[go: up one dir, main page]

WO2023228538A1 - リチウム含有スラグ、並びに有価金属の製造方法 - Google Patents

リチウム含有スラグ、並びに有価金属の製造方法 Download PDF

Info

Publication number
WO2023228538A1
WO2023228538A1 PCT/JP2023/011423 JP2023011423W WO2023228538A1 WO 2023228538 A1 WO2023228538 A1 WO 2023228538A1 JP 2023011423 W JP2023011423 W JP 2023011423W WO 2023228538 A1 WO2023228538 A1 WO 2023228538A1
Authority
WO
WIPO (PCT)
Prior art keywords
mass
slag
melting
less
raw material
Prior art date
Legal status (The legal status is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the status listed.)
Ceased
Application number
PCT/JP2023/011423
Other languages
English (en)
French (fr)
Inventor
雄 山下
俊彦 永倉
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.)
Filing date
Publication date
Application filed by Sumitomo Metal Mining Co Ltd filed Critical Sumitomo Metal Mining Co Ltd
Priority to CA3257306A priority Critical patent/CA3257306A1/en
Priority to CN202380042843.5A priority patent/CN119278282A/zh
Priority to EP23809964.2A priority patent/EP4534707A1/en
Priority to US18/869,771 priority patent/US20250343289A1/en
Priority to KR1020247040480A priority patent/KR20250005481A/ko
Publication of WO2023228538A1 publication Critical patent/WO2023228538A1/ja
Anticipated expiration legal-status Critical
Ceased legal-status Critical Current

Links

Classifications

    • 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
    • H01M10/54—Reclaiming serviceable parts of waste accumulators
    • 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
    • C22B21/00—Obtaining aluminium
    • C22B21/0038—Obtaining aluminium by other processes
    • C22B21/0069—Obtaining aluminium by other processes from scrap, skimmings or any secondary source aluminium, e.g. recovery of alloy constituents
    • 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
    • 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
    • C22B7/001—Dry processes
    • C22B7/004—Dry processes separating two or more metals by melting out (liquation), i.e. heating above the temperature of the lower melting metal component(s); by fractional crystallisation (controlled freezing)
    • 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
    • C22B7/04—Working-up slag
    • 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
    • C22B9/00—General processes of refining or remelting of metals; Apparatus for electroslag or arc remelting of metals
    • C22B9/10—General processes of refining or remelting of metals; Apparatus for electroslag or arc remelting of metals with refining or fluxing agents; Use of materials therefor, e.g. slagging or scorifying agents
    • 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

  • the present invention relates to lithium-containing slag and a method for producing valuable metals.
  • lithium-ion batteries have become popular 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 electrolyte are sealed in an outer case.
  • the outer case is made of metal such as iron (Fe) or aluminum (Al).
  • the negative electrode material is composed of a negative electrode active material (such as graphite) fixed to a negative electrode current collector (such as copper foil).
  • the positive electrode material is composed 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 porous resin film of polypropylene or the like.
  • the electrolytic solution includes an electrolyte such as lithium hexafluorophosphate (LiPF 6 ).
  • lithium-ion batteries One of the main uses of lithium-ion batteries is hybrid cars and electric cars. Therefore, it is expected that a large amount of the lithium-ion batteries installed in automobiles will be disposed of in the future as the vehicles reach their life cycles. Additionally, some lithium-ion batteries are discarded as defective products during manufacturing. There is a demand for reusing such used batteries and defective batteries produced during manufacturing (hereinafter referred to as "waste lithium ion batteries”) as resources.
  • a pyrometallurgical process As a reuse method, a pyrometallurgical process has been proposed in which all waste lithium-ion batteries are melted in a high-temperature furnace.
  • the pyrometallurgical process melts and processes crushed waste lithium-ion batteries to recover valuable metals such as cobalt (Co), nickel (Ni), and copper (Cu), as well as iron (Fe).
  • This is a method of separating and recovering metals with low added value, such as aluminum (Al) and metals, by utilizing the difference in oxygen affinity between them. In this method, metals with low added value are oxidized as much as possible to form slag, while valuable metals are recovered as alloys with oxidation suppressed as much as possible.
  • Patent Document 1 Al2O3 , SiO2 , CaO, and MnO are included, and 3% ⁇ Li2O ⁇ 20%, 1 % ⁇ MnO ⁇ 7%, 38% ⁇ Al2O3 ⁇ 65% , CaO ⁇ 55%, and SiO 2 ⁇ 45% .
  • the Li 2 O-supported metallurgical slag disclosed in Patent Document 1 contains Al 2 O 3 at a content of more than 38%, which not only increases the slag melting point but also increases the amount of slag. Therefore, when such Li 2 O-supported metallurgical slag is generated in the process of manufacturing valuable metals from raw materials such as waste lithium ion batteries, it is necessary to increase the amount of flux added in order to lower the slag melting point. Further, as the amount of flux added increases, the amount of slag produced (slag amount) increases, so the Li content in the slag decreases, making it impossible to obtain a slag with sufficiently concentrated Li. Furthermore, if the MnO in the Li 2 O-supported metallurgical slag is less than 7% by mass and the Mn in the raw material is not included in the slag, it will be distributed to the metal and become an impurity.
  • the present invention was proposed in view of the above circumstances, and is intended to lower the slag melting point while suppressing the amount of flux added in Li-containing slag obtained by melting raw materials such as waste lithium-ion batteries containing Li and Al. It is an object of the present invention to provide a slag that can effectively control the temperature to a predetermined temperature or lower, suppress the amount of slag, and effectively concentrate Li, and a method for producing valuable metals that includes producing the slag.
  • the present inventors provide the following.
  • the first aspect of the present invention is a Li-containing slag obtained by melting a raw material containing waste lithium ion batteries containing lithium (Li) and aluminum (Al), which has a mass ratio of Al/ Li ⁇ 5 and silicon (Si)/Li ⁇ 0.7, with Al at most 30% by mass, Mn at least 6% by mass, Li at least 3% by mass and at most 20% by mass, and Si at 0% by mass. % or more and 7% by mass or less.
  • a second invention of the present invention is a Li-containing slag having a mass ratio of Si/Li ⁇ 0.35 in the first invention.
