산으로 추출한 다음 알칼리로 중화시켜 코발트, 니켈 등을 수산화물로 침전시켜 회수하는 공정과, 과산화수소 존재 하에서 황산 또는 질산으로 양극재를 용해시킨 다음 중화 침전법으로 금속을 분리 회수하는 공정이 일반적으로 사용되어 왔다. 그러나 상기 추출 공정 시에 강산을 사용해야 하기 때문에 대기 중으로의 증발에 의한 심각한 환경오염과, 특히 산에 의한 설비 부식 등의 문제가 매우 심각하다.
상기 문제를 해결하기 위하여 폐 양극재와 탄소분말을 단순히 혼합하여 산화분위기 또는 환원분위기 하에서 열처리하여 리튬 및 코발트, 니켈 등을 회수하는 방법이 소개되었으나, 600℃ 이상의 고온 열처리에 따른 비용문제 및 강산을 이용한 회수방법에 비해 침출효율이 떨어져 결과적으로 리튬 회수율이 낮은 문제가 있다.
본 발명의 목적은 폐 리튬이차전지 양극재로부터 낮은 온도에서 수산화리튬을 높은 수득률로 회수하는 방법을 제공하고자 한다.
본 발명은,
a) 폐 리튬이차전지 양극재를 요소 (Urea)와 혼합하여 제1혼합물을 제조하는 단계;
b) 상기 제1혼합물을 소성하여 수산화리튬을 포함하는 제2혼합물을 제조하는 단계; 및
c) 상기 제2혼합물을 수세처리하여 리튬전구체를 분리하는 단계를 포함하는 리튬전구체의 회수방법을 제공한다.
일 양태에 따르면, 상기 소성온도는 450℃ 내지 600℃일 수 있다.
일 양태에 따르면, 상기 b) 단계는 불활성 기체 분위기에서 수행될 수 있다.
일 양태에 따르면, 상기 수세는 20℃내지 90℃에서 수행될 수 있다.
일 양태에 따르면, 상기 수세 처리를 통해 수산화리튬 수용액이 생성될 수 있다.
일 양태에 따르면, 상기 c) 단계는 수산화리튬을 결정화하는 단계를 더 포함할 수 있다.
일 양태에 따르면, 상기 양극재 100 중량부에 대하여, 상기 요소 5 내지 50 중량부를 혼합할 수 있다.
일 양태에 따르면, 상기 양극재는 하기 화학식 1로 표시될 수 있다.
[화학식 1]
LixNiaCobM(1-a-b)Oy
(화학식 1중, M은 Mn, Na, Mg, Ca, Ti, V, Cr, Cu, Zn, Ge, Sr, Ag, Ba, Zr, Nb, Mo, Al, Ga 및 B로 이루어진 군에서 선택되고, 0<x≤1.1, 2≤y≤2.02, 0.5≤a≤1, 0≤b≤0.5임).
일 양태에 따르면, 상기 폐 리튬이차전지 양극재로부터의 수산화리튬 회수율은 50% 이상일 수 있다.
본 발명에 따른 폐 리튬이차전지 양극재로부터의 리튬전구체 회수방법은 요소를 환원제로 사용하여, 600℃ 이하의 낮은 온도에서도 높은 수율로 수산화리튬을 회수할 수 있는 장점이 있다.
또한, 황산 등과 같은 강산을 사용하지 않고서도 효율적으로 수산화리튬을 회수할 수 있다.
도 1은 본 발명의 일 실시예에 따른 리튬전구체 회수방법을 설명하기 위한 흐름도이다.
