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WO2022019172A1 - 有価金属を回収する方法 - Google Patents

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WO2022019172A1
WO2022019172A1 PCT/JP2021/026190 JP2021026190W WO2022019172A1 WO 2022019172 A1 WO2022019172 A1 WO 2022019172A1 JP 2021026190 W JP2021026190 W JP 2021026190W WO 2022019172 A1 WO2022019172 A1 WO 2022019172A1
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WO
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raw material
furnace
alloy
slag
electrode
Prior art date
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Ceased
Application number
PCT/JP2021/026190
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English (en)
French (fr)
Inventor
和也 前場
雄 山下
俊彦 永倉
純一 高橋
亮 富樫
Current Assignee (The listed assignees may be inaccurate. Google has not performed a legal analysis and makes no representation or warranty as to the accuracy of the list.)
Sumitomo Metal Mining Co Ltd
Original Assignee
Sumitomo Metal Mining Co Ltd
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.)
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Publication date
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Priority to CA3185251A priority patent/CA3185251A1/en
Priority to KR1020227045250A priority patent/KR20230015444A/ko
Priority to JP2022537938A priority patent/JPWO2022019172A1/ja
Priority to CN202180048449.3A priority patent/CN115836139A/zh
Priority to US18/014,551 priority patent/US20230250508A1/en
Priority to EP21847060.7A priority patent/EP4186604A4/en
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    • Y02W30/50Reuse, recycling or recovery technologies
    • Y02W30/84Recycling of batteries or fuel cells

Definitions

  • the present invention relates to a method for recovering valuable metals.
  • lithium-ion batteries have become widespread as lightweight, high-output batteries.
  • a well-known lithium-ion battery has a structure in which a negative electrode material, a positive electrode material, a separator, and an electrolytic solution are enclosed in an outer can.
  • the outer can is made of a metal such as iron (Fe) or aluminum (Al).
  • the negative electrode material is made of a negative electrode active material (graphite or the like) fixed to a negative electrode current collector (copper foil or the like).
  • the positive electrode material is made of a positive electrode active material (lithium nickel oxide, lithium cobalt oxide, etc.) fixed to a positive electrode current collector (aluminum foil, etc.).
  • the separator is made of a polypropylene porous resin film or the like.
  • the electrolytic solution contains an electrolyte such as lithium hexafluorophosphate (LiPF 6).
  • lithium-ion batteries One of the main uses of lithium-ion batteries is hybrid vehicles and electric vehicles. Therefore, it is expected that a large amount of on-board lithium-ion batteries will be discarded in the future according to the life cycle of the automobile. There are also lithium-ion batteries that are discarded as defective products during manufacturing. It is required to reuse such used batteries and defective batteries generated during manufacturing (hereinafter, “waste lithium ion batteries”) as resources.
  • Patent Document 1 discloses such a pyrometallurgical process. Specifically, it is a method of recovering cobalt from a lithium ion battery containing aluminum and carbon, which is a step of preparing a bath furnace equipped with a means for injecting oxygen, and CaO and lithium ions as slag forming agents. The process of preparing the metallurgical charge raw material including the battery, the process of injecting oxygen and supplying the metallurgical charge raw material to the furnace, and the process of reducing at least a part of the cobalt and collecting it in the metal phase, and the hot water discharge. Discloses a method comprising a step of separating slag from a metal phase (claim 1 of Patent Document 1).
  • waste lithium-ion batteries contain various components, some of which have a high melting point. Therefore, in order to melt the waste lithium ion battery, it is necessary to treat it at a high temperature, for example, a temperature of 1400 ° C. or higher.
  • a waste lithium ion battery contains a large amount of impurities such as carbon (C), aluminum (Al), fluorine (F) and phosphorus (P).
  • impurities such as carbon (C), aluminum (Al), fluorine (F) and phosphorus (P).
  • carbon (C) functions as a reducing agent, and if it remains in excess, it hinders the oxidative removal of other impurities.
  • excess residual carbon hinders the separation of alloy (metal) and slag.
  • phosphorus (P) is relatively easy to reduce. Therefore, if the degree of redox is not strictly controlled, the recovery rate of valuable metals will decrease.
  • induction furnaces induction heating furnaces
  • indirect heating type induction furnaces have been used. ..
  • the induction furnace is a heating furnace that uses electromagnetic induction, and is composed of a coil and a crucible provided inside the coil.
  • an alternating current is passed through the coil, an alternating current is generated, and the alternating current generates an induced current in the pit or the processed material contained therein.
  • the crucible or the processed material is heated by the Joule heat of this induced current.
  • a double crucible in which an oxide-based crucible is installed inside the graphite crucible is used, and the waste lithium-ion battery is charged in the oxide-based crucible.
  • the graphite crucible When an electric current is passed through the coil, the graphite crucible is induced and heated, and the generated heat is transferred to the waste lithium-ion battery via the oxide crucible. Since the induction furnace uses an external heating method that utilizes induction heating, it is not necessary to provide a graphite electrode inside the crucible. Therefore, it is possible to suppress the contamination of carbon as much as possible. In addition, heating can be performed in a relatively closed atmosphere, and the degree of redox can be controlled by adjusting the atmosphere gas component and pressure.
  • the present inventors have conducted diligent studies in view of such circumstances. As a result, an electric furnace equipped with an electrode inside is used as a melting furnace, and the charged material (waste lithium ion battery, etc.) is melted by Joule heat or the heat generated by the arc itself, as compared with the case of using an induction furnace. It was found that the melting damage of the refractory can be significantly suppressed. It was also confirmed that even if a graphite electrode is used as the electrode, there is no problem if the degree of redox is controlled in consideration of the amount of inflow from the electrode. Then, it was found that valuable metals such as cobalt can be obtained with a high recovery rate, and at the same time, impurities such as phosphorus and manganese can be efficiently removed.
  • the present invention has been completed based on such findings, and when recovering valuable metals from a charge containing valuable metals such as waste lithium ion batteries in a pyrometallurgical process, the refractory material of the furnace is melted.
  • a method capable of efficiently removing impurity metals such as phosphorus (P) while suppressing loss, and recovering valuable metals such as copper (Cu), nickel (Ni) and cobalt (Co) with high efficiency With the goal.
  • the present invention includes the following aspects (1) to (9).
  • the expression "-" includes the numerical values at both ends thereof. That is, "X to Y” is synonymous with “X or more and Y or less”.
  • a method for recovering valuable metal which is the following steps; a step of preparing an charge containing at least the valuable metal as a raw material, and a step of heating and melting the raw material to form an alloy and slag. It has a step of separating the slag and recovering an alloy containing a valuable metal, and when the raw material is heated and melted, the raw material is charged into the furnace of an electric furnace having an electrode inside. Further, a method in which the electrode is energized and the raw material is melted by Joule heat or the heat generated by the arc itself, whereby the raw material is separated into a melted alloy and molten slag located above the alloy.
  • the electric furnace is a submerged arc furnace, and when the raw material is heated and melted, the raw material is melted by energizing the electrode while being immersed in the slag generated by the tip of the electrode (1). ).
  • the valuable metal is any one of (1) to (12), which comprises at least one metal or alloy selected from the group consisting of copper (Cu), nickel (Ni), cobalt (Co) and combinations thereof. The method described in Crab.
  • the present embodiment a specific embodiment of the present invention (hereinafter referred to as “the present embodiment”) will be described.
  • the present invention is not limited to the following embodiments, and various modifications can be made without changing the gist of the present invention.
  • the method for recovering the valuable metal is as follows: a step of preparing a charge containing at least the valuable metal as a raw material (preparation step) and a step of heating and melting the prepared raw material to form an alloy and slag. It has a step of separating the slag (slag separation step) and a step of separating the obtained slag to recover an alloy containing a valuable metal (slag separation step). Further, when the raw material is heated and melted, the raw material is charged into an electric furnace having an electrode inside. Further, the electrode is energized and the raw material is melted by Joule heat or the heat generated by the arc itself, whereby the raw material is separated into the molten alloy and the melted slag located above the alloy.
  • the method according to the present embodiment is a method of recovering the valuable metal from a container containing at least the valuable metal.
  • the valuable metal is to be recovered and is, for example, at least one metal or alloy selected from the group consisting of copper (Cu), nickel (Ni), cobalt (Co), and combinations thereof.
  • the method according to the present embodiment is mainly a recovery method by a pyrometallurgical process.
  • the composition is not limited to the dry smelting process alone, and may be composed of a dry smelting process and a wet smelting process. The details of each process will be described below.
  • the container is prepared and the raw material is obtained.
  • the container is to be processed for recovering valuable metals, and for example, at least one kind of valuable metal selected from the group consisting of copper (Cu), nickel (Ni), cobalt (Co) and combinations thereof. contains.
  • the charge may contain the components of these valuable metals in the form of a metal or alloy, or may contain in the form of a compound such as an oxide. Further, the container may contain an inorganic component or an organic component other than the components of these valuable metals.
  • the target is not limited. Examples include waste lithium ion batteries, electronic components including dielectric or magnetic materials, and electronic devices.
  • the form thereof is not particularly limited as long as it is suitable for the processing in the subsequent step.
  • the charged material may be subjected to a treatment such as crushing treatment to form a suitable form.
  • unnecessary components such as water and organic substances may be removed by subjecting the container to a treatment such as heat treatment or separation treatment.
  • the raw material is heated and melted (reduction melting) to separate the alloy (metal) and slag. Specifically, the raw material is heated and melted to form a melt.
  • This melt contains a molten alloy (fused gold) and a molten slag (fused slag). Since the molten slag and the fused gold have different specific densities, they are contained in the melt in a separated state.
  • the alloy mainly contains valuable metals. Therefore, the valuable metal and other components can be separated as an alloy and slag. This is because components with low added value (Al, etc.) have high oxygen affinity, whereas valuable metals have low oxygen affinity.
  • Al aluminum
  • Li lithium
  • C carbon
  • Mn manganese
  • P manganese
  • P iron
  • Co cobalt
  • Ni nickel
  • Cu copper
  • Al aluminum
  • Li> C> Mn> P> Fe> Co> Ni> Cu aluminum (Al) is most easily oxidized, and copper (Cu) is least easily oxidized.
  • low-value-added components Al, etc.
  • valuable metals for example, Cu, Ni, Co
  • an electric furnace having an electrode inside is used as a melting furnace, and the raw material is charged into the furnace of the electric furnace. Then, the electrode is energized and the raw material is melted by Joule heat or heat generation of the arc itself.
  • the melted raw material (melt) is separated into a fused gold and a fused slag. At this time, due to the difference in specific gravity, the molten metal is divided so as to be located at the lower part and the molten slag at the upper part.
  • the melting process for the raw material is performed by an internal heating method in which the raw material is heated by an electrode provided inside the electric furnace.
  • the molten metal (melted raw material) located near the electrode has the highest temperature. Therefore, the temperature of the furnace wall can be maintained lower than that of the molten material, and as a result, the melting damage of the refractory material of the furnace wall can be suppressed.