  • a third invention of the present invention is a method for producing valuable metals from raw materials including waste lithium ion batteries containing lithium (Li) and aluminum (Al), the method comprising: a pretreatment step including a treatment for removing the outer can, and a melting step of melting the raw material obtained through the pretreatment step to obtain Li-containing slag and a metal containing a valuable metal;
  • the Li-containing slag obtained in the melting step has a mass ratio of Al/Li ⁇ 5 and silicon (Si)/Li ⁇ 0.7, and contains 30% by mass or less of Al and 6% by mass of Mn.
  • the above is a method for producing a valuable metal containing Li in a proportion of 3% by mass or more and 20% by mass or less and Si in a proportion of 0% by mass or more and 7% by mass or less.
  • the oxygen partial pressure in the melt is controlled to be 10 -14 atm or more and 10 -11 atm or less. This is a manufacturing method.
  • the present invention it is possible to effectively control the slag melting point to a predetermined temperature or lower while suppressing the amount of flux added, and also to produce slag in which Li is effectively concentrated while suppressing the amount of slag, as well as the production of the slag. It is possible to provide a method for producing valuable metals containing.
  • this embodiment a specific embodiment of the present invention (hereinafter referred to as “this embodiment”) will be described. Note that the present invention is not limited to the following embodiments, and various changes can be made without departing from the gist of the present invention.
  • Lithium-containing slag The lithium (Li)-containing slag (hereinafter also simply referred to as "slag") according to the present embodiment is obtained by melting raw materials containing waste lithium ion batteries containing Li and aluminum (Al). .
  • the raw material containing waste lithium ion batteries is a concept that includes not only used lithium ion batteries (waste batteries) but also component parts of the waste batteries.
  • the Li-containing slag is used as a raw material for separating and extracting Li. Therefore, it is preferable that the Li-containing slag is one in which Li is effectively concentrated and has a large Li content.
  • the Li-containing slag according to the present embodiment has a composition with a mass ratio of Al/Li ⁇ 5 and silicon (Si)/Li ⁇ 0.7, and contains 30% by mass or less of Al. , containing manganese (Mn) in a proportion of 6% by mass or more, Li in a proportion of 3% by mass or more and 20% by mass or less, and Si in a proportion of 0% by mass or more and 7% by mass or less.
  • Mn manganese
  • the Li-containing slag contains Al.
  • Al contained in the Li-containing slag originates from the outer can that constitutes the waste lithium ion battery that is the raw material, the current collector that holds the positive electrode active material, and the like.
  • the Li-containing slag has an Al content of 30% by mass or less. Moreover, it is preferable that the content rate of Al is 25 mass % or less, and it is more preferable that it is 20 mass % or less.
  • the slag melting point can be suppressed, and the amount of flux added at a predetermined ratio to Al in the melting process can be suppressed.
  • the amount of flux added By suppressing the amount of flux added, the amount of slag (amount of slag produced) can be suppressed as a result, and the concentration of Li contained in the slag can be increased. That is, Li can be effectively concentrated in the slag.
  • the Li content is 3% by mass or more. Further, the Li content is preferably 4% by mass or more, more preferably 6% by mass or more. In a slag with a Li content of 3% by mass or more, Li is effectively concentrated, the melting point of the slag can be lowered, and the cost of recovering Li from the slag can be reduced.
  • the upper limit of the Li content is not particularly limited, but by setting it to 20% by mass or less, damage to the furnace wall refractories of the furnace used in the melting process can be prevented.
  • the value of Al/Li which is the mass ratio of Al to Li, is less than 5 (Al/Li ⁇ 5).
  • Al/Li ⁇ 4 it is preferable that Al/Li ⁇ 3.
  • Al/Li ⁇ 5 in addition to being able to reduce the amount of Al 2 O 3 generated in the slag, it is also possible to suppress the amount of flux added in the melting process, and as a result, the slag The Li concentration inside can be effectively increased.
  • the Li-containing slag contains Si in a proportion of 0% by mass or more and 7% by mass or less. Further, the Si content ratio is preferably 5% by mass or less, more preferably 3% by mass or less. When the Si content is 7% by mass or less, the Li content in the slag can be increased.
  • the value of Si/Li which is the mass ratio of Si to Li, is less than 0.7 (Si/Li ⁇ 0.7).
  • Si/Li ⁇ 0.7 the value of Si/Li, which is the mass ratio of Si to Li.
  • the mass ratio is Si/Li ⁇ 0.35.
  • Si/Li ⁇ 0.35 the Li extraction rate (leaching rate) when separating and extracting Li from slag can be improved.
  • Si/Li is less than 0.35, so that Li can be effectively and efficiently separated and extracted.
  • the Li-containing slag contains Mn in a proportion of 6% by mass or more. Moreover, it is preferable that the content rate of Mn is 8 mass % or more, and it is more preferable that it is 9.5 mass % or more.
  • the fact that the Mn content in the Li-containing slag is at least 6% by mass or more means that the majority of Mn contained in the raw material is distributed to the slag. In other words, it is a slag that can minimize the distribution of Mn to the metal produced together with the Li-containing slag during the melting process.
  • the Mn content in the Li-containing slag is 6% by mass or more
  • the Mn content in the metal can be 2% by mass or less even if the amount of slag produced is the same.
  • the purity of valuable metals can be increased.
  • the content ratio of Mn in the Li-containing slag can be set to 6% by mass or more. Specifically, by controlling the oxygen partial pressure of the melt in the range of 10 -14 atm to 10 -11 atm, the majority of the Mn contained in the raw material is distributed to the slag, and the Mn can be obtained at the same timing. Distribution of Mn to metal can be suppressed.
  • the method for producing valuable metals according to the present embodiment is a method of separating and recovering valuable metals (for example, Cu, Ni, and Co) from raw materials including waste lithium ion batteries containing lithium (Li) and aluminum (Al). be. Therefore, this method can also be referred to as a method for recovering valuable metals.
  • the method according to the present embodiment is mainly a method using a pyrometallurgical smelting process, it may also include a pyrometallurgical smelting process and a hydrometallurgical smelting process.
  • the method according to the present embodiment includes a pretreatment process including removing an outer can made of Al from a raw material containing a waste lithium ion battery, and a process of melting the raw material obtained through the pretreatment process. and a melting step of obtaining Li-containing slag and metal containing valuable metal.
  • the Li-containing slag obtained in the melting step has a mass ratio of Al/Li ⁇ 5 and silicon (Si)/Li ⁇ 0.7, and contains 30% by mass or less of Al. It is characterized by containing Mn in a proportion of 6% by mass or more, Li in a proportion of 3% by mass or more and 20% by mass or less, and Si in a proportion of 0% by mass or more and 7% by mass or less.