본 발명의 이점 및 특징, 그리고 그것들을 달성하는 방법은 첨부되는 도면과 함께 상세하게 후술되어 있는 실시예들을 참조하면 명확해질 것이다. 그러나 본 발명은 이하에서 개시되는 실시예들에 한정되는 것이 아니라 서로 다른 다양한 형태로 구현될 것이며, 단지 본 실시예들은 본 발명의 개시가 완전하도록 하며, 본 발명이 속하는 기술분야에서 통상의 지식을 가진 자에게 발명의 범주를 완전하게 알려주기 위해 제공되는 것이며, 본 발명은 청구항의 범주에 의해 정의될 뿐이다. 아래 첨부된 도면을 참조하여 본 발명의 실시를 위한 구체적인 내용을 상세히 설명한다. 도면에 관계없이 동일한 부재번호는 동일한 구성요소를 지칭하며, "및/또는"은 언급된 아이템들의 각각 및 하나 이상의 모든 조합을 포함한다.
다른 정의가 없다면 본 명세서에서 사용되는 모든 용어(기술 및 과학적 용어를 포함)는 본 발명이 속하는 기술분야에서 통상의 지식을 가진 자에게 공통적으로 이해될 수 있는 의미로 사용될 수 있을 것이다. 명세서 전체에서 어떤 부분이 어떤 구성요소를 "포함"한다고 할 때, 이는 특별히 반대되는 기재가 없는 한 다른 구성요소를 제외하는 것이 아니라 다른 구성요소를 더 포함할 수 있는 것을 의미한다. 또한 단수형은 문구에서 특별히 언급하지 않는 한 복수형도 포함한다.
본 명세서에서 층, 막, 영역, 판 등의 부분이 다른 부분 “위에” 또는 “상에” 있다고 할 때, 이는 다른 부분 “바로 위에” 있는 경우뿐 아니라 그 중간에 또 다른 부분이 있는 경우도 포함한다.
본 명세서에 사용되는 용어 "전구체"는 전극 활물질에 포함되는 특정 금속을 제공하기 위해 상기 특정 금속을 포함하는 화합물을 포괄적으로 지칭하는 것으로 사용된다.
종래에는 노트북, 스마트폰 등 IT 기기용 배터리가 리튬이차전지 시장을 주도하였으나, 최근에는 전기자동차 시장의 급성장에 따라 고용량 리튬이차전지가 시장을 주도하고 있는 추세이다. 이러한 고용량 리튬이차전지 시장의 급성장 추세에 맞춰, 리튬이차전지의 용량을 높일 수 있는 니켈과 합성이 용이한 수산화리튬이 주 원료로 사용되고 있다. 구체적으로, 니켈은 높은 온도에서 리튬과 합성이 잘 이루어지지 않는 특성을 가진다. 이에, 탄산리튬보다 녹는점이 낮은 수산화리튬을 니켈과 합성하여 니켈 함량을 높인 “하이 니켈” 양극재의 합성이 용이하므로, 수산화리튬을 고용량 리튬이차전지의 주요 원료로 사용하는 추세이다.
본 발명은 상기 고용량 리튬이차전지 시장의 추세에 맞춰, 폐 리튬이차전지 양극재로부터 수산화리튬을 포함하는 리튬전구체의 회수하는 방법을 제공한다. 구체적으로, 상기 회수방법은 a) 폐 리튬이차전지 양극재를 요소 (Urea)와 혼합하여 제1혼합물을 제조하는 단계; b) 상기 제1혼합물을 소성하여 수산화리튬을 포함하는 제2혼합물을 제조하는 단계; 및 c) 상기 제2혼합물을 수세처리하여 리튬전구체를 분리하는 단계;를 포함하여 낮은 온도에서 높은 수율로 수산화리튬을 회수할 수 있는 장점이 있다
상기 a) 단계는 폐 리튬이차전지 양극재 및 고체환원제인 요소를 혼합하는 단계로, 상기 a) 단계 전에 폐 리튬이차전지로부터 양극재를 수득하는 단계를 더 포함할 수 있다.
상기 폐 리튬이차전지는 양극, 음극 및 상기 양극과 음극 사이에 개재된 분리막을 포함하며, 상기 양극 및 음극은 양극 또는 음극 집전체 상에 코팅된 양극 또는 음극 활물질층을 각각 포함할 수 있다. 이때, 상기 폐 리튬이차전지는 재사용 (충방전)이 불가능한 리튬이차전지, 예를 들면 장시간 사용에 따라 충방전 성능이 현저히 저하된 리튬이차전지 또는 물리적 충격이나 화학반응에 의해 파괴된 리튬이차전지를 포함할 수 있다.