  • the conventional method using an induction furnace uses an external heating method in which the raw material is heated by heat transfer from the crucible, so it is necessary to keep the crucible at a higher temperature than the melt. , Crucible There is a problem that the refractory material is heavily melted.
  • the electric furnace may be a direct resistance heating furnace (electric resistance type melting furnace) that utilizes Joule heat (direct resistance heating).
  • the tip of the electrode is immersed in the surface of the molten slag and directly energized.
  • an electric current flows through the molten slag, the raw material generates heat, and the raw material is melted.
  • the electric furnace may be an arc furnace that heats an object to be heated (raw material) by heat generation (arc heating) of the arc itself.
  • the arc furnace includes a furnace that uses direct arc heating (direct arc furnace) and a furnace that uses indirect arc heating (indirect arc furnace).
  • direct arc furnace an arc is generated between the electrode and the object to be heated, and an electric current is passed through the object to be heated to heat the object.
  • an indirect arc furnace an arc is generated between a plurality of electrodes, no current is passed through the object to be heated, and the object to be heated is heated mainly by radiant heat.
  • the arc furnace may be either a direct arc furnace or an indirect arc furnace. Further, the arc furnace includes a direct current arc furnace (DC) and an AC arc furnace (AC arc furnace), but any of them may be used.
  • a DC arc furnace is a furnace that uses an arc generated based on a direct current
  • an AC arc furnace is a furnace that uses an arc generated based on an alternating current.
  • three electrodes corresponding to a three-phase alternating current are usually provided in the upper part of the furnace, and an alternating current is used to generate an arc between each electrode and an object to be heated.
  • An AC arc furnace using direct arc heating is also called a direct arc heating type three-phase furnace.
  • the arc furnace does not include a furnace using arc plasma heating (arc plasma furnace).
  • the arc plasma heating is a method in which plasma generated by an arc discharge is irradiated to an object to be heated by using a plasma torch or the like, and the object to be heated is heated by this plasma.
  • the arc is constrained during the plasma torch.
  • the heating of the object to be heated is performed by plasma, not by the heat generated by the arc itself.
  • ultra-high temperature plasma is generated, and the action of the high temperature plasma may shorten the refractory life of the furnace lid and upper furnace wall.
  • the heating method excludes arc plasma heating.
  • the electric furnace may be either a direct resistance heating furnace or an arc furnace, but it is preferable to arrange the electrodes so that the tips of the electrodes do not come into contact with the alloy (fused gold) located in the lower layer.
  • Slag mainly composed of oxides (melted slag) has a relatively high electrical resistance.
  • alloys mainly composed of metals (fused gold) have low electrical resistance.
  • the method for adjusting the position of the electrodes is not particularly limited. For example, a method of controlling the current value to be constant or a method of controlling the voltage to be constant can be mentioned.
  • a graphite electrode can be used as the electrode of the electric resistance type melting furnace.
  • the amount of carbon incorporated into the object to be heated is very small even in the case of internal heating using graphite electrodes. Therefore, it is possible to strictly control the degree of redox.
  • an electrode control device for adjusting the vertical position of the electrodes may be provided. As a result, even if the surface position of the raw material (or the melted melted material) fluctuates up and down during the operation of the furnace, the distance between the tip of the electrode and the surface of the object to be heated is kept constant by adjusting the vertical position of the electrode. It can be kept at a distance, and it becomes possible to generate an arc stably.
  • the electric resistance type melting furnace is preferably configured to include a furnace wall and a cooling means for cooling the furnace wall. Since the electric resistance type melting furnace utilizes internal heating having an electrode inside, it is possible to cool the furnace wall. Then, by providing the cooling means on the furnace wall, the temperature of the furnace wall can be lowered and a slag coating can be formed on the surface thereof. This coating has the effect of preventing further erosion of the furnace wall by slag. Therefore, it becomes possible to further suppress the melting damage of the refractory material for the furnace wall. On the other hand, in an induction furnace that uses external heating, the raw material is heated by heat transfer from the crucible, so that the crucible cannot be cooled, and therefore it is difficult to suppress the erosion of the crucible. ..
  • the cooling means is not particularly limited.
  • shower cooling is a method in which an iron skin is provided on the outer wall of the furnace and water is flowed from above to below the iron skin to cool the furnace.
  • jacket cooling is a method in which a water pipe is brought into contact with a refractory material located on the entire circumference of the furnace wall or at a location having a high heat load to cool the fire.
  • a submerged arc furnace can also be used in the melting process.
  • a submerged arc furnace is a type of arc furnace.
  • An arc furnace is a furnace that utilizes the heat generated by the arc itself, and can achieve local heating and rapid heating by utilizing ultra-high temperature and high energy density.
  • an electrode is provided by providing a gap above the object to be heated, and an arc is generated in this gap to heat the object to be heated, and in the indirect arc furnace, the object to be heated is heated.
  • An arc is generated between a plurality of electrodes to heat the object to be heated mainly by radiant heat.
  • a submerged arc furnace a plurality of electrodes are embedded (submerged) in an object to be heated, and Joule heat (electric resistance heat) is used together with heating by arc discharge.
  • Joule heat electric resistance heat
  • an arc discharge is generated between the tip of the electrode and the object to be heated, and this arc heats the object to be heated (slag).
  • a current flows between the electrodes (between the electrode and the object to be heated and the electrode) via the object to be heated, and the object to be heated (slag) generates heat due to Joule heat.
  • the submerged arc furnace has the feature that it can be heated efficiently with a small input power.
  • a direct arc furnace or an indirect arc furnace an arc discharge occurs above the object to be heated. Therefore, most of the generated heat is released into the atmosphere, resulting in large energy loss and uneconomical.
  • dust is likely to be generated from the object to be heated due to the impact of the arc, and it is necessary to provide a dust treatment means.
  • the electrodes are in close proximity to the furnace wall, the refractory on the furnace wall is susceptible to thermal damage, which may adversely affect the durability of the refractory.
  • the submerged arc furnace since the electrodes are covered with the object to be heated, the amount of heat released is small.
  • the amount of slag generated is about 3 times as large as the volume ratio with respect to the amount of alloy generated.
  • the lithium component contained in the waste lithium-ion battery becomes slag and has a large effect of eroding refractories at high temperatures, so it is important to suppress the erosion.
  • the direct arc heating furnace and the indirect arc heating furnace only the surface of the slag is locally heated by the arc discharge, so that it is necessary to increase the input power in order to melt the entire alloy.
  • FIG. 2 is a diagram schematically showing a cross section of a submerged arc furnace.
  • the submerged arc furnace 2 is composed of a furnace wall and a hearth 21 made of a refractory material, an electrode 22, and a source pipe (raw material input pipe) 23.
  • the raw material 5 is first charged from the throwing pipe 23.
  • the tip of the electrode 22 is immersed in the surface of the charged raw material 5, and the electrode 22 is energized.
  • the raw material 5 is melted by arc heating and Joule heat, and is separated into a layer of slag 6 and a layer of alloy 7.
  • continuous heating to the slag 6 becomes possible.
  • the alloy 7 located at the lower part of the slag 6 is heated by heat transfer from the slag 6.
  • the heating and melting of the raw material is performed more efficiently. That is, high-temperature gas is generated when the raw material is heated and melted, but by providing the covering layer made of the raw material on the upper surface of the slag, heat exchange occurs between the high-temperature gas and the raw material, so that the generated heat is used as the raw material. It can be effectively used for melting.
  • the immersion depth of the electrode when the raw material is heated and melted, it is preferable to adjust the immersion depth of the electrode according to the melting point of the alloy to be produced. For example, if the melting point of the alloy is very close to the melting point of slag, or if the melting point of the fungus is higher than the melting point of slag, it becomes difficult for the alloy to maintain the molten state. In such a case, the electrode should be immersed deep inside the slag. As a result, the Joule heat generated at the tip of the electrode is easily transferred to the alloy, so that the molten state of the alloy can be easily maintained. On the other hand, when the melting point of the alloy is lower than the melting point of the slag, the molten state of the alloy can be sufficiently maintained even if the immersion depth of the electrode is made shallow.
  • Graphite electrodes can be used as the electrodes of the submerged arc furnace. As described above, even in the case of internal heating using a graphite electrode, the amount of carbon incorporated into the object to be heated (raw material) is not so large, so that there is no problem in controlling the degree of redox. Further, by investigating the amount of carbon incorporated into the object to be heated in advance, the carbon incorporated from the electrode can be used as a reducing agent. Therefore, when the degree of reduction is adjusted by adding a reducing agent such as carbon, it is possible to reduce the amount of the reducing agent used. Further, if necessary, an electrode control device for adjusting the vertical position of the electrodes may be provided.
  • the distance between the tip of the electrode and the surface of the object to be heated is kept constant by adjusting the vertical position of the electrode. It can be kept at a distance and stable heating is possible.
  • the submerged arc furnace is preferably configured to include a furnace wall and cooling means for cooling the furnace wall. Since the submerged arc furnace utilizes internal heating having electrodes inside, it is possible to cool the furnace wall. Then, by providing the cooling means on the furnace wall, the temperature of the furnace wall can be lowered and a slag coating can be formed on the surface thereof. This coating has the effect of preventing further erosion of the furnace wall by slag. Therefore, it becomes possible to further suppress the melting damage of the refractory material for the furnace wall.
  • the refractory material constituting the furnace wall of the submerged arc furnace bricks or castables made of known oxide-based materials such as magnesia and alumina may be used.
  • the cooling means is not particularly limited. For example, shower cooling and jacket cooling can be mentioned.
  • a metal sheet may be laid on the surface of the raw material.
  • the raw material does not contain much alloy and has a relatively high electrical resistance.
  • most of the raw materials that have undergone the preheating step described later are oxides and have high electrical resistance. Therefore, heating based on Joule heat and arc heating may be difficult to occur. In such a case, the raw material can be efficiently heated by laying a metal sheet having a low electric resistance on the surface of the raw material and energizing the metal sheet.
  • the metal sheet generates heat by energization, the generated heat is transmitted, and the raw material is heated and melted.
  • the melting progresses to some extent, the melting slag is formed, so that the metal sheet becomes unnecessary.
  • the material of the metal sheet is not particularly limited as long as the electric resistance is low enough to cause heating based on Joule heat or arc heating.
  • a sheet made of aluminum and / or iron can be mentioned.
  • the thickness of the sheet is also not particularly limited. For example, one having a thickness of about 1.0 to 5.0 mm can be used. The used metal sheet is finally incorporated into the slag or alloy.
  • a reducing agent may be introduced (added) to the raw material.
  • the reducing agent it is preferable to use carbon and / or carbon monoxide.
  • Carbon has the ability to easily reduce valuable metals (eg Cu, Ni, Co) to be recovered.
  • 1 mol of carbon can reduce 2 mol of valuable metal oxides (copper oxide, nickel oxide, etc.). Therefore, the degree of redox can be strictly adjusted by introducing an appropriate amount of carbon.