  • the raw materials include waste lithium ion batteries.
  • a waste lithium ion battery is a concept that includes not only the used waste battery itself, but also the component parts of the waste battery.
  • the valuable metals contained in the raw materials are those that are subject to the production method and are not particularly limited, but include, for example, copper (Cu), nickel (Ni), cobalt (Co), and combinations thereof.
  • the waste battery pretreatment step S1 involves melting a raw material containing waste lithium ion batteries to obtain a reduced product of Li-containing slag and a metal composed of valuable metals. This is the process of preparing raw materials, furnace charges).
  • the waste battery pretreatment step S1 includes a process of removing the outer can made of Al.
  • a waste lithium ion battery is generally a closed system, with an electrolytic solution and positive/negative electrode active materials contained inside an outer case made of Al. Therefore, if the processing is continued in this state, it is dangerous because, for example, there is a risk that an explosion may occur due to the electrolyte inside the outer can. Furthermore, as described above, since the outer can is mainly composed of Al, if it is subjected to melting treatment in that state, Al will be distributed in the slag and the Al content will increase.
  • the outer can made of Al is removed.
  • the electrolyte inside the outer can can also be removed, making it possible to perform a process with increased safety, and also increasing the recovery productivity of valuable metals such as Cu, Ni, and Co. I can do it.
  • the Al content rate in the slag can be reduced.
  • the Al content ratio of the slag (Li-containing slag) obtained by the melting process can be adjusted by the process of removing the outer can in the waste battery pretreatment step S1.
  • the proportion of Al charged into the melting step S3 can be significantly reduced.
  • the amount of flak added can be significantly reduced in proportion to the Al content.
  • the amount of slag obtained through the melting step S3 can be significantly reduced, and the concentration of Li contained in the slag can be increased.
  • the specific method for removing the outer can is not particularly limited. After discharging the waste lithium ion battery including the outer can, it is roasted at a temperature of 200°C to 300°C to remove the electrolyte and obtain battery contents (roasted product). Then, by subjecting the obtained battery contents to a pulverization process and sieving them, they are separated into a sieve containing Al and a furnace charge to be melted. Even when Al is lightly pulverized, it easily becomes a pulverized product and can be efficiently separated.
  • one of the purposes of the pulverization process is to increase the reaction efficiency in the pyrometallurgy process that follows the next step, and by increasing the reaction efficiency, the recovery rate of valuable metals such as Cu, Ni, and Co is increased. be able to.
  • the pulverization method is not particularly limited, and the battery contents (roasted material) can be pulverized using a conventionally known pulverizer such as a cutter mixer.
  • the pulverized waste lithium ion battery that has passed through the waste battery pretreatment step S1 can be subjected to a preheating step S2, if necessary, to be heated to a predetermined temperature and subjected to oxidation roasting. In this manner, by performing the oxidative roasting process in the preheating step S2, impurities contained in the battery contents can be removed by volatilization or thermal decomposition.
  • the preheating step S2 it is preferable to perform oxidative roasting by heating at a temperature of 700° C. or higher (preheating temperature), for example.
  • preheating temperature a temperature of 700° C. or higher
  • the efficiency of removing impurities contained in the battery can be increased.
  • the upper limit of the preheating temperature is preferably 900° C. or less, thereby making it possible to suppress thermal energy costs and improve processing efficiency.
  • the oxidative roasting process is preferably performed in the presence of an oxidizing agent.
  • carbon (C) among impurities contained in the battery contents can be efficiently removed by oxidation.
  • Al can be oxidized.
  • the main elements constituting waste lithium ion batteries are Al>Li>C>Mn>P (phosphorus)>Fe (iron)>Co>Ni>Cu, due to the difference in affinity with oxygen. It is easily oxidized in this order.
  • the oxidizing agent is not particularly limited, but from the viewpoint of ease of handling, it is preferable to use a gas containing oxygen such as air, pure oxygen, or oxygen-enriched gas. Further, the amount of the oxidizing agent introduced can be about 1.2 times the chemical equivalent required for oxidizing each substance to be oxidized.
  • the method according to the present embodiment is characterized in that the Li-containing slag obtained by the treatment in the melting step S3 has the following composition.
  • the Li-containing slag has a mass ratio of Al/Li ⁇ 5 and silicon (Si)/Li ⁇ 0.7, and contains 30% by mass or less of Al, 6% or more by mass of Mn, and 6% by mass or more of Li. It contains Si in a proportion of 3% by mass or more and 20% by mass or less, and 0% by mass or more and 7% by mass or less.
  • the slag melting point can be appropriately controlled to a predetermined temperature or lower while suppressing the amount of flux added. Furthermore, since the amount of flux added can be suppressed, the amount of slag produced can be suppressed, and as a result, slag in which Li is effectively concentrated can be obtained.
  • the Li-containing slag obtained by the melting process can be used as a raw material for separating and extracting Li. Therefore, it is preferable that the amount of slag produced through the melting process is small, thereby increasing the Li content and producing slag with concentrated Li.
  • Li-containing slag having the above-mentioned composition is as described above, so a detailed explanation thereof will be omitted here.
  • the oxygen partial pressure in the melt produced by melting the raw materials is controlled within the range of 10 -14 atm to 10 -11 atm.
  • the oxygen partial pressure in the melt is an indicator of the degree of reduction in the melting process, and by controlling the degree of reduction so that the oxygen partial pressure falls within the range mentioned above, it is possible to maintain a high recovery rate of valuable metals, especially Co. , distribution of Mn, which becomes an impurity, to the metal can be suppressed.
  • the degree of reduction based on the oxygen partial pressure in the melt is controlled by continuously measuring and monitoring the oxygen partial pressure in the melt. For example, if the oxygen partial pressure exceeds 10 ⁇ 11 atm, control is performed to increase the degree of reduction by adding a reducing agent. Further, if the oxygen partial pressure is less than 10 ⁇ 14 atm, the degree of reduction is controlled to be reduced by adding an oxidizing agent.
  • the method of measuring the oxygen partial pressure is not particularly limited as long as it is a method that can directly measure the oxygen partial pressure in the melt.
  • a method of measuring by using an oxygen analyzer equipped with an oxygen sensor (oxygen probe) and inserting the sensor so that the tip of the oxygen sensor is immersed in the melt there is a method of measuring by using an oxygen analyzer equipped with an oxygen sensor (oxygen probe) and inserting the sensor so that the tip of the oxygen sensor is immersed in the melt.