상기 폐 리튬이차전지로부터 양극을 분리하여 폐양극을 회수하여 리튬 또는 리튬 유도체를 회수할 수 있다. 상기 폐양극은 양극 집전체 및 양극 활물질층을 포함하며, 상기 양극 활물질층은 양극 활물질, 도전재 및 바인더를 포함할 수 있다. 구체적으로, 상기 도전재는 흑연, 카본 블랙, 그래핀, 탄소 나노 튜브 등과 같은 탄소계열 물질을 포함할 수 있으며, 상기 바인더는 비닐리덴플루오라이드-헥사플루오로프로필렌 코폴리머 (PVDF-co-HFP), 폴리비닐리덴플루오라이드 (polyvinylidenefluoride, PVDF), 폴리아크릴로니트릴 (polyacrylonitrile), 폴리메틸메타크릴레이트 (polymethylmethacrylate)를 포함할 수 있다.
상기 회수된 폐양극은 100 내지 500℃, 바람직하게는 350 내지 450℃의 산화분위기에서 열처리를 수행할 수 있다. 이에 따라, 상기 양극 활물질층에 포함된 도전재 및 바인더를 실질적으로 모두 제거할 수 있으며, 비한정적으로 95중량% 이상 제거할 수 있다.
상기 열처리를 수행한 폐양극은 분쇄처리를 통해, 양극 집전체를 탈착시키고, 분말형태로 제조될 수 있다. 구체적으로, 폐양극을 분쇄한 후, 5 내지 100 ㎛ 메쉬 스크리닝 (mesh screening)을 이용하여 양극재를 얻을 수 있다. 이때 상기 분쇄는 볼밀 (ball mill)을 이용할 수 있으나, 이에 제한되는 것은 아니다.
상술한 과정을 통해 실질적으로 양극 집전체 성분이 제거되고, 상기 도전재 및 바인더로부터 유래된 탄소계 성분들이 90중량% 이상 제거된 양극재를 얻을 수 있다.
상기 양극재는 예시적으로 하기 화학식 1로 표시될 수 있다.
[화학식 1]
LixNiaCobM(1-a-b)Oy
(화학식 1중, M은 Mn, Na, Mg, Ca, Ti, V, Cr, Cu, Zn, Ge, Sr, Ag, Ba, Zr, Nb, Mo, Al, Ga 및 B로 이루어진 군에서 선택되고, 0<x≤1.1, 2≤y≤2.02, 0.5≤a≤1, 0≤b≤0.5임).
상기 a) 단계는 상기 양극재 100 중량부에 대하여, 상기 요소 5 내지 50 중량부, 바람직하게는 7 내지 30 중량부, 더욱 바람직하게는 10 내지 25 중량부를 혼합하여 제1혼합물을 제조할 수 있다. 이때, 상기 혼합은 용매 등의 액상물질 첨가에 따른 혼합이 아닌, 건식 혼합일 수 있으며, 유동층 반응기내에서 수행할 수 있다. 구체적으로, 상기 혼합과정은 15 내지 90 ℃, 바람직하게는 25 내지 50℃에서 1 내지 3시간 동안 수행할 수 있다. 상술한 조건에서 제조된 제1혼합물을 소성 및 수세 처리함에 따라, 양극재가 충분히 환원되어 수산화리튬으로의 전환율을 높여, 상기 c) 단계 후 높은 수율로 수산화리튬을 회수할 수 있다.