  • the reduction method using carbon or carbon monoxide is extremely safer than the method using a metal reducing agent (for example, the thermite reaction method using aluminum).
  • artificial graphite and / or natural graphite can be used, and coal or coke can also be used if there is no risk of impurity contamination.
  • flux may be introduced (added) to the raw material.
  • the melting treatment temperature can be lowered, and the removal of phosphorus (P) can be further promoted.
  • the flux preferably contains an element that incorporates an impurity element to form a basic oxide having a low melting point. Since phosphorus, which is an impurity element, becomes an acidic oxide when oxidized, the more basic the slag formed by the melting treatment, the easier it is to incorporate phosphorus into the slag and remove it.
  • the calcium compound include calcium oxide (CaO) and calcium carbonate (CaCO 3 ).
  • the heating temperature of the melting treatment is not particularly limited, but is preferably 1300 ° C. or higher and 1450 ° C. or lower, and more preferably 1350 ° C. or higher and 1400 ° C. or lower. At temperatures above 1450 ° C., heat energy is wasted and the refractory material is consumed more severely, which may reduce productivity. On the other hand, if the temperature is lower than 1300 ° C., there is a problem that the separability between the slag and the alloy deteriorates and the recovery rate of the valuable metal decreases.
  • a step (preheating step) of preheating the raw material to make a preheated product (oxidized roasted product) is provided before the melting step. May be good.
  • the raw material charged material, etc.
  • the preheating step the raw material (charged material, etc.) is preheated to reduce the amount of carbon contained in the raw material.
  • the valuable metal is reduced to become locally melted fine particles.
  • the carbon may become a physical obstacle when the molten fine particles (valuable metal) aggregate, and the aggregated integration of the molten fine particles and the resulting alloy and slag Separability may be hindered and the recovery rate of valuable metals may decrease.
  • phosphorus (P) is an impurity element that is relatively easily reduced, if carbon is excessively present in the raw material, phosphorus may be reduced and incorporated into the fused metal together with the valuable metal.
  • the carbon content of the preheated product is preferably less than 1% by mass.
  • the preheating treatment it is preferable to treat with a degree of oxidation capable of oxidizing a metal (Al or the like) having a low added value contained in the raw material.
  • the degree of oxidation can be easily controlled by adjusting the treatment temperature, time and / or atmosphere of the preheating. As a result, the degree of oxidation can be adjusted more precisely, and as a result, it becomes possible to suppress the variation in oxidation.
  • the degree of oxidation is adjusted as follows. That is, as described above, aluminum (Al), lithium (Li), carbon (C), manganese (Mn), phosphorus (P), iron (Fe), cobalt (Co), nickel (Ni) and copper (Cu). ) Is generally oxidized in the order of Al> Li> C> Mn> P> Fe> Co> Ni> Cu. Therefore, in the preheating treatment, iron is oxidized until the entire amount of aluminum (Al) is oxidized. To proceed. Oxidation may be promoted until a part of iron (Fe) is oxidized, but the degree of oxidation is maintained to such an extent that cobalt (Co) is not oxidized and distributed to slag.
  • the preheating treatment may be performed in the presence of an oxidizing agent.
  • This makes it possible to efficiently remove the oxidation of carbon (C), which is an impurity, and oxidize aluminum (Al).
  • the oxidizing agent is not particularly limited, but an oxygen-containing gas (air, pure oxygen, oxygen-enriched gas, etc.) is preferable because it is easy to handle.
  • the amount of the oxidizing agent introduced is preferably, for example, about 1.2 times the chemical equivalent required for oxidation of each substance to be oxidized.
  • the heating temperature for preheating is preferably 700 ° C or higher and 1100 ° C or lower.
  • the heating temperature may be 800 ° C. or higher.
  • the heating temperature may be 900 ° C. or lower.
  • the preheating process can be performed using a known heating furnace. Further, it is preferable to use a furnace (preliminary furnace) different from the melting furnace used for the melting treatment in the subsequent melting step and to perform the melting in the preliminary furnace.
  • a furnace preliminary furnace
  • any type of furnace can be used as long as it is a furnace that can supply an oxidizing agent (oxygen, etc.) while heating (roasting) the charged material and perform oxidation treatment inside the furnace. can.
  • a conventionally known rotary kiln and tunnel kiln can be mentioned.
  • a sulfurization step for sulfurizing the obtained alloy and a crushing step for crushing the obtained sulfide or alloy may be provided.
  • a wet smelting process may be applied to an alloy containing a valuable metal obtained through such a dry smelting process.
  • Impurity components can be removed by a hydrometallurgy process, valuable metals (eg Cu, Ni, Co) can be separated and purified, and each can be recovered. Examples of the treatment in the hydrometallurgy process include known methods such as neutralization treatment and solvent extraction treatment.
  • an electric furnace having an electrode inside is used as a melting furnace, and the charged material is melted by Joule heat or heat generation of the arc itself.
  • the melting damage of the refractory can be remarkably suppressed as compared with the case of using the induction furnace.
  • Even if a graphite electrode is used as the electrode there is no problem as long as the degree of redox is controlled in consideration of the amount of inflow from the electrode. Therefore, the valuable metal can be obtained with a high recovery rate, and at the same time, impurities such as phosphorus and manganese can be efficiently removed, and as a result, the valuable metal can be recovered at low cost and with high efficiency.
  • the raw material container applicable to the method according to the present embodiment is not particularly limited as long as it contains a valuable metal.
  • a waste lithium ion battery contains lithium (Li) and valuable metals (Cu, Ni, Co), and also contains low value-added metals (Al, Fe) and carbon components. Therefore, by using a waste lithium-ion battery as a container, valuable metals can be efficiently separated and recovered.
  • the "waste lithium-ion battery” is not only a used lithium-ion battery, but also lithium ions such as defective products generated in the manufacturing process such as positive electrode materials constituting the battery, residues inside the manufacturing process, and generated waste. It is a concept that includes waste materials in the battery manufacturing process. Waste lithium-ion batteries can also be called lithium-ion battery waste materials.
  • FIG. 3 is a process diagram showing an example of the flow of the recovery method.
  • the method of recovering the valuable metal from the waste lithium ion battery is a step of removing the electrolytic solution and the outer can of the waste lithium ion battery to obtain the contents of the waste battery (waste battery pretreatment step S1).
  • a step of crushing the contents of the waste battery into a crushed material (crushing step S2), a step of preheating the crushed material to make a preheated material (preheating step S3), and melting the preheated material. It has a step of forming an alloy and a slag (melting step S4) and a step of separating the slag and recovering an alloy containing a valuable metal (slag separation step S5).
  • a sulfurization step for sulfurizing the obtained alloy and a pulverization step for crushing the obtained sulfide or alloy may be provided after the slag separation step S5. The details of each process will be described below.
  • the waste battery pretreatment step S1 is performed for the purpose of preventing explosion of the waste lithium ion battery, detoxifying it, and removing the outer can. Since the lithium ion battery is a closed system, it has an electrolytic solution and the like inside. Therefore, if the pulverization treatment is performed as it is, there is a risk of explosion and it is dangerous. Therefore, it is preferable to perform the discharge treatment or the electrolytic solution removal treatment by some method. Further, the outer can is often composed of metal aluminum (Al) or iron (Fe), and it is relatively easy to recover the metal outer can as it is. As described above, in the waste battery pretreatment step S1, by removing the electrolytic solution and the outer can, the safety can be enhanced and the recovery rate of valuable metals (Cu, Ni, Co) can be enhanced.
  • the specific method of waste battery pretreatment is not particularly limited. For example, a method of physically opening a waste battery with a needle-shaped cutting edge to remove an electrolytic solution can be mentioned. Another method is to heat the waste battery and burn the electrolytic solution to make it harmless.
  • crushing process In the crushing step S2, the contents of the waste lithium ion battery are crushed to obtain a crushed product.
  • the treatment in the crushing step S2 aims to improve the reaction efficiency in the pyrometallurgical smelting process. By increasing the reaction efficiency, the recovery rate of valuable metals (Cu, Ni, Co) can be increased.
  • the specific crushing method is not particularly limited, and for example, crushing can be performed using a conventionally known crusher such as a cutter mixer.
  • the pulverized product obtained through the crushing step S2 is preheated (oxidative roasting) to obtain a preheated product (oxidative roasting product).
  • oxidative roasting step S3 the pulverized product obtained through the crushing step S2 is preheated (oxidative roasting) to obtain a preheated product (oxidative roasting product).
  • the preheated material obtained in the preheating step S3 is heated and melted to form an alloy and slag.
  • the details of this process are as described above. That is, when the raw material is heated and melted, an electric furnace having an electrode inside is used as a melting furnace, and the raw material is charged into the furnace of the electric furnace. Then, the electrode is energized and the raw material is melted by Joule heat or heat generation of the arc itself.
  • a sulfurization step or a crushing step may be provided after the slag separation step. Further, a wet smelting process may be performed on the obtained alloy containing valuable metals. The details of the sulfurization process, the pulverization process and the hydrometallurgy process are as described above.
  • Example 1 Valuable metals were recovered using a waste lithium-ion battery as a container. At this time, the heating and melting of the raw materials was carried out using an electric furnace (electric resistance type melting furnace) provided with an electrode inside.
  • an electric furnace electric resistance type melting furnace
  • ⁇ Preheating process> Prior to heating and melting the raw material, the obtained raw material was preheated (oxidatively roasted) at 800 ° C. to remove carbon. As a result, a preheated product (oxidized roasted product) was obtained. The carbon content of the preheated product was less than 1% by mass.
  • Graphite powder was added as a reducing agent to 50 kg of the obtained preheated product, and calcium oxide (CaO) was added as a flux.
  • the amount of the reducing agent added was adjusted so as to be an appropriate amount for reducing copper (Cu), nickel (Ni) and cobalt (Co) in the preheated material.
  • the amount of flux added was adjusted so that calcium oxide and alumina were eutecticized to lower the melting point of the slag.
  • the raw materials (a mixture of the preheated material, the reducing agent, and the flux) were charged into an electric resistance type melting furnace as shown in FIG. 1 and melted by heating. As a result, slag and alloy were obtained.
  • the side wall (furnace wall) of the furnace chamber was constructed of adiabatic brick, and the inner diameter thereof was 600 mm.
  • the side wall of the furnace chamber was lined with a dense magnesia caster having a thickness of 20 mm. Further, this electric furnace was provided with three graphite electrodes inside, and had a rated output of 100 kVA and a maximum voltage of 480 V.
  • the furnace wall of the electric resistance type melting furnace was provided with a cooling means made of a copper jacket. Further, at the time of heating and melting, an iron sheet having a thickness of 5 mm was laid on the surface of the raw material. Further, the electrode was arranged so that the tip of the graphite electrode did not come into contact with the molten alloy (fused gold).