  • oxygen sensor a known sensor such as a zirconia solid electrolyte oxygen sensor (oxygen probe) may be used.
  • a known method may be used to increase or decrease the oxygen partial pressure in the melt, in other words, to control the degree of reduction using the oxygen partial pressure in the melt as an index.
  • a reducing agent or an oxidizing agent is introduced into the raw material to be heated and melted or into the melt obtained by melting the raw material.
  • materials with high carbon quality graphite powder, graphite grains, coal, coke, etc.
  • carbon monoxide, etc. can be used.
  • components with high carbon quality can also be used as the reducing agent.
  • an oxidizing gas air, oxygen, etc.
  • a material with low carbon quality etc.
  • the raw materials subjected to the heat-melting process components with low carbon quality can also be used as the oxidizing agent.
  • the method for introducing the reducing agent and the oxidizing agent may be carried out by any known method.
  • the reducing agent or oxidizing agent is a solid substance, it may be introduced by adding it to the raw material or melt.
  • the reducing agent or oxidizing agent is a gaseous substance, it may be introduced by blowing it into the melting furnace through an inlet such as a lance provided in the melting furnace.
  • the timing of introducing the reducing agent and oxidizing agent is not particularly limited.
  • the reducing agent and oxidizing agent may also be introduced when the raw materials to be subjected to heating and melting are introduced into the melting furnace.
  • a reducing agent or an oxidizing agent may be introduced at the stage when the raw material is melted into a molten material.
  • a reducing agent or an oxidizing agent is introduced into the melting furnace at the same time as the raw material to be heated and melted, and the oxygen partial pressure in the melt is measured at the stage when the raw material is melted into a molten body. Based on the measurement results, it is determined whether to additionally introduce a reducing agent or an oxidizing agent. For example, if the measured value of oxygen partial pressure deviates from the target value, it is sufficient to introduce additional reducing agent or oxidizing agent, whereas if it approximates the target value, there is no need to introduce additional agent. .
  • the degree of reduction in the melting process may be controlled using the Co grade in the slag as an index of the degree of reduction. This degree of reduction is controlled by sampling the slag and analyzing the Co grade. If the Co grade obtained is 0.1% by mass or less, an oxidizing agent is added, and if it exceeds 1% by mass, reduction is performed. This is done by adding an agent. By controlling the reducing agent in this manner, Mn in the metal can be reduced while efficiently distributing Mn in the raw material to the slag. As a result, it becomes possible to efficiently distribute and recover valuable metals such as Cu, Ni, and Co.
  • the flux added in the melting process preferably contains an element that takes in impurity elements and forms a basic oxide with a low melting point.
  • an element that takes in impurity elements and forms a basic oxide with a low melting point preferably contains a calcium compound because it is inexpensive and stable at room temperature.
  • the calcium compound for example, calcium oxide or calcium carbonate can be used.
  • the heating temperature (melting temperature) in the melting process is not particularly limited, but is preferably 1300°C or higher, more preferably 1350°C or higher.
  • valuable metals such as Cu, Ni, and Co are efficiently melted, and an alloy is formed with sufficiently increased fluidity. Therefore, it is possible to improve the efficiency of separating valuable metals and impurity components in the slag separation step S4, which will be described later.
  • the heating temperature is less than 1300° C., the separation efficiency between valuable metals and impurities may become insufficient.
  • the upper limit of the heating temperature in the melting process is preferably 1600°C or less. If the heating temperature exceeds 1,600° C., thermal energy is wasted, and refractories such as the crucible and the furnace wall are severely worn out, which may reduce productivity.
  • the fluidity of the melt is low when the heating temperature is reached, and there is some unmelted material, so it is necessary to maintain the heating temperature for, for example, 30 minutes or more.
  • slag separation process In the slag separation step S4, slag is separated from the reduced product obtained in the melting step S3, and metals containing valuable metals are recovered. This provides the metal to be manufactured. As described above, the reduced metal and slag are separated in the crucible due to their different specific gravity, so the slag can be separated and the molten metal can be efficiently recovered.
  • the slag separated from the reduced product is a Li-containing slag that has effectively concentrated Li, and by separating it from the reduced product and recovering it, it can be used as a raw material for separating and extracting Li. be able to.
  • waste lithium ion batteries 18650 type cylindrical batteries, used prismatic batteries for automobiles, and defective products collected during the battery manufacturing process were prepared. These waste batteries were immersed in salt water and discharged, then water was removed and roasted in the atmosphere at 260°C to remove the electrolyte to obtain battery contents.
  • ⁇ Oxidation roasting process The obtained pulverized material (charged material) was oxidized and roasted to obtain an oxidized and roasted material.
  • the oxidative roasting was performed in the atmosphere at 900° C. for 180 minutes using a rotary kiln.
  • the mixture charged in the crucible was heated and subjected to a reduction melting treatment to alloy valuable metals, thereby obtaining a reduced product containing an alloy and slag (Li-containing slag).
  • the reduction melting process was performed by resistance heating at a temperature of 1450° C. for 60 minutes.
  • the oxygen partial pressure in the melt was measured using an oxygen analyzer equipped with an oxygen probe (OXT-O, manufactured by Kawaso Denki Kogyo Co., Ltd.) at the tip. Further, in the reduction melting process, the oxygen partial pressure in the melt was controlled to be in the range of 10 -14 atm to 10 -11 atm. Note that the oxygen partial pressure was controlled by adding graphite or blowing air using a lance.
  • Comparative Examples 1 and 2 In Comparative Example 1, the treatment was carried out in the same manner as in the example except that the degree of reduction was controlled so that the oxygen partial pressure in the melt was less than 10 ⁇ 14 atm. As a result, the Mn grade in the obtained Li-containing slag was less than 6% by mass.
  • Comparative Example 2 the treatment was carried out in the same manner as in the Example except that Al separation was not performed.
  • the Al/Li ratio of the obtained Li-containing slag was 5 or more, and the Mn grade was less than 6% by mass.
  • the Al grade in the raw material was 20% by mass.
  • Tables 1 and 2 below show the compositions of the Li-containing slags obtained by the treatments of Examples 1 to 4 and Comparative Examples 1 and 2. Further, Table 3 below shows the processing conditions such as the amount of flux added and the amount of slag produced, and the results of the Mn grade in the metal and the Co grade in the slag.