상기 b) 단계는 a) 단계에서 제조된 제1혼합물을 소성하여 제2혼합물을 제조하는 단계로, 450 내지 600℃, 바람직하게는 470 내지 600℃, 더욱 바람직하게는 500 내지 550℃에서 1 내지 4시간, 바람직하게는 2 내지 3시간 동안 수행할 수 있다. 이때, 상기 소성과정은 불활성 기체 분위기에서 수행될 수 있으며, 비한정적인 예로 상기 불활성 기체는 아르곤 또는 질소를 포함할 수 있다. 구체적으로, 반응기 내부에 상술한 불활성 기체를 퍼징 (purging)하는 방식을 통해 불활성 기체 분위기로 치환할 수 있다. 상기 조건에서의 소성과정을 거친 후, c) 단계를 수행하는 경우, 50% 이상의 회수율로 수산화리튬을 회수할 수 있다. 이때, 회수는 폐 리튬이차전지 양극재로부터의 수산화리튬 회수율을 지칭하며, 구체적으로 회수 전 양극재 내 리튬의 전체 함량을 분석하여 100% 기준으로 하고, 회수 된 수산화리튬 내의 리튬 함량을 분석하여 수산화리튬의 회수율을 계산한 값일 수 있다.
상기 b) 단계에서 제조된 제2혼합물은 수산화리튬 (LiOH) 및 전이금속 함유 혼합물을 포함할 수 있다. 상기 전이금속 함유 혼합물은 전이금속 및 전이금속 함유 산화물을 포함할 수 있으며, 상기 전이금속은 니켈, 코발트, 망간 등을 포함할 수 있다. 이때, 상기 전이금속 함유 혼합물의 전이금속은 상기 양극재인 리튬 복합 산화물이 상기 b) 단계의 소성과정을 통해 수산화리튬으로 전환되는 과정에서 상기 전이금속 성분이 분리되어 형성된 것일 수 있다.
상기 c) 단계는 b) 단계에서 제조된 제2혼합물을 수세 (water washing) 처리하는 단계로, 20 내지 90℃, 바람직하게는 20 내지 60℃에서 수행할 수 있다. 구체적으로, 상기 수세처리를 위한 수세액으로 증류수, 순수 또는 연수를 사용하여 수행할 수 있다. 이때, 상기 제2혼합물 및 수세액은 10g/L 내지 500 g/L의 고액비로 혼합할 수 있다. 상기 수세공정은 1회 내지 3회 반복될 수 있으며, 수세 공정 1회의 공정 시간은 30분 내지 2시간일 수 있다. 상기 조건에서, 상기 제2혼합물로부터 수산화리튬을 포함하는 수용액을 분리해낼 수 있다. 상기 제2혼합물 중 전이금속 함유 혼합물은 상기 수용액에 침전될 수 있어, 여과처리를 통해, 고순도의 수산화리튬을 포함하는 리튬 전구체를 얻을 수 있다.
한편, 상기 침전 분리된 전이금속 함유 혼합물은 산 용액으로 처리하여 각 전이금속 염 형태의 전구체를 형성할 수 있다. 비한정적인 예로, 상기 산 용액으로 황산을 사용하여, 전이금속 전구체인 NiSO4, MnSO4 및 CoSO4를 각각 회수할 수 있다.
상기 c) 단계는 상기 분리된 수용액 내 수산화리튬을 결정화하는 단계를 더 포함할 수 있다. 구체적으로, 상기 수용액을 농축하는 과정을 통해 결정형의 수산화리튬을 얻을 수 있다. 상기 농축 방법은 감압농축, 동결농축, 증발농축, 가열농축, 침전농축, 역삼투 농축 등 수용액 상에서 결정형을 얻는 농축방법으로 사용될 수 있는 것이라면 제한 없이 선택하여 사용할 수 있다.
도 1은 본 발명의 일 실시예에 따라 폐 리튬이차전지로부터 리튬전구체를 회수하는 흐름도를 나타내는 도면이다. 도 1에 도시된 바와 같이, 폐 리튬이차전지 양극재를 준비하는 단계 (S10), 상기 양극재를 요소 환원제와 혼합하는 단계 (S20), 상기 혼합된 양극재 및 요소를 소성하는 단계 (S30), 상기 소성된 생성물을 수세하는 단계 (S40), 상기 수세처리된 수득물을 결정화하는 단계 (S50)를 거쳐 폐 리튬이차전지 양극재로부터 수산화리튬을 수득할 수 있다. 상기 과정을 통해 50% 이상, 바람직하게 70% 내지 90%의 회수율로 수산화리튬을 회수할 수 있다.