  • Example 2 Valuable metals were recovered using a waste lithium-ion battery as a container. At this time, the heating and melting of the raw material was carried out using a submerged arc furnace provided with an electrode inside.
  • ⁇ Preheating process> Prior to heating and melting the raw material, the obtained raw material was preheated (oxidatively roasted) at 800 ° C. to remove carbon. As a result, a preheated product (oxidized roasted product) was obtained. The carbon content of the preheated product was less than 1% by mass.
  • Graphite powder was added as a reducing agent to 50 kg of the obtained preheated product, and calcium oxide (CaO) was added as a flux.
  • the amount of the reducing agent added was adjusted so as to be an appropriate amount for reducing copper (Cu), nickel (Ni) and cobalt (Co) in the preheated material.
  • the amount of flux added was adjusted so that calcium oxide and alumina were eutecticized to lower the melting point of the slag.
  • the raw materials (a mixture of the preheated material, the reducing agent, and the flux) were charged into a submerged arc furnace as shown in FIG. 2 and melted by heating. As a result, slag and alloy were obtained.
  • the side wall (furnace wall) of the furnace chamber was constructed of adiabatic brick, and the inner diameter thereof was 600 mm.
  • the side wall of the furnace chamber was lined with a dense magnesia caster having a thickness of 20 mm. Further, this submerged arc furnace was equipped with three graphite electrodes inside, and had a rated output of 100 kVA and a maximum voltage of 480 V.
  • a cooling means made of a copper jacket was provided on the furnace wall of the submerged arc furnace.
  • the electrodes were arranged so that the tips of the graphite electrodes did not come into contact with the molten alloy (fused gold).
  • the induction furnace used was one in which a refractory cement layer (thickness about 90 mm) was provided inside the cooling coil (diameter about 700 mm).
  • a graphite crucible (thickness of about 60 mm) functioning as a heating element was charged inside the refractory cement layer.
  • the inside of this graphite crucible was lined with a dense magnesia caster with a wall thickness of 20 mm, and the heating element was covered by the caster.
  • the preheated material mainly contains copper (Cu), nickel (Ni), cobalt (Co), aluminum (Al), lithium (Li), iron (Fe) and manganese (Mn), and a trace amount of phosphorus (Mn). It contained P) and silicon (Si).
  • the composition in Table 1 is a value in "mass%”.
  • Table 2 below shows the distribution ratio of each element to the alloy and slag in Examples 1 and 2.
  • the valuable metals copper (Cu), nickel (Ni) and cobalt (Co) were distributed to the alloy (metal) at a high distribution rate.
  • most of manganese (Mn), phosphorus (P), aluminum (Al), lithium (Li), silicon (Si) and calcium (Ca) were distributed to slag. From this, the recovery rates of copper (Cu), nickel (Ni) and cobalt (Co) are all high, and the components to be removed such as manganese (Mn) and phosphorus (P) are almost removed from the alloy to be recovered. It was confirmed that it was made.
  • Table 3 shows the content of phosphorus (P) in the alloy, the distribution rate of cobalt (Co) to the alloy, and the amount of melt damage of the refractory in Examples 1, 2 and Comparative Examples. As shown in Table 3, good results were obtained in both the electric furnace used in Examples 1 and 2 and the induction furnace used in the comparative example. That is, the cobalt (Co) recovery rate was as high as 97%, and the amount of phosphorus (P) in the alloy was less than 0.001% by mass.
  • the melting loss of magnesia which is a refractory
  • the electric furnace used in Example 1 the melting loss of magnesia was less than 1 mm, and further.
  • the melting loss was less than 0.8 mm and the melting loss was very small. From this, it was found that good results can be obtained in the electric furnace.

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Abstract

乾式製錬プロセスで有価金属含有装入物から有価金属を回収する際に、炉の耐火物熔損を抑制しつつ、不純物金属を効率よく除去し、さらに有価金属を高効率で回収する方法を提供すること。 有価金属(Cu、Ni、Co)を回収する方法であって、以下の工程;少なくとも有価金属を含む装入物を原料として準備する工程と、原料を加熱熔融して合金とスラグとにする工程と、スラグを分離して有価金属を含有する合金を回収する工程と、を有し、原料を加熱熔融する際に、内部に電極を備えた電気炉の炉内に原料を装入し、さらに電極に通電してジュール熱又はアーク自体の発熱によって原料を熔融し、それにより原料を、熔融した合金とその合金の上方に位置する熔融したスラグとに分離する、方法。

Description

有価金属を回収する方法
 本発明は有価金属を回収する方法に関する。
 近年、軽量で大出力の電池としてリチウムイオン電池が普及している。よく知られているリチウムイオン電池は、外装缶内に負極材と正極材とセパレータと電解液とを封入した構造を有している。
 ここで、外装缶は、鉄(Fe)やアルミニウム(Al)等の金属からなる。負極材は、負極集電体(銅箔等)に固着させた負極活物質(黒鉛等)からなる。正極材は、正極集電体(アルミニウム箔等)に固着させた正極活物質(ニッケル酸リチウム、コバルト酸リチウム等)からなる。セパレータはポリプロピレンの多孔質樹脂フィルム等からなる。電解液は六フッ化リン酸リチウム(LiPF)等の電解質を含む。
 リチウムイオン電池の主要な用途の一つに、ハイブリッド自動車や電気自動車がある。そのため、自動車のライフサイクルにあわせて、搭載されたリチウムイオン電池が将来的に大量に廃棄される見込みである。また、製造中に不良品として廃棄されるリチウムイオン電池がある。このような使用済み電池や製造中に生じた不良品の電池(以下、「廃リチウムイオン電池」)を資源として再利用することが求められている。
 再利用の手法として、廃リチウムイオン電池を高温炉(熔融炉)で全量熔解する乾式製錬プロセスが従来から提案されている。乾式製錬プロセスは、破砕した廃リチウムイオン電池を熔融処理し、コバルト(Co)、ニッケル(Ni)及び銅(Cu)に代表される回収対象である有価金属と、鉄(Fe)やアルミニウム(Al)に代表される付加価値の低い金属とを、それらの間の酸素親和力の差を利用して分離回収する手法である。この手法では、付加価値の低い金属を極力酸化してスラグにする一方で、有価金属はその酸化を極力抑制し合金として回収する。