  • the Mn content ratio in the Li-containing slags obtained in Examples 1 to 4 was 6% by mass or more, and the majority of Mn contained in the raw material was efficiently distributed into the slag.
  • Mn can be reduced to the metal obtained at the same timing.
  • the Mn quality in the metal could be reduced to 2% by mass or less.

Landscapes

  • Engineering & Computer Science (AREA)
  • Chemical & Material Sciences (AREA)
  • Manufacturing & Machinery (AREA)
  • Materials Engineering (AREA)
  • Organic Chemistry (AREA)
  • Metallurgy (AREA)
  • Mechanical Engineering (AREA)
  • Environmental & Geological Engineering (AREA)
  • Geology (AREA)
  • General Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
  • Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
  • Chemical Kinetics & Catalysis (AREA)
  • Electrochemistry (AREA)
  • General Chemical & Material Sciences (AREA)
  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
  • Processing Of Solid Wastes (AREA)
  • Secondary Cells (AREA)

Abstract

Ｌｉ及びＡｌを含む廃リチウムイオン電池等の原料を熔融して得られるＬｉ含有スラグにおいて、フラックス添加量を抑えつつスラグ融点を所定温度以下に効果的にコントロールでき、また、スラグ量を抑えてＬｉを効果的に濃縮させたスラグを提供する。　本発明は、リチウム（Ｌｉ）及びアルミニウム（Ａｌ）を含有する廃リチウムイオン電池を含む原料を熔融して得られるＬｉ含有スラグであって、質量比で、Ａｌ／Ｌｉ＜５、かつケイ素（Ｓｉ）／Ｌｉ＜０．７の関係を有し、Ａｌを３０質量％以下、Ｍｎを６質量％以上、Ｌｉを３質量％以上２０質量％以下、Ｓｉを０質量％以上７質量％以下、の割合で含有することを特徴とする。

Description

リチウム含有スラグ、並びに有価金属の製造方法
　本発明は、リチウム含有スラグ、並びに有価金属の製造方法に関するものである。
　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。
　例えばリチウムイオン電池においては、外装缶は、鉄（Ｆｅ）やアルミニウム（Ａｌ）等の金属により構成される。また、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）により構成される。また、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）により構成される。また、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構成される。また、電解液は、六フッ化リン酸リチウム（ＬｉＰＦ６）等の電解質を含んで構成される。
　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となっている。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もある。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」と称する）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は、廃リチウムイオン電池を高温炉で全量熔解する乾式製錬プロセスが提案されている。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することで、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はこれを極力酸化してスラグとする一方で、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では、Ａｌ２Ｏ３、ＳｉＯ２、ＣａＯ、及びＭｎＯを含み、３％＜Ｌｉ２Ｏ＜２０％、１％＜ＭｎＯ＜７％、３８％＜Ａｌ２Ｏ３＜６５％、ＣａＯ＜５５％、及びＳｉＯ２＜４５％、の重量組成であることを特徴とするＬｉ２Ｏ担持冶金スラグについての技術が開示されている。
　しかしながら、特許文献１に開示のＬｉ２Ｏ担持冶金スラグでは、Ａｌ２Ｏ３を３８％超の含有率で含んでおり、スラグ融点を高めてしまうだけでなく、スラグ量を増加させてしまう。そのため、廃リチウムイオン電池等の原料から有価金属を製造するプロセスにおいて、このようなＬｉ２Ｏ担持冶金スラグが生成すると、スラグ融点を低下させるためにフラックス添加量を多くする必要性が生じる。また、フラックス添加量が増えることによって、スラグ生成量（スラグ量）が増加してしまうため、スラグ中のＬｉ含有率が低減し、十分にＬｉを濃縮させたスラグが得られない。また、Ｌｉ２Ｏ担持冶金スラグ中のＭｎＯが７質量％未満であり、原料中のＭｎはスラグに含まれない場合にはメタルに分配され、不純物となる。
特表２０１９―５０２８２６号公報
　本発明は、このような実情に鑑みて提案されたものであり、Ｌｉ及びＡｌを含む廃リチウムイオン電池等の原料を熔融して得られるＬｉ含有スラグにおいて、フラックス添加量を抑えつつスラグ融点を所定温度以下に効果的にコントロールでき、また、スラグ量を抑えてＬｉを効果的に濃縮させたスラグ、並びにそのスラグを生成させることを含む有価金属の製造方法を提供することを目的とする。