이하 본 발명을 실시예를 통해 상세히 설명하나, 이들은 본 발명을 보다 상세하게 설명하기 위한 것으로, 본 발명의 권리범위가 하기의 실시예에 의해 한정되는 것은 아니다.
실시예
실시예 1
단계 1: 폐 리튬이차전지 양극재 준비
폐 리튬이차전지로부터 분리한 폐양극을 400℃에서 3시간 동안 열처리한 후, 밀링을 통해 분쇄한 후, 80 ㎛ 메쉬 사이즈 체로 걸러내어, 분말형태의 양극재를 수득하였다. 이때 상기 양극은 LiNi0.8Co0.1Mn0.1O2 양극 활물질, Denka black 도전재 및 PVDF 바인더를 92:5:3 중량비로 포함하는 양극 활물질층을 포함한다.
단계 2: 폐 리튬이차전지 양극재로부터 리튬전구체를 회수하는 단계
상기 단계 1에서 수득한 양극재 10g 및 요소 (Urea) 2 g을 건식 혼합한 후, 질소분위기 및 450℃ 조건에서 2시간 동안 소성하여 예비 전구체 혼합물을 얻었다. 다음, 상기 예비 전구체 혼합물을 회수하여 회수된 혼합물 중량에 대해 19배 중량의 증류수를 추가한 뒤, 증류수에 용해된 리튬의 농도를 분석하여 수득된 각 리튬화합물의 함량을 측정하여 하기 표1에 정리하였다.
평가예: 폐 리튬이차전지로부터 수산화리튬의 수득률 평가
(실시예 2 내지 7)
실시예 1의 단계 2에서 소성온도를 450℃ 대신 하기 표 1에 기재된 온도로 수행한 것을 제외하고는 동일하게 실시하였다.
(비교예 1 내지 2)
실시예 1의 단계 2에서 요소 대신 고체탄소 (카본 블랙, Denka)를 사용하고, 소성온도를 하기 표 1에 기재된 온도로 수행한 것을 제외하고는 동일하게 실시하였다.
수산화리튬 중량XRD (X-Ray Diffraction Spectroscopy) 분석
실시예 1 내지 7 및 비교예 1 내지 2에 의해 얻은 수득물에 대해 XRD 분석을 하였으며, XRD 결과를 기반으로 리트벨트 (Rietveld method)에 의한 결정구조 해석으로부터 물질의 함량을 구하여 하기 표 1에 정리하였다.
환원제 소성온도
(℃)		 리튬 전환율
(%)		 탄산리튬
(중량%)		 수산화리튬
(중량%)		 산화리튬
(중량%)		 수산화리튬
회수율(%)
실시예 1 요소 450 51 0 10.5 0 51
실시예 2 요소 480 75 0 15.7 0 75
실시예 3 요소 500 83 0 19.8 0 83
실시예 4 요소 530 89 0 22.3 0 89
실시예 5 요소 550 91 0 23.6 0 91
실시예 6 요소 600 92 1.0 24.2 0 88
실시예 7 요소 400 10 0 0 0 0
비교예 1 고체탄소 450 6 0 0 0 0
비교예 2 고체탄소 840 54 1.1 0 10.2 49
표 1에서 리튬 전환율은 반응 전 양극재 내 리튬의 전체 함량 대비 수세과정에서 얻어지는 수용액상의 리튬 함량 비율을 의미하며, 상기 탄산리튬, 수산화리튬 및 산화리튬의 함량 (중량%)은, 상기 단계 2에서 얻어진 예비 전구체 혼합물의 전체 중량에 대한 함량이며, 수산화리튬의 회수율은 회수 전 양극재 내 리튬의 전체 함량 대비 회수된 수산화리튬 내의 리튬 함량을 의미한다.