 例えば特許文献1には、このような乾式製錬プロセスが開示されている。具体的には、アルミニウム及び炭素を含んでいるリチウムイオンバッテリーからコバルトを回収する方法であって、酸素を注入する手段を備えた浴炉を準備する工程と、スラグ形成剤としてのCaO及びリチウムイオンバッテリーを含む冶金装入原料を準備する工程と、酸素を注入するとともに冶金装入原料を炉へ供給し、これによって少なくとも一部のコバルトが還元されて金属相中に集められる工程と、湯出しによって金属相中からスラグを分離する工程とを含む方法が開示されている(特許文献1の請求項1)。
特許第5818798
 ところで、廃リチウムイオン電池には、様々な成分が含まれており、そのうち幾つかの成分は融点が高い。そのため、廃リチウムイオン電池を熔融するには、高温、例えば1400℃以上の温度で処理する必要がある。
 また、有価金属を効率的に回収するためには、熔融処理時の酸化還元度のコントロールが重要となる。例えば、廃リチウムイオン電池は、炭素(C)、アルミニウム(Al)、フッ素(F)及びリン(P)などの不純物を多量に含む。このうち炭素(C)は、還元剤として機能するため、これが過剰に残留すると、他の不純物の酸化除去を妨げてしまう。また、過剰に残留した炭素は、合金(メタル)とスラグの分離を妨げる。さらに、リン(P)は比較的還元されやすい。そのため、酸化還元度を厳密にコントロールしないと、有価金属の回収率が低下する。すなわち、還元度が過度に高いと、リンが酸化除去されずに、有価金属と共にメタル中に混入してしまう。一方で、還元度が過度に低いと、有価金属まで酸化されてしまい、これを合金(メタル)として回収することができなくなる。
 このような事情から、従来の廃リチウムイオン電池の熔融処理では、高温に維持でき且つ酸化還元度のコントロールが容易な誘導炉(誘導加熱炉)、特に間接加熱式の誘導炉が用いられてきた。
 誘導炉は、電磁誘導を利用した加熱炉であり、コイルとそのコイルの内部に設けられた坩堝とから構成されている。コイルに交流電流を流すと交流磁場が生じ、その交流磁場によって坩堝又はその内部に収容された処理物中に誘導電流が生じる。この誘導電流のジュール熱によって坩堝又は処理物が加熱される。廃リチウムイオン電池を熔融処理する場合には、黒鉛坩堝の内部に酸化物系坩堝を設置した二重坩堝を用い、酸化物系坩堝の中に廃リチウムイオン電池を装入する。コイルに電流を流すと黒鉛坩堝が誘導加熱され、発生した熱が酸化物系坩堝を介して廃リチウムイオン電池へと伝熱する。誘導炉は、誘導加熱を利用した外部加熱方式を利用していることから、坩堝内部に黒鉛電極を設ける必要がない。そのため炭素の混入を極力抑えることが可能である。また、比較的密閉された雰囲気下で加熱を行うことができ、雰囲気ガス成分や圧力を調整して酸化還元度をコントロールすることが可能である。
 しかしながら、誘導炉を用いた熔融処理には問題があった。すなわち、廃リチウムイオン電池などの有価金属を含有する装入物を熔融するには、これを高温、例えば1400℃以上の温度に維持する必要がある。誘導炉は、外熱方式を利用しているために伝熱ロスが生じる。装入物を熔融温度(例えば1400℃以上)に維持するためには、装入物を収容する耐火物(酸化物系坩堝)の温度を、熔融温度以上、具体的には1500℃以上にまで上げ、その温度で保持しなければならない。ところが、このような高温では、耐火物へのスラグの浸食が激しく、耐火物の熔損を抑制することが困難であり、耐火物(坩堝)の寿命が短くなるという問題があった。
 本発明者らは、このような実情に鑑みて鋭意検討を行った。その結果、内部に電極を備えた電気炉を熔融炉として用い、ジュール熱又はアーク自体の発熱によって装入物(廃リチウムイオン電池等)を熔融することで、誘導炉を用いた場合に比べて耐火物の熔損を著しく抑制できることが分かった。また、電極として黒鉛電極を用いたとしても、電極からの流入量を考慮した上で酸化還元度をコントロールすれば問題がないことを確認した。そして、コバルト等の有価金属を高い回収率で得られると同時に、リンやマンガンなどの不純物を効率的に除去できるとの知見を得た。
 本発明は、このような知見に基づき完成されたものであり、乾式製錬プロセスで廃リチウムイオン電池などの有価金属を含有する装入物から有価金属を回収する際に、炉の耐火物熔損を抑制しつつ、リン(P)などの不純物金属を効率よく除去し、さらに銅(Cu)、ニッケル(Ni)及びコバルト(Co)などの有価金属を高効率で回収できる方法の提供することを目的とする。
 本発明は、下記(1)~(9)の態様を包含する。なお、本明細書において「~」なる表現はその両端の数値を含む。すなわち、「X~Y」は「X以上Y以下」と同義である。
 (1)有価金属を回収する方法であって、以下の工程;少なくとも有価金属を含む装入物を原料として準備する工程と、前記原料を加熱熔融して、合金とスラグとにする工程と、前記スラグを分離して、有価金属を含有する合金を回収する工程と、を有し、前記原料を加熱熔融する際に、内部に電極を備えた電気炉の炉内に原料を装入し、さらに該電極に通電してジュール熱又はアーク自体の発熱によって該原料を熔融し、それにより原料を、熔融した合金と該合金の上方に位置する熔融したスラグとに分離する、方法。
 (2)前記電気炉が、炉壁と、前記炉壁を冷却する冷却手段と、を備える、(1)に記載の方法。
 (3)前記原料を加熱熔融する際に、生成する合金に前記電極の先端が接触しないように電極を配置する、(1)又は(2)に記載の方法。
 (4)前記原料を加熱熔融する際に、前記原料の表面にメタルシートを敷く、(1)乃至(3)のいずれかに記載の方法。
 (5)前記電気炉は、サブマージドアーク炉であり、前記原料を加熱熔融する際に、前記電極の先端が生成するスラグに浸漬した状態で電極に通電して前記原料を熔融する、(1)に記載の方法。
 (6)前記原料を加熱熔融する際に、生成するスラグの上にさらに追加の原料を投入して追加原料からなるカバーリング層を形成させる、(5)に記載の方法。
 (7)前記合金の融点に応じて、前記電極の前記スラグへの浸漬深さを調整する、(5)又は(6)に記載の方法。
 (8)前記電極は、黒鉛電極である、(5)乃至(7)のいずれかに記載の方法。
 (9)前記サブマージドアーク炉は、炉壁と、該炉壁を冷却する冷却手段と、を備える、(5)乃至(8)のいずれかに記載の方法。
 (10)前記原料を加熱熔融する際に、前記原料に還元剤を導入する、(1)乃至(9)のいずれかに記載の方法。
 (11)前記原料を加熱熔融する際に、前記原料にフラックスを導入する、(1)乃至(10)のいずれかにに記載の方法。
 (12)前記原料を加熱熔融するに先立ち、前記原料を予備加熱して、該原料に含まれる炭素量を減少させる工程をさらに有する、(1)乃至(11)のいずれかに記載の方法。
 (13)前記有価金属は、銅(Cu)、ニッケル(Ni)、コバルト(Co)及びこれらの組み合わせからなる群から選ばれる少なくとも一種の金属又は合金からなる、(1)乃至(12)のいずれかに記載の方法。
 (14)前記装入物は、廃リチウムイオン電池を含む、(1)乃至(13)のいずれかに記載の方法。
 本発明によれば、乾式製錬プロセスで有価金属含有装入物から有価金属を回収する際に、炉の耐火物熔損を抑制しつつ、不純物金属を効率よく除去し、さらに有価金属を高効率で回収する方法が提供される。
電気抵抗式熔融炉の断面を模式的に示す図である。 サブマージドアーク炉の断面を模式的に示す図である。 廃リチウムイオン電池から有価金属を回収する方法の流れの一例を示す工程図である。有価金属の回収方法の一例を示す。
 以下に、本発明の具体的な実施形態(以下、「本実施形態」という)について説明する。なお、本発明は、以下の実施形態に限定されるものではなく、本発明の要旨を変更しない範囲において種々の変更が可能である。
 ≪1.有価金属の回収方法≫
 本実施の形態に係る有価金属を回収する方法は、以下の工程;少なくとも有価金属を含む装入物を原料として準備する工程(準備工程)と、準備した原料を加熱熔融して、合金とスラグとにする工程(熔融工程)と、得られたスラグを分離して有価金属を含有する合金を回収する工程(スラグ分離工程)と、を有する。また、原料を加熱熔融する際に、内部に電極を備えた電気炉の炉内に原料を装入する。さらに、その電極に通電してジュール熱又はアーク自体の発熱によって原料を熔融し、それにより、原料を熔融した合金とこの合金の上方に位置する熔融したスラグとに分離する。
 本実施の形態に係る方法は、少なくとも有価金属を含む装入物からその有価金属を回収する方法である。有価金属は、回収対象となるものであり、例えば、銅(Cu)、ニッケル(Ni)、コバルト(Co)、及びこれらの組み合わせからなる群から選ばれる少なくとも一種の金属又は合金である。
 また、本実施の形態に係る方法は、主として乾式製錬プロセスによる回収方法である。なお、乾式製錬プロセスのみにより構成されることに限られず、乾式製錬プロセスと湿式製錬プロセスとから構成されていてもよい。各工程の詳細について以下に説明する。
 [準備工程]
 準備工程では、装入物を準備して原料を得る。装入物は、有価金属を回収する処理対象となるものであり、例えば、銅(Cu)、ニッケル(Ni)、コバルト(Co)及びこれらの組み合わせからなる群から選ばれる少なくとも一種の有価金属を含有する。装入物は、これらの有価金属の成分を金属又は合金の形態で含んでもよく、あるいは酸化物等の化合物の形態で含んでもよい。また、装入物は、これらの有価金属の成分以外の他の無機成分や有機成分を含んでもよい。
 装入物としては、有価金属を含む限り、その対象は限定されない。一例として、廃リチウムイオン電池や、誘電材料又は磁性材料を含む電子部品、電子機器が挙げられる。また、後続する工程での処理に適したものであれば、その形態についても特に限定されない。例えば、準備工程において、装入物に対して粉砕処理等の処理を施すことによって適した形態にしてもよい。さらに、準備工程において、装入物に対して熱処理や分別処理等の処理を施すことによって水分や有機物等の不要成分を除去してもよい。
 [熔融工程]
  (熔融処理について)
 熔融工程では、原料を加熱熔融(還元熔融)して、合金(メタル)とスラグとに分離する。具体的には、原料を加熱熔融して熔体にする。この熔体は、熔融した合金(熔融合金)と熔融したスラグ(熔融スラグ)とを含む。熔融スラグと熔融合金とは、比重が異なるため、これらは分離した状態で熔体に含まれる。
 また、その合金は、有価金属を主として含む。そのため、有価金属とその他の成分とを、合金及びスラグとして分離することが可能である。これは、付加価値の低い成分(Al等)は酸素親和力が高いのに対し、有価金属は酸素親和力が低いことによる。例えば、アルミニウム(Al)、リチウム(Li)、炭素(C)、マンガン(Mn)、リン(P)、鉄(Fe)、コバルト(Co)、ニッケル(Ni)及び銅(Cu)は、一般的に、Al>Li>C>Mn>P>Fe>Co>Ni>Cuの順に酸化される。つまり、アルミニウム(Al)が最も酸化され易く、銅(Cu)が最も酸化されにくい。そのため、付加価値の低い成分(Al等)は容易に酸化されてスラグになり、有価金属(例えばCu、Ni、Co)は還元されて金属(合金)になる。このようにして、有価金属と付加価値の低い成分とを、合金とスラグとに効率的に分離することができる。