　本発明者らは、上述した課題を解決するために、本発明は以下のものを提供する。
　（１）本発明の第１の発明は、リチウム（Ｌｉ）及びアルミニウム（Ａｌ）を含有する廃リチウムイオン電池を含む原料を熔融して得られるＬｉ含有スラグであって、質量比で、Ａｌ／Ｌｉ＜５、かつケイ素（Ｓｉ）／Ｌｉ＜０．７の関係を有し、Ａｌを３０質量％以下、Ｍｎを６質量％以上、Ｌｉを３質量％以上２０質量％以下、Ｓｉを０質量％以上７質量％以下、の割合で含有する、Ｌｉ含有スラグである。
　（２）本発明の第２の発明は、第１の発明において、質量比でＳｉ／Ｌｉ＜０．３５の関係を有する、Ｌｉ含有スラグである。
　（３）本発明の第３の発明は、リチウム（Ｌｉ）及びアルミニウム（Ａｌ）を含有する廃リチウムイオン電池を含む原料から有価金属を製造する方法であって、前記原料から、Ａｌにより構成される外装缶を取り除く処理を含む前処理工程と、前記前処理工程を経て得られた原料を熔融して、Ｌｉ含有スラグと、有価金属を含むメタルとを得る熔融工程と、を有し、前記熔融工程で得られる前記Ｌｉ含有スラグが、質量比で、Ａｌ／Ｌｉ＜５、かつケイ素（Ｓｉ）／Ｌｉ＜０．７の関係を有し、Ａｌを３０質量％以下、Ｍｎを６質量％以上、Ｌｉを３質量％以上２０質量％以下、Ｓｉを０質量％以上７質量％以下、の割合で含有する、有価金属の製造方法である。
　（４）本発明の第４の発明は、第３の発明において、前記熔融工程では、熔体中の酸素分圧が１０－１４ａｔｍ以上１０－１１ａｔｍ以下となるように制御する、有価金属の製造方法である。
　本発明によれば、フラックス添加量を抑えつつスラグ融点を所定温度以下に効果的にコントロールでき、また、スラグ量を抑えてＬｉを効果的に濃縮させたスラグ、並びにそのスラグを生成させることを含む有価金属の製造方法を提供することができる。
　また、このようなＬｉ含有スラグを生成させる熔融処理により、原料中のＭｎが効果的にスラグに分配され、有価金属を含むメタルの純度を高めることができる。
　以下、本発明の具体的な実施形態（以下、「本実施の形態」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．リチウム含有スラグ≫
　本実施の形態に係るリチウム（Ｌｉ）含有スラグ（以下、単に「スラグ」ともいう）は、Ｌｉ及びアルミニウム（Ａｌ）を含有する廃リチウムイオン電池を含む原料を熔融処理して得られるものである。なお、廃リチウムイオン電池を含む原料とは、使用済みのリチウムイオン電池（廃電池）のみならず、その廃電池の構成部品も含む概念である。
　Ｌｉ含有スラグは、Ｌｉを分離抽出して回収するための原料に用いられる。したがって、Ｌｉ含有スラグは、Ｌｉが効果的に濃縮されて、その含有割合が大きいものであることが好ましい。
　具体的に、本実施の形態に係るＬｉ含有スラグは、質量比で、Ａｌ／Ｌｉ＜５、かつケイ素（Ｓｉ）／Ｌｉ＜０．７の関係の組成を有し、Ａｌを３０質量％以下、マンガン（Ｍｎ）を６質量％以上、Ｌｉを３質量％以上２０質量％以下、Ｓｉを０質量％以上７質量％以下、の割合で含有する、ことを特徴とする。
　Ｌｉ含有スラグは、Ａｌを含む。Ｌｉ含有スラグに含まれるＡｌは、原料の廃リチウムイオン電池を構成する外装缶や、正極活物質を保持する集電体等に由来する。Ｌｉ含有スラグでは、そのＡｌの含有割合が３０質量％以下である。また、Ａｌの含有割合は、２５質量％以下であることが好ましく、２０質量％以下であることがより好ましい。
　このように、Ａｌの含有割合が３０質量％以下であることにより、スラグ融点が抑えられ、熔融処理においてＡｌに対して所定の割合で添加するフラックスの量を抑えることができる。そして、フラックス添加量が抑えられることにより、結果として、スラグ量（スラグ生成量）を抑えることができ、スラグに含有されるＬｉの濃度を高めることができる。すなわち、スラグ中にＬｉを効果的に濃縮することができる。
　Ｌｉ含有スラグにおいては、Ｌｉの含有割合が３質量％以上である。また、Ｌｉの含有割合は、４質量％以上であることが好ましく、６質量％以上であることがより好ましい。Ｌｉの含有割合が３質量％以上のスラグでは、Ｌｉが有効に濃縮されており、スラグの融点を下げることができるとともに、そのスラグからのＬｉ回収のコストを低減できる。なお、Ｌｉの含有割合の上限値としては、特に限定されないが、２０質量％以下であることにより、熔融処理において使用する炉の炉壁耐火物の損傷を防ぐことができる。
　また、Ｌｉ含有スラグにおいては、ＡｌとＬｉとの質量比であるＡｌ／Ｌｉの値が５未満（Ａｌ／Ｌｉ＜５）である。また、Ａｌ／Ｌｉ＜４であることが好ましく、Ａｌ／Ｌｉ＜３であることがより好ましい。このように、Ａｌ／Ｌｉ＜５の関係を満たすことで、スラグに生成するＡｌ２Ｏ３の量を低減できることに加えて、熔融処理でのフラックス添加量も抑えることができ、その結果、スラグ中のＬｉ濃度を効果的に高めることができる。
　Ｌｉ含有スラグにおいては、Ｓｉを０質量％以上、７質量％以下の割合で含有する。また、Ｓｉ含有割合は、５質量％以下であることが好ましく、３質量％以下であることがより好ましい。Ｓｉ含有割合が７質量％以下であることにより、スラグ中のＬｉ含有割合を高めることができる。
　また、Ｌｉ含有スラグにおいては、ＳｉとＬｉとの質量比であるＳｉ／Ｌｉの値が０．７未満（Ｓｉ／Ｌｉ＜０．７）である。このように、Ｓｉ／Ｌｉ＜０．７の関係を満たすスラグが得られるように熔融処理を行うことで、スラグ中のＬｉ含有割合を効果的に高めることができる。すなわち、熔融処理では、例えばスラグ中に生成するＡｌ２Ｏ３によるスラグ融点の上昇をフラックスの添加によって抑えるが、スラグ融点を低下させる効果が比較的少ない二酸化ケイ素（ＳｉＯ２）の使用やＳｉの混入をできるだけ避けることで、効率的にスラグ中のＬｉ含有割合を高めることができる。
　なお、フラックスとしては、後述するが、スラグ融点を低下させる効果の大きい酸化カルシウム（ＣａＯ）等を使用することが好ましい。
　さらに、Ｌｉ含有スラグにおいては、質量比でＳｉ／Ｌｉ＜０．３５であることがより好ましい。Ｓｉ／Ｌｉ＜０．３５の関係を満たすことで、スラグからＬｉを分離抽出する際のＬｉ抽出率（浸出率）を向上させることができる。例えば、Ｌｉ含有スラグに含まれるＬｉを、鉱酸等を使用して液中に抽出（浸出）するにあたり、ＳｉＯがＬｉの周りに存在すると、そのＬｉ抽出率が急激に低下する。そのため、Ｌｉ含有スラグにおいては、好ましくはＳｉ／Ｌｉが０．３５未満であることで、Ｌｉを効果的にかつ効率的に分離抽出することができる。