표 1에서 볼 수 있듯이, 환원제 요소를 사용한 실시예 1 내지 6이 고체탄소 환원제를 사용한 비교예 1 내지 2 대비 높은 수산화리튬 회수율을 나타냈다. 특히 소성온도가 450℃이상, 구체적으로 450 내지 600℃의 소성조건에서는 소성온도 증가에 따라 수산화리튬의 함량이 증가하는 추세를 보였으며, 모두 50% 이상의 높은 수산화리튬의 회수율을 나타낸 것을 확인할 수 있다. 한편, 소성온도가 450℃ 미만인 경우 (실시예 7) 수산화리튬의 함량이 감소된 결과를 보였으므로, 바람직한 소성온도는 450 내지 600℃임을 알 수 있다.
한편, 고체탄소를 환원제로 사용한 비교예 1인 경우, 실시예 1과 동일한 조건에서 소성과정을 수행하였으나, 회수된 수득물 중 수산화리튬 및 탄산리튬의 함량은 0으로 나타냈다. 즉, 고체탄소를 환원제로 사용하는 경우, 450℃ 온도에서는 수산화리튬이 전혀 생성되지 않으며, 리튬 전환율 또한 6%로 매우 낮은 것을 알 수 있다.
고체탄소를 환원제로 사용하며, 소성온도를 840℃로 수행한 비교예 2인 경우, 예비 전구체로 산화리튬을 수득하여 추가 공정을 통해 최종 49%의 회수율로 수산화리튬을 수득할 수 있었으나, 본 발명에 따른 실시예 대비 훨씬 높은 온도를 필요로 하는 것을 확인할 수 있다.

Claims (9)

  1. a) 폐 리튬이차전지 양극재를 요소 (Urea)와 혼합하여 제1혼합물을 제조하는 단계;
    b) 상기 제1혼합물을 소성하여 수산화리튬을 포함하는 제2혼합물을 제조하는 단계; 및
    c) 상기 제2혼합물을 수세처리하여 리튬전구체를 분리하는 단계;를 포함하는 리튬전구체의 회수방법.
  2. 제1항에 있어서,
    상기 소성온도는 450℃ 내지 600℃인 리튬전구체의 회수방법.
  3. 제1항에 있어서,
    상기 b) 단계는 불활성 기체 분위기에서 수행되는 리튬전구체의 회수방법.
  4. 제1항에 있어서,
    상기 수세 처리는 20℃내지 90℃에서 수행되는 리튬전구체의 회수방법.
  5. 제1항에 있어서,
    상기 수세 처리를 통해 수산화리튬 수용액이 생성되는 리튬전구체의 회수방법.
  6. 제1항에 있어서,
    상기 c) 단계는 수산화리튬을 결정화하는 단계를 더 포함하는 리튬전구체의 회수방법.
  7. 제1항에 있어서,
    상기 양극재 100 중량부에 대하여, 상기 요소 5 내지 50 중량부를 혼합하는 리튬전구체의 회수방법.
  8. 제1항에 있어서,
    상기 양극재는 하기 화학식 1로 표시되는 리튬전구체의 회수방법:
    [화학식 1]
    LixNiaCobM(1-a-b)Oy
    (화학식 1중, M은 Mn, Na, Mg, Ca, Ti, V, Cr, Cu, Zn, Ge, Sr, Ag, Ba, Zr, Nb, Mo, Al, Ga 및 B로 이루어진 군에서 선택되고, 0<x≤1.1, 2≤y≤2.02, 0.5≤a≤1, 0≤b≤0.5임).
  9. 제1항에 있어서,
    상기 폐 리튬이차전지 양극재로부터의 수산화리튬 회수율은 50% 이상인 리튬전구체의 회수방법.
PCT/KR2021/017806 2020-12-02 2021-11-30 폐 리튬이차전지 양극재로부터 리튬전구체의 회수방법 WO2022119262A1 (ko)

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