 本実施の形態に係る方法では、原料を加熱熔融する際に、内部に電極を備えた電気炉を熔融炉として用い、その電気炉の炉内に原料を装入する。そして、電極に通電してジュール熱又はアーク自体の発熱によって原料を熔融する。このような熔融処理により、熔融した原料(熔体)は熔融合金と熔融スラグとに分離する。このとき、比重の違いにより、熔融合金は下部に、熔融スラグは上部に位置するように分かれる。
 上述したように、原料に対する熔融処理は、電気炉内部に備えられた電極で加熱する内部加熱方式で行われる。内部加熱方式では、電極近傍に位置する熔体(熔融した原料)が最も高温になる。そのため、炉壁を熔体よりも低い温度に維持することができ、その結果、炉壁耐火物の熔損を抑制することができる。なお、これに対して、誘導炉を用いた従来の手法では、坩堝からの伝熱によって原料を加熱する外部加熱方式を利用しているため、熔体よりも坩堝を高温に維持する必要があり、坩堝耐火物の熔損が大きいという問題がある。
 電気炉は、ジュール熱(直接抵抗加熱)を利用する直接抵抗加熱炉(電気抵抗式熔融炉)であってよい。この場合には、電極の先端を熔融スラグ表面に浸漬させて直接通電する。これにより、熔融スラグ中に電流が流れて原料が発熱し、熔融する。
 また、電気炉は、アーク自体の発熱(アーク加熱)によって被加熱物(原料)を加熱するアーク炉であってもよい。アーク炉には、直接アーク加熱を利用する炉(直接アーク炉)と、間接アーク加熱を使用する炉(間接アーク炉)とがある。直接アーク炉では、電極と被加熱物との間にアークを発生させて被加熱物中に電流を流して加熱する。一方で、間接アーク炉では、複数の電極間にアークを発生させ、被加熱物中には電流を流さず、主として放射熱により被加熱物を加熱する。
 アーク炉としては、直接アーク炉及び間接アーク炉のいずれであってよい。また、アーク炉には、直流アーク炉(DC)と交流アーク炉(ACアーク炉)があるが、いずれであってもよい。DCアーク炉は、直流電流に基づき発生するアークを利用する炉であり、ACアーク炉は、交流電流に基づき発生するアークを利用する炉である。ACアーク炉では、通常、三相交流電流に対応した3本の電極が炉の上部に設けられており、交流電流を用いて各電極と被加熱物との間にアークを発生させる。直接アーク加熱を利用したACアーク炉は、直接アーク加熱方式の三相炉とも呼ばれる。
 とりわけ、詳しくは後述するサブマージドアーク炉を用いることにより、少ない投入電力で効率的に加熱することができる。
 一方で、アーク炉は、アークプラズマ加熱を利用した炉(アークプラズマ炉)を含まない。アークプラズマ加熱は、アーク放電で発生したプラズマを、プラズマトーチなどを用いて被加熱物に照射し、このプラズマによって被加熱物を加熱する方式である。アークプラズマ炉では、アークはプラズマトーチ中に拘束される。被加熱物の加熱は、プラズマによって行われ、アーク自体の発熱によって行われない。アークプラズマ炉では、超高温プラズマが発生し、その高温プラズマの作用によって炉蓋や上部炉壁の耐火物寿命が短くなる恐れがある。また、炉の運転時に、雰囲気温度(約1400℃)での蒸気圧が大気圧より高い元素(Li、Zn等)が揮発し、この元素が炉の排ガス系に混入し易くなるため、これら元素を回収するプロセスが別途必要になる。このような問題点があるため、加熱方式は、アークプラズマ加熱を除外している。
 電気炉は、上述したように、直接抵抗加熱炉及びアーク炉のいずれであってもよいが、下層に位置する合金(熔融合金)に電極先端が接触しないように電極を配置することが好ましい。酸化物を主体とするスラグ(熔融スラグ)は、電気抵抗が比較的に高い。これに対し、金属を主体とする合金(熔融合金)は、電気抵抗が低い。電極の先端が合金に接触すると短絡が発生するため、浸漬させ過ぎないことが重要である。電極の位置を調整する手法は、特に限定されない。例えば、電流値を一定に制御する手法、あるいは電圧を一定に制御する手法が挙げられる。
  (電気抵抗式熔融炉)
 より具体的に、図1は、電気抵抗式熔融炉の断面を模式的に示す図であり、原料が熔融してスラグ6の層と合金7の層とに分離した状態を示している。電気抵抗式熔融炉1において、3本の黒鉛電極11からスラグ6へと電流が流れて、そのスラグ6が発熱する。電極11に近い部位が最も温度が高くなり、耐火物層12に近くなるほど温度は低くなる。合金7は、その上部に位置するスラグ6からの伝熱により加熱される。
 電気抵抗式熔融炉の電極としては、黒鉛電極を用いることができる。本発明者らが調べたところ、黒鉛電極を用いた内部加熱であっても、被加熱物(原料)に取り込まれる炭素量はごく僅かである。そのため、酸化還元度の厳密なコントロールが可能である。また、必要に応じて、電極の上下位置を調整するための電極制御装置を設けてもよい。これにより、炉の動作中に原料(又はそれが熔融した熔体)の表面位置が上下に変動しても、電極の上下位置の調整によって、電極先端と被加熱物表面との間隔を一定の距離に保つことができ、アークを安定して発生させることが可能になる。
 電気抵抗式熔融炉は、炉壁と、その炉壁を冷却する冷却手段と、を備えて構成されることが好ましい。電気抵抗式熔融炉は、その内部に電極を有する内部加熱を利用しているため、炉壁を冷却することが可能である。そして、炉壁に冷却手段を設けることで、炉壁温度を低温化させ、その表面にスラグのコーティングを形成させることができる。このコーティングは、スラグによる炉壁の更なる浸食を防ぐ効果がある。したがって、炉壁耐火材の熔損をより一層に抑制することが可能になる。これに対して、外部加熱を利用する誘導炉では、坩堝からの伝熱により原料を加熱しているため、坩堝を冷却することができず、それゆえ坩堝の浸食を抑制することが困難である。
 なお、電気抵抗式熔融炉の炉壁を構成する耐火材には、マグネシアやアルミナなどの公知の酸化物系材料からなる煉瓦やキャスタブルを用いればよい。また、冷却手段についても、特に限定されない。例えば、シャワー冷却やジャケット冷却が挙げられる。シャワー冷却は、炉の外壁に鉄皮を設け、鉄皮の上方から下方に向けて水を流して冷却する方式である。また、ジャケット冷却は、炉壁の全周又は熱負荷の高い箇所に位置する耐火物に水管を接触させて冷却する方式である。
  (サブマージドアーク炉)
 熔融処理では、サブマージドアーク炉を用いることもできる。サブマージドアーク炉は、アーク炉の一種である。アーク炉は、アーク自体の発熱を利用した炉であり、超高温と高エネルギー密度を利用して局所加熱や急速加熱を達成できる。上述したように、アーク炉のうち直接アーク炉では、被加熱物の上方に間隙を設けて電極が設けられ、この間隙にアークを発生させて被加熱物を加熱し、また間接アーク炉では、複数の電極間にアークを発生させ、主として放射熱により被加熱物を加熱する。これに対して、サブマージドアーク炉は、複数の電極が被加熱物中に埋没(サブマージ)しており、アーク放電による加熱と共にジュール熱(電気抵抗熱)を利用する。具体的には、電極先端と被加熱物の間にアーク放電が発生して、このアークにより被加熱物(スラグ)が加熱される。またそれと同時に、被加熱物を介して電極~電極間(電極~被加熱物~電極の間)に電流が流れ、ジュール熱により被加熱物(スラグ)が発熱する。
 サブマージドアーク炉は、少ない投入電力で効率的に加熱できるという特徴を有する。直接アーク炉や間接アーク炉では、被加熱物の上方でアーク放電が発生する。そのため、発生した熱量のうち多くが雰囲気中に放出されてしまい、エネルギー損失が大きく不経済である。また、アークによる衝撃で被加熱物から粉塵が発生し易く、粉塵処理手段を設ける必要がある。さらに、電極が炉壁に近接している場合には、炉壁耐火物が熱損傷を受けやすく、耐火物の耐久性に悪影響を及ぼす場合がある。これに対して、サブマージドアーク炉では、電極が被加熱物に覆われているため、熱量の放出が少ない。また、粉塵の発生及び耐火物への熱損傷が少ないため、粉塵処理のコスト及び耐火物交換のコストを下げることができる。これらの理由から、サブマージドアーク炉を用いることで、有価金属の回収を高効率且つ低コストで行うことができる。
 特に、原料として廃リチウムイオン電池を装入物に用いる場合、スラグ発生量は、合金発生量に対して体積比で約3倍と多くなる。合金を熔融状態に維持する上で、スラグを介した合金への伝熱を確保することが重要である。また、廃リチウムイオン電池に含まれるリチウム成分はスラグとなり、高温で耐火物を浸食する作用が大きいため、その浸食を抑えることも重要である。この点、直接アーク加熱炉や間接アーク加熱炉では、スラグ表面のみがアーク放電により局所的に加熱されるため、合金の全てを熔解するためには、投入電力を大きくする必要がある。これに対して、サブマージドアーク炉では、アーク放電のみならずジュール熱をも利用するため、スラグを介した合金への熱伝導が効果的に行われる。したがって、少ない投入電力でも、効率的な加熱が可能となる。また、電極先端がスラグに埋没しているため、熱分布が比較的均一となり、耐火物熔損を抑えることが可能である。
 図2は、サブマージドアーク炉の断面を模式的に示す図である。サブマージドアーク炉2は、耐火物からなる炉壁及び炉床21と、電極22と、投原管(原料投入管)23とから構成されている。
 サブマージドアーク炉2では、まず、投原管23から原料5が投入される。次いで、投入された原料5の表面に電極22の先端を浸漬させ、この電極22に通電する。すると、アーク加熱及びジュール熱により原料5が熔融して、スラグ6の層と合金7の層とに分離する。電極22の先端がスラグ6に浸漬した状態を維持することで、スラグ6への連続的な加熱が可能になる。また、スラグ6の下部に位置する合金7は、スラグ6からの伝熱により加熱される。
 原料を加熱熔融する際に、スラグの上にさらに追加の原料を投入して追加原料からなるカバーリング層を設けること(オープンチョークフィード)が好ましい。これにより、原料の加熱熔融がより効率的に行われる。すなわち、原料が加熱熔融するときに高温ガスが発生するが、原料からなるカバーリング層をスラグ上面に設けることで、高温ガスと原料との間で熱交換が生じるため、発生した熱を原料の熔融に有効に利用することができる。
 また、原料を加熱熔融する際に、生成する合金の融点に応じて電極の浸漬深さを調整することが好ましい。例えば、合金の融点がスラグの融点に非常に近い場合、あるいは同菌の融点がスラグの融点よりも高い場合には、合金は熔融状態を維持し難くなる。このような場合には、電極をスラグ内部の深くまで浸漬させるようにする。これにより、電極先端で発生するジュール熱が合金に伝わり易くなるため、合金の熔融状態を維持し易くなる。一方、合金の融点がスラグの融点よりも低い場合には、電極の浸漬深さを浅くしても、合金の熔融状態を十分に維持することができる。
 サブマージドアーク炉の電極としては、黒鉛電極を用いることができる。上述したように、黒鉛電極を用いた内部加熱であっても、被加熱物(原料)に取り込まれる炭素量はそれほど多くはないため、酸化還元度をコントロールする上で問題にはならない。また、被加熱物に取り込まれる炭素量を予め調べておくことで、電極から取り込まれる炭素を還元剤として用いることもできる。そのため、炭素などの還元剤を添加して還元度を調整する場合に、還元剤の使用量を少なくすることが可能である。また、必要に応じて、電極の上下位置を調整するための電極制御装置を設けてもよい。これにより、炉の動作中に原料(又はそれが熔融した熔体)の表面位置が上下に変動しても、電極の上下位置の調整によって、電極先端と被加熱物表面との間隔を一定の距離に保つことができ、安定した加熱が可能となる。
 サブマージドアーク炉は、炉壁と、その炉壁を冷却する冷却手段と、を備えて構成されることが好ましい。サブマージドアーク炉は、その内部に電極を有する内部加熱を利用しているため、炉壁を冷却することが可能である。そして、炉壁に冷却手段を設けることで、炉壁温度を低温化させ、その表面にスラグのコーティングを形成させることができる。このコーティングは、スラグによる炉壁の更なる浸食を防ぐ効果がある。したがって、炉壁耐火材の熔損をより一層に抑制することが可能になる。