　Ｌｉ含有スラグにおいては、Ｍｎを６質量％以上の割合で含有する。また、Ｍｎの含有割合は、８質量％以上であることが好ましく、９．５質量％以上であることがより好ましい。Ｌｉ含有スラグにおけるＭｎの含有割合が少なくとも６質量％以上であることは、原料に含まれるＭｎの過半の割合がスラグに分配されていることを意味する。すなわち、熔融処理においてＬｉ含有スラグと共に生成するメタルへのＭｎの分配を最低限とすることができるスラグである。
　なお、Ｌｉ含有スラグにおけるＭｎ含有割合が６質量％以上であるとき、スラグ生成量が同等の場合であっても、メタル中のＭｎ含有割合は２質量％以下とすることができ、メタル中の有価金属の純度を高めることができる。
　詳しくは後述するが、廃リチウムイオン電池を含む原料に対する熔融処理において、熔体中の酸素分圧を制御することで、Ｌｉ含有スラグ中のＭｎの含有割合を６質量％以上とすることができる。具体的には、熔体の酸素分圧を１０－１４ａｔｍ以上１０－１１ａｔｍ以下の範囲に制御することにより、原料に含まれるＭｎの過半の割合をスラグに分配させ、同じタイミングで得られるメタルへのＭｎの分配を抑えることができる。
　≪２．有価金属の製造方法≫
　本実施の形態に係る有価金属の製造方法は、リチウム（Ｌｉ）及びアルミニウム（Ａｌ）を含有する廃リチウムイオン電池を含む原料から、有価金属（例えばＣｕ、Ｎｉ、Ｃｏ）を分離回収する方法である。したがって、この方法は、有価金属の回収方法とも言い換えることができる。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方法であるが、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。
　具体的に、本実施の形態に係る方法は、廃リチウムイオン電池を含む原料からＡｌにより構成される外装缶を取り除く処理を含む前処理工程と、前処理工程を経て得られた原料を熔融して、Ｌｉ含有スラグと、有価金属を含むメタルとを得る熔融工程と、を有する。
　そして、この方法では、熔融工程で得られるＬｉ含有スラグが、質量比で、Ａｌ／Ｌｉ＜５、かつケイ素（Ｓｉ）／Ｌｉ＜０．７の関係を有し、Ａｌを３０質量％以下、Ｍｎを６質量％以上、Ｌｉを３質量％以上２０質量％以下、Ｓｉを０質量％以上７質量％以下、の割合で含有するものであることを特徴としている。
　原料は、上述したように、廃リチウムイオン電池を含むものである。廃リチウムイオン電池は、使用済みの廃電池そのもののみならず、その廃電池の構成部品も含む概念である。また、その原料に含まれる有価金属は、当該製造方法の対象となるものであって、特に限定されないが、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。
　［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を含む原料を熔融処理してＬｉ含有スラグと有価金属により構成されるメタルとの還元物を得るにあたり、その熔融処理に供する被熔融物（被熔融原料、炉装入物）を準備する工程である。特に、廃電池前処理工程Ｓ１では、Ａｌにより構成される外装缶を取り除く処理を含む。
　廃リチウムイオン電池は、一般的に、Ａｌにより構成される外装缶の内部に、電解液や正極／負極の活物質が含まれて構成され、密閉系である。そのため、そのままの状態で処理を進めると、例えば外装缶の内部の電解液等によって爆発が生じる等の恐れがあり危険である。また、上述のように、外装缶は主にＡｌにより構成されているため、そのままの状態で熔融処理を施すと、スラグ中にＡｌが分配されＡｌ含有量が増加する。
　そこで、廃電池前処理工程Ｓ１では、少なくとも、Ａｌにより構成される外装缶を取り除く処理を行う。外装缶を取り除く処理を行うことで、外装缶の内部の電解液も除去でき安全性を高めた処理を行うことができ、また、Ｃｕ、Ｎｉ、Ｃｏ等の有価金属の回収生産性を高めることができる。また、外装缶に由来するＡｌの混入を避けることができることから、スラグ中のＡｌ含有割合を低減することができる。言い換えると、廃電池前処理工程Ｓ１での外装缶を取り除く処理により、熔融処理により得られるスラグ（Ｌｉ含有スラグ）のＡｌ含有割合を調整することができる。
　このように、外装缶に含まれるＡｌを分離することで、熔融工程Ｓ３に装入されるＡｌの割合を大幅に削減することができる。これにより、Ａｌが含まれることでその含有量に比例して添加するフラックの使用量を大幅に抑えることができる。そしてその結果、熔融工程Ｓ３を経て得られるスラグ量を大幅に圧縮でき、スラグ中に含まれるＬｉの濃度を引き上げることができる。
　外装缶を取り除く具体的な方法としては、特に限定されない。外装缶を含む廃リチウムイオン電池を放電させたのち、２００℃～３００℃の温度で焙焼することで電解液を除去して電池内容物（焙焼物）を得る。そして、得られた電池内容物に対して粉砕処理を施して篩分けすることで、Ａｌを含む篩上と、熔融対象となる炉装入物とに分離する。Ａｌは、軽度の粉砕であっても容易に粉砕物となって効率的に分離できる。
　なお、粉砕処理は、次工程以降の乾式製錬プロセスでの反応効率を高めることも目的の一つであり、反応効率を高めることで、Ｃｕ、Ｎｉ、Ｃｏ等の有価金属の回収率を高めることができる。粉砕方法としては、特に限定されず、カッターミキサー等の従来公知の粉砕機を用いて、電池の内容物（焙焼物）を粉砕することができる。
　［予備加熱工程］
　廃電池前処理工程Ｓ１を経た廃リチウムイオン電池の粉砕物に対して、必要に応じて予備加熱工程Ｓ２を設け、所定の温度に加熱して酸化焙焼の処理を行うことができる。このように、予備加熱工程Ｓ２において酸化焙焼の処理を行うことで、電池内容物に含まれる不純物を揮発させ、又は熱分解させて除去することができる。
　予備加熱工程Ｓ２では、例えば７００℃以上の温度（予備加熱温度）で加熱して酸化焙焼することが好ましい。予備加熱温度を７００℃以上とすることで、電池に含まれる不純物の除去効率を高めることができる。一方で、予備加熱温度の上限値としては、９００℃以下とすることが好ましく、これにより、熱エネルギーコストを抑制することができ、処理効率を高めることができる。