 なお、サブマージドアーク炉の炉壁を構成する耐火材には、マグネシアやアルミナなどの公知の酸化物系材料からなる煉瓦やキャスタブルを用いればよい。また、冷却手段についても、特に限定されない。例えば、シャワー冷却やジャケット冷却が挙げられる。
  (熔融処理のその他の条件等について)
 熔融処理の際には、原料の表面にメタルシートを敷いて処理してもよい。熔融処理の初期段階では、原料は合金をあまり含んでおらず、電気抵抗が比較的に高い。特に後述する予備加熱工程を経た原料は、その殆どが酸化物になっており、電気抵抗が高い。そのため、ジュール熱及びアーク加熱に基づく加熱が起こり難くなっている場合がある。そのような場合には、電気抵抗の低いメタルシートを原料表面に敷いて、そのメタルシートに通電することで、原料を効率的に加熱することができる。
 すなわち、通電によりメタルシートが発熱し、発生した熱が伝わり、原料が加熱及び熔融される。ある程度に熔融が進行すると、熔融スラグが形成されるため、メタルシートは不要になる。メタルシートとしては、ジュール熱又はアーク加熱に基づく加熱が起こる程度に電気抵抗が低ければ、その材質は特に限定されない。例えば、アルミニウム及び/又は鉄からなるシートが挙げられる。シートの厚さも特に限定されない。例えば、1.0~5.0mm程度のものを用いることができる。用いたメタルシートは、最終的にスラグ又は合金に取り込まれる。
 熔融処理では、原料に還元剤を導入(添加)してもよい。還元剤としては、炭素及び/又は一酸化炭素を用いることが好ましい。炭素は、回収対象である有価金属(例えばCu、Ni、Co)を容易に還元する能力がある。例えば、1モルの炭素で2モルの有価金属酸化物(銅酸化物、ニッケル酸化物等)を還元することができる。そのため、適量の炭素を導入することで、酸化還元度を厳密に調整することができる。また、炭素や一酸化炭素を用いる還元手法は、金属還元剤を用いる手法(例えば、アルミニウムを用いたテルミット反応法)に比べて安全性が極めて高い。なお、炭素としては、人工黒鉛及び/又は天然黒鉛を使用することができ、また不純物コンタミネーションの恐れが無ければ、石炭やコークスを使用することもできる。
 熔融処理では、原料にフラックスを導入(添加)してもよい。フラックスを添加することで、熔融処理温度を低温化することができ、またリン(P)の除去をより一層進めることができる。フラックスとしては、不純物元素を取り込んで融点の低い塩基性酸化物を形成する元素を含むものが好ましい。不純物元素のリンは酸化すると酸性酸化物になるため、熔融処理により形成されるスラグが塩基性になるほど、スラグにリンを取り込ませて除去し易くなる。その中でも、安価で常温において安定なカルシウム化合物を含むものがより好ましい。カルシウム化合物としては、例えば酸化カルシウム(CaO)や炭酸カルシウム(CaCO)を挙げることができる。
 熔融処理の加熱温度は、特に限定されないが、1300℃以上1450℃以下が好ましく、1350℃以上1400℃以下がより好ましい。1450℃超の温度では、熱エネルギーが無駄に消費されるとともに、耐火物の消耗が激しくなり、生産性が低下する恐れがある。一方で、1300℃未満の温度では、スラグと合金の分離性が悪化して有価金属の回収率が低下する問題がある。
 [予備加熱工程]
 本実施の形態に係る方法では、必要に応じて、熔融工程の前に、原料を予備加熱(酸化焙焼)して予備加熱物(酸化焙焼物)にする工程(予備加熱工程)を設けてもよい。予備加熱工程では、原料(装入物等)を予備加熱して、その原料に含まれる炭素量を減少させる。このような予備加熱の処理を施すことで、原料に炭素が過剰に含まれる場合であっても、その炭素を酸化除去し、その結果、後続する熔融工程での熔融処理において有価金属の合金一体化を促進させることができる。
 すなわち、熔融工程において原料を加熱熔融すると、有価金属は還元されて局所的な熔融微粒子になる。ところが、原料中に炭素が過剰に含まれると、熔融微粒子(有価金属)が凝集する際にその炭素が物理的な障害になることがあり、熔融微粒子の凝集一体化及びそれによる合金とスラグの分離性を妨げ、有価金属回収率が低下してしまうことがある。また、リン(P)は比較的還元されやすい不純物元素であるため、原料中に炭素が過剰に存在すると、リンが還元されて有価金属と共に熔融合金に取り込まれる恐れがある。このことから、予備加熱工程を設けて原料を予備加熱して過剰な炭素を予め除去しておくことで、熔融処理において熔融微粒子(有価金属)の凝集一体化を進行させるとともに合金へのリン混入を防ぐことができ、有価金属の回収率をより一層に高めることが可能になる。なお、予備加熱物の炭素量は、1質量%未満であることが好ましい。
 予備加熱の処理では、原料に含まれる付加価値の低い金属(Al等)を酸化できる酸化度で処理することが好ましい。酸化度は、予備加熱の処理温度、時間及び/又は雰囲気を調整することで容易に制御できる。これにより、酸化度をより厳密に調整することができ、その結果、酸化ばらつきを抑制することが可能になる。
 酸化度の調整は次のようにして行う。すなわち、上述したように、アルミニウム(Al)、リチウム(Li)、炭素(C)、マンガン(Mn)、リン(P)、鉄(Fe)、コバルト(Co)、ニッケル(Ni)及び銅(Cu)は、一般的に、Al>Li>C>Mn>P>Fe>Co>Ni>Cuの順に酸化されていくことから、予備加熱の処理では、アルミニウム(Al)の全量が酸化するまで酸化を進行させる。鉄(Fe)の一部が酸化するまで酸化を促進させてもよいが、コバルト(Co)が酸化してスラグへ分配されることがない程度に酸化度を留める。
 予備加熱の処理は、酸化剤の存在下で行ってもよい。これにより、不純物である炭素(C)の酸化除去及びアルミニウム(Al)の酸化を効率的に行うことができる。酸化剤としては、特に限定されないが、取り扱いが容易な点で、酸素含有ガス(空気、純酸素、酸素富化ガス等)が好ましい。また、酸化剤の導入量としては、例えば酸化処理の対象となる各物質の酸化に必要な化学当量の1.2倍程度が好ましい。
 予備加熱の加熱温度は、700℃以上1100℃以下が好ましい。700℃以上とすることで、炭素の酸化効率をより一層に高めることができ、酸化時間を短縮することができる。また、1100℃以下とすることで、熱エネルギーコストを抑制することができ、予備加熱の効率を高めることができる。また、加熱温度は800℃以上であってもよい。また、加熱温度は900℃以下であってもよい。
 予備加熱の処理は、公知の加熱炉を用いて行うことができる。また、後続する熔融工程での熔融処理に使用する熔融炉とは異なる炉(予備炉)を用い、その予備炉内で行うことが好ましい。予備炉としては、装入物を加熱(焙焼)しながら酸化剤(酸素等)を供給してその内部で酸化処理を行うことが可能な炉である限り、あらゆる形式の炉を用いることができる。一例して、従来公知のロータリーキルン、トンネルキルン(ハースファーネス)が挙げられる。
 [スラグ分離工程]
 スラグ分離工程では、熔融工程で得られた合金からスラグを分離して合金を回収する。スラグと合金は比重が異なる。したがって、合金に比べて比重の小さいスラグは、合金の上部に集まるため、比重分離によって容易に合金を分離回収することができる。
 スラグ分離工程後には、得られた合金を硫化する硫化工程や、得られた硫化物あるいは合金を粉砕する粉砕工程を設けてもよい。さらに、このような乾式製錬プロセスを経て得られた有価金属を含む合金に湿式製錬プロセスを施してもよい。湿式製錬プロセスによって不純物成分を除去し、有価金属(例えばCu、Ni、Co)を分離精製し、それぞれを回収することができる。なお、湿式製錬プロセスにおける処理としては、中和処理や溶媒抽出処理等の公知の手法が挙げられる。
 以上詳述したように、本実施の形態に係る方法によれば、熔融処理に際して、内部に電極を備えた電気炉を熔融炉として用い、ジュール熱又はアーク自体の発熱によって装入物を熔融することで、誘導炉を用いた場合に比べて耐火物の熔損を著しく抑制できる。また、電極として黒鉛電極を用いたとしても、電極からの流入量を考慮した上で酸化還元度をコントロールすれば問題はない。そのため、有価金属を高い回収率で得られると同時に、リンやマンガンなどの不純物を効率的に除去でき、その結果、有価金属を低コストかつ高効率で回収することが可能になる。
 ここで。本実施の形態に係る方法に適用できる原料の装入物は、上述したように、有価金属を含有する限り、特に限定されない。その中でも、廃リチウムイオン電池を含むことが好ましい。廃リチウムイオン電池は、リチウム(Li)及び有価金属(Cu、Ni、Co)を含むとともに、付加価値の低い金属(Al、Fe)や炭素成分を含んでいる。したがって、廃リチウムイオン電池を装入物として用いることで、有価金属を効率的に分離回収できる。
 なお、「廃リチウムイオン電池」とは、使用済みのリチウムイオン電池のみならず、電池を構成する正極材等の製造工程で生じた不良品、製造工程内部の残留物、発生屑等のリチウムイオン電池の製造工程内における廃材を含む概念である。廃リチウムイオン電池をリチウムイオン電池廃材と言うこともできる。
 ≪2.廃リチウムイオン電池からの有価金属の回収方法≫
 次に、廃リチウムイオン電池から有価金属を回収する方法を説明する。図3は、その回収方法の流れの一例を示す工程図である。
 図3に示されるように、廃リチウムイオン電池からの有価金属の回収方は、廃リチウムイオン電池の電解液及び外装缶を除去して廃電池内容物を得る工程(廃電池前処理工程S1)と、廃電池内容物を粉砕して粉砕物にする工程(粉砕工程S2)と、粉砕物を予備加熱して予備加熱物にする工程(予備加熱工程S3)と、予備加熱物を熔融して合金とスラグとにする工程(熔融工程S4)と、スラグを分離して有価金属を含有する合金を回収する工程(スラグ分離工程S5)と、を有する。
 また、図示していないが、スラグ分離工程S5の後に、得られた合金を硫化する硫化工程や、得られた硫化物あるいは合金を粉砕する粉砕工程を設けてもよい。各工程の詳細を以下に説明する。
  (廃電池前処理工程)
 廃電池前処理工程S1は、廃リチウムイオン電池の爆発防止及び無害化並びに外装缶の除去を目的に行われる。リチウムイオン電池は密閉系であるため、内部に電解液などを有している。そのため、そのままの状態で粉砕処理を行うと、爆発の恐れがあり危険であることから、何らかの手法で放電処理や電解液除去処理を施すことが好ましい。また、外装缶は、金属であるアルミニウム(Al)や鉄(Fe)から構成されることが多く、こうした金属製の外装缶はそのまま回収することが比較的容易である。このように廃電池前処理工程S1では、電解液及び外装缶を除去することで、安全性を高めるとともに、有価金属(Cu、Ni、Co)の回収率を高めることができる。
 廃電池前処理の具体的な方法は、特に限定されない。例えば針状の刃先で廃電池を物理的に開孔し、電解液を除去する手法が挙げられる。また、廃電池を加熱して、電解液を燃焼して無害化する手法が挙げられる。
 廃電池前処理工程S1で、外装缶に含まれるアルミニウム(Al)や鉄(Fe)を回収する場合には、廃リチウムイオン電池を粉砕した後に、粉砕物を篩振とう機を用いて篩分けしてもよい。アルミニウム(Al)は軽度の粉砕で容易に粉状になるため、これを効率的に回収することができる。また、磁力選別によって、外装缶に含まれる鉄(Fe)を回収してもよい。
  (粉砕工程)