　酸化焙焼の処理は、酸化剤の存在下で行うことが好ましい。これにより、電池内容物に含まれる不純物のうちの炭素（Ｃ）を効率的に酸化除去することができる。また、Ａｌを酸化することができる。特に、Ｃを酸化除去することで、その後の熔融工程Ｓ３にて局所的に発生する有価金属の熔融微粒子が、Ｃによる物理的な障害なく凝集することが可能となり、熔融物として得られる合金を一体化させ回収し易くすることができる。なお、一般的に、廃リチウムイオン電池を構成する主要元素は、酸素との親和力の差により、Ａｌ＞Ｌｉ＞Ｃ＞Ｍｎ＞Ｐ（リン）＞Ｆｅ（鉄）＞Ｃｏ＞Ｎｉ＞Ｃｕ、の順に酸化され易い。
　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から、空気、純酸素、酸素富化気体等の酸素を含む気体を用いることが好ましい。また、酸化剤の導入量は、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倍程度とすることができる。
　［熔融工程］
　熔融工程（還元熔融工程）Ｓ３では、廃リチウムイオン電池の粉砕物（被熔融物、炉装入物）を、フラックスと共に熔融（還元熔融）して、有価金属を含む熔融メタルと、Ｌｉを含むスラグ（Ｌｉ含有スラグ）と、からなる還元物を得る。これにより、Ａｌ等の不純物元素は酸化物としてスラグに含まれるようになり、Ｐもフラックスに取り込まれてスラグに含まれるようになる。一方で、酸化物を形成し難いＣｕ等の有価金属は熔融し、熔融物から一体化した合金として回収できる。
　ここで、本実施の形態に係る方法では、熔融工程Ｓ３での処理により得られるＬｉ含有スラグが、以下の組成を有することを特徴としている。すなわち、Ｌｉ含有スラグは、質量比で、Ａｌ／Ｌｉ＜５、かつケイ素（Ｓｉ）／Ｌｉ＜０．７の関係を有し、Ａｌを３０質量％以下、Ｍｎを６質量％以上、Ｌｉを３質量％以上２０質量％以下、Ｓｉを０質量％以上７質量％以下、の割合で含有する。
　このようなＬｉ含有スラグが得られる熔融処理では、フラックス添加量を抑えながらスラグ融点を所定温度以下に適切にコントロールすることができる。また、フラックス添加量を抑えることができることから、スラグ生成量を抑えることができ、これによりＬｉを効果的に濃縮させたスラグが得られる。
　熔融処理により得られたＬｉ含有スラグは、Ｌｉを分離抽出するための原料として用いることができる。したがって、熔融処理を経て生成するスラグ量は少ないことが好ましく、これにより、Ｌｉ含有割合が増え、Ｌｉが濃縮されたスラグとなる。
　なお、上述した組成のＬｉ含有スラグについては、上述したとおりであるため、ここでの詳細な説明は省略する。
　また、熔融処理においては、原料が熔融して生成する熔体中の酸素分圧を１０－１４ａｔｍ以上１０－１１ａｔｍ以下の範囲に制御する。熔体中の酸素分圧は、熔融処理における還元度の指標となり、酸素分圧が上述した範囲となるように還元度を制御することで、有価金属、特にＣｏの回収率を高く維持しながら、不純物となるＭｎのメタルへの分配を抑えることができる。言い換えると、原料中のＭｎを効率的にスラグへ分配させながら、メタル中のＭｎを低減でき、その結果、Ｃｕ、Ｎｉ、Ｃｏ等の有価金属を効率的にメタルに分配させ、回収することが可能になる。
　熔体中の酸素分圧に基づく還元度の制御は、熔体中の酸素分圧を連続的に測定して監視することで行う。例えば、酸素分圧が１０－１１ａｔｍを超えていれば、還元剤を添加することで還元度を高めるように制御する。また、酸素分圧が１０－１４ａｔｍ未満であれば、酸化剤を添加することで還元度を低下させるように制御する。
　酸素分圧を測定する方法は、熔体中の酸素分圧を直接測定できる方法であれば特に限定されない。例えば、酸素センサー（酸素プローブ）を備えた酸素分析計を用い、その酸素センサーの先端が熔体に浸かるようにセンサーを差し込んで測定する方法が挙げられる。なお、酸素センサーとしては、ジルコニア固体電解式酸素センサー（酸素プローブ）等の公知のセンサーを用いればよい。
　熔体中の酸素分圧を増減させる方法、言い換えると、熔体中の酸素分圧を指標にした還元度の制御の方法は、公知の方法で行えばよい。例えば、上述したように、加熱熔融の処理に供される原料やそれが熔解した熔体に還元剤や酸化剤を導入する方法が挙げられる。還元剤としては、炭素品位の高い材料（黒鉛粉、黒鉛粒、石炭、コークス等）や一酸化炭素等を用いることができる。加熱熔融の処理に供される原料のうち炭素品位の高い成分を還元剤として用いることもできる。また、酸化剤としては、酸化性ガス（空気、酸素等）や炭素品位の低い材料等を用いることができる。加熱熔融の処理に供される原料のうち炭素品位の低い成分を酸化剤として用いることもできる。
　また、還元剤や酸化剤の導入方法についても、公知の方法で行えばよい。例えば、還元剤や酸化剤が固体状物質である場合には、これを原料や熔体に投入して導入すればよい。還元剤や酸化剤がガス状物質である場合には、熔融炉に設けられたランス等の導入口からこれを吹き込んで導入すればよい。また、還元剤や酸化剤の導入タイミングについても、特に限定されず、例えば、加熱熔融の処理に供される原料を熔融炉内に投入する際に還元剤や酸化剤も併せて導入してもよく、あるいは原料が熔融して熔体になった段階で還元剤や酸化剤を導入してもよい。
　好適には、加熱熔融の処理に供される原料と同時に還元剤や酸化剤を熔融炉内に導入し、原料が熔融して熔体になった段階で熔体中の酸素分圧を測定し、その測定結果に基づいて還元剤や酸化剤を追加で導入するか否かを決定する。例えば、酸素分圧の測定値が目標値から外れていた場合には、還元剤や酸化剤を追加で導入すればよく、一方で目標値に近似していた場合には追加導入する必要はない。
　なお、還元度の指標としてスラグ中のＣｏ品位を使用し、熔融処理の還元度を制御してもよい。この還元度の制御は、スラグをサンプリングしてＣｏ品位を分析し、得られたＣｏ品位が、例えば０．１質量％以下であれば酸化剤を添加し、１質量％を超えていれば還元剤を添加することで行う。このような還元剤の制御によっても、原料中のＭｎを効率的にスラグに分配させながら、メタル中のＭｎを低減できる。その結果、Ｃｕ、Ｎｉ、Ｃｏ等の有価金属を効率的にメタルに分配させ、回収することが可能になる。
　熔融処理において添加す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であることが好ましい。その中でも、安価で常温において安定である点で、カルシウム化合物を含むことがより好ましい。具体的に、カルシウム化合物としては、例えば、酸化カルシウム、炭酸カルシウムを用いることができる。
　熔融処理における加熱温度（熔融温度）としては、特に限定されないが、１３００℃以上とすることが好ましく、１３５０℃以上とすることがより好ましい。１３００℃以