 粉砕工程S2では、廃リチウムイオン電池の内容物を粉砕して粉砕物を得る。粉砕工程S2での処理は、乾式製錬プロセスでの反応効率を高めることを目的にしている。反応効率を高めることで、有価金属(Cu、Ni、Co)の回収率を高めることができる。具体的な粉砕方法については、特に限定されず、例えば、カッターミキサー等の従来公知の粉砕機を用いて粉砕することができる。
 なお、上述した廃電池前処理工程S1と粉砕工程S2は、これらを併せて、上で説明した準備工程に相当する。
  (予備加熱工程)
 予備加熱工程(酸化焙焼工程)S3では、粉砕工程S2を経て得られた粉砕物を予備加熱(酸化焙焼)して予備加熱物(酸化焙焼物)を得る。この工程の詳細は、上で説明したとおりである。
  (熔融工程)
 熔融工程S4では、予備加熱工程S3で得られた予備加熱物を加熱熔融して合金とスラグとにする。この工程の詳細は先述したとおりである。すなわち、原料を加熱熔融する際に、内部に電極を備えた電気炉を熔融炉として用い、その電気炉の炉内に原料を装入する。そして、電極に通電してジュール熱又はアーク自体の発熱によって原料を熔融することを特徴としている。
  (スラグ分離工程)
 スラグ分離工程S5では、熔融工程S4で得られたスラグを分離して、合金を回収する。この工程の詳細は先述したとおりである。
 なお、スラグ分離工程の後に、硫化工程や粉砕工程を設けてもよい。さらに、得られた有価金属を含む合金に対して湿式製錬プロセスを行ってもよい。硫化工程、粉砕工程及び湿式製錬プロセスの詳細は先述したとおりである。
 以下、本発明の実施例を示してより具体的に説明するが、本発明は以下の実施例に何ら限定されるものではない。
 (1)有価金属の回収
 [実施例1]
 廃リチウムイオン電池を装入物に用いて有価金属を回収した。このとき、原料の加熱熔融は、内部に電極を備えた電気炉(電気抵抗式熔融炉)を用いて行った。
 <廃電池前処理工程、粉砕工程(準備工程)>
 廃リチウムイオン電池を無害化した後に外装缶を除去し、破砕機によりサイズが5mm以下になるまで粗破砕し、これを、加熱熔融して有価金属を回収するための原料とした。
 <予備加熱工程>
 原料を加熱熔融するに先立ち、得られた原料を800℃で予備加熱(酸化焙焼)してカーボンを除去した。これにより予備加熱物(酸化焙焼物)を得た。予備加熱物のカーボン含有量は1質量%未満であった。
 <熔融工程>
 得られた予備加熱物50kgに、還元剤として黒鉛粉を、さらにフラックスとして酸化カルシウム(CaO)を添加した。還元剤の添加量は、予備加熱物中の銅(Cu)、ニッケル(Ni)及びコバルト(Co)を還元するのに適切な量になるように調整した。また、フラックスの添加量は、酸化カルシウムとアルミナとが共晶化してスラグの融点を下げる量になるように調整した。
 次いで、原料(予備加熱物と、還元剤と、フラックスとの混合物)を、図1に示されるような電気抵抗式熔融炉に装入して加熱熔融した。これにより、スラグと合金とを得た。使用した電気抵抗式熔融炉は、その炉室の側壁(炉壁)が断熱煉瓦で構築されており、その内径が600mmであった。また、炉室側壁は、厚さ20mmの緻密質マグネシアキャスターでライニングされていた。さらに、この電気炉は、その内部に3本の黒鉛電極を備えており、定格出力100kVA、最大電圧480Vであった。
 またさらに、電気抵抗式熔融炉の炉壁には、銅製ジャケットからなる冷却手段が設けられていた。また、加熱熔融の際には、原料表面に、厚さ5mmの鉄製シートを敷いた。さらに、黒鉛電極の先端が熔融した合金(熔融合金)に接触しないように電極を配置した。
 <スラグ分離工程>
 熔融工程後に、スラグを分離して合金を回収した。これを回収合金とした。
 [実施例2]
 廃リチウムイオン電池を装入物に用いて有価金属を回収した。このとき、原料の加熱熔融は、内部に電極を備えたサブマージドアーク炉を用いて行った。
 <廃電池前処理工程、粉砕工程(準備工程)>
 廃リチウムイオン電池を無害化した後に外装缶を除去し、破砕機によりサイズが5mm以下になるまで粗破砕し、これを、加熱熔融して有価金属を回収するための原料とした。
 <予備加熱工程>
 原料を加熱熔融するに先立ち、得られた原料を800℃で予備加熱(酸化焙焼)してカーボンを除去した。これにより、予備加熱物(酸化焙焼物)を得た。予備加熱物のカーボン含有量は1質量%未満であった。
 <熔融工程>
 得られた予備加熱物50kgに、還元剤として黒鉛粉を、さらにフラックスとして酸化カルシウム(CaO)を添加した。還元剤の添加量は、予備加熱物中の銅(Cu)、ニッケル(Ni)及びコバルト(Co)を還元するのに適切な量になるように調整した。また、フラックスの添加量は、酸化カルシウムとアルミナとが共晶化してスラグの融点を下げる量になるように調整した。
 次いで、原料(予備加熱物と、還元剤と、フラックスとの混合物)を、図2に示されるようなサブマージドアーク炉に装入して加熱熔融した。これにより、スラグと合金とを得た。使用したサブマージドアーク炉は、その炉室の側壁(炉壁)が断熱煉瓦で構築されており、その内径が600mmであった。また、炉室側壁は、厚さ20mmの緻密質マグネシアキャスターでライニングされていた。さらに、このサブマージドアーク炉はその内部に3本の黒鉛電極を備えており、定格出力100kVA、最大電圧480Vであった。
 またさらに、サブマージドアーク炉の炉壁には、銅製ジャケットからなる冷却手段が設けられていた。また、黒鉛電極の先端が熔融した合金(熔融合金)に接触しないように電極を配置した。
 <スラグ分離工程>
 熔融工程後に、スラグを分離して合金を回収した。これを回収合金とした。
 [比較例1]
 原料の加熱熔融を、誘導炉を用いて行った。それ以外は、実施例と同様にして有価金属を回収した。
 使用した誘導炉としては、冷却コイル(直径約700mm)の内側に耐火セメント層(厚さ約90mm)が設けられたものを用いた。加熱熔融の際には、耐火セメント層の内側に、発熱体として機能する黒鉛製坩堝(肉厚約60mm)を装入した。この黒鉛製坩堝は、その内側が緻密質マグネシアキャスターで20mmの肉厚でライニングされており、このキャスターにより発熱体が覆われていた。
 (2)評価
 実施例1、2及び比較例について、各種特性の評価を以下に示すとおりに行った。
 <成分分析>
 予備加熱物、及び冷却後の合金とスラグを粉砕し、それぞれについて蛍光X線により成分分析を行った。また、各元素の含有量から、合金及びスラグのそれぞれへの分配率を算出した。
 <耐火物熔損量>
 熔融工程での処理用いた炉の耐火物の熔損量を目視にて評価した。
 (3)結果
 下記表1に、実施例1、2及び比較例で得た予備加熱物の組成を表1に示す。予備加熱物は、主として銅(Cu)、ニッケル(Ni)、コバルト(Co)、アルミニウム(Al)、リチウム(Li)、鉄(Fe)及びマンガン(Mn)を含み、それ以外に微量のリン(P)とケイ素(Si)を含んでいた。なお、表1の組成は「質量%」での値である。
Figure JPOXMLDOC01-appb-T000001
 下記表2に、実施例1、2における、各元素の合金とスラグへの分配率を示す。表2に示されるように、有価金属である銅(Cu)、ニッケル(Ni)及びコバルト(Co)は、高い分配率で合金(メタル)へ分配されていた。これに対して、マンガン(Mn)、リン(P)、アルミニウム(Al)、リチウム(Li)、ケイ素(Si)及びカルシウム(Ca)は、その大部分がスラグへと分配されていた。このことより、銅(Cu)、ニッケル(Ni)及びコバルト(Co)の回収率はいずれも高く、またマンガン(Mn)及びリン(P)などの除去したい成分は、回収対象の合金からほぼ除去できていることが確認された。
Figure JPOXMLDOC01-appb-T000002
 下記表3に、実施例1、2及び比較例における、合金中のリン(P)の含有量、コバルト(Co)の合金への分配率、及び耐火物の熔損量を示す。表3に示されるように、実施例1、2で用いられた電気炉と比較例で用いられた誘導炉のいずれであっても、良好な結果が得られた。すなわち、コバルト(Co)回収率は97%レベルと高く、また合金中のリン(P)量は0.001質量%未満であった。
 一方で、比較例で用いた誘導炉では、耐火物であるマグネシアの熔損が4mmであったのに対し、実施例1で用いた電気炉では、マグネシアの熔損が1mm未満となり、さらには、実施例2で用いたサブマージドアーク炉では、0.8ミリ未満となって非常に熔損が小さいことが確認された。このことから、電気炉では良好な結果が得られることが分かった。
Figure JPOXMLDOC01-appb-T000003
 1  電気抵抗式熔融炉
  11  (黒鉛)電極
  12  耐火物層
 2  サブマージドアーク炉
  21  炉床
  22  (黒鉛)電極
  23  投原管
 5  原料
 6  スラグ
 7  合金(メタル)

Claims (14)

  1.  有価金属を回収する方法であって、以下の工程;
     少なくとも有価金属を含む装入物を原料として準備する工程と、
     前記原料を加熱熔融して、合金とスラグとにする工程と、
     前記スラグを分離して、有価金属を含有する合金を回収する工程と、を有し、
     前記原料を加熱熔融する際に、内部に電極を備えた電気炉の炉内に原料を装入し、さらに該電極に通電してジュール熱又はアーク自体の発熱によって該原料を熔融し、それにより原料を、熔融した合金と該合金の上方に位置する熔融したスラグとに分離する、方法。
  2.  前記電気炉が、炉壁と、前記炉壁を冷却する冷却手段と、を備える、
     請求項1に記載の方法。
  3.  前記原料を加熱熔融する際に、生成する合金に前記電極の先端が接触しないように電極を配置する、
     請求項1又は2に記載の方法。
  4.  前記原料を加熱熔融する際に、前記原料の表面にメタルシートを敷く、
     請求項1乃至3のいずれかに記載の方法。
  5.  前記電気炉は、サブマージドアーク炉であり、
     前記原料を加熱熔融する際に、前記電極の先端が生成するスラグに浸漬した状態で電極に通電して前記原料を熔融する、
     請求項1に記載の方法。
  6.  前記原料を加熱熔融する際に、生成するスラグの上にさらに追加の原料を投入して追加原料からなるカバーリング層を形成させる、
     請求項5に記載の方法。
  7.  前記合金の融点に応じて、前記電極の前記スラグへの浸漬深さを調整する、
     請求項5又は6に記載の方法。
  8.  前記電極は、黒鉛電極である、
     請求項5乃至7のいずれかに記載の方法。
  9.  前記サブマージドアーク炉は、炉壁と、該炉壁を冷却する冷却手段と、を備える、
     請求項5乃至8のいずれかに記載の方法。
  10.  前記原料を加熱熔融する際に、前記原料に還元剤を導入する、
     請求項1乃至9のいずれかに記載の方法。
  11.  前記原料を加熱熔融する際に、前記原料にフラックスを導入する、
     請求項1乃至10のいずれかに記載の方法。
  12.  前記原料を加熱熔融するに先立ち、前記原料を予備加熱して、該原料に含まれる炭素量を減少させる工程をさらに有する、
     請求項1乃至11のいずれかに記載の方法。
  13.  前記有価金属は、銅(Cu)、ニッケル(Ni)、コバルト(Co)及びこれらの組み合わせからなる群から選ばれる少なくとも一種の金属又は合金からなる、
     請求項1乃至12のいずれかに記載の方法。
  14.  前記装入物は、廃リチウムイオン電池を含む、
     請求項1乃至13のいずれかに記載の方法。

     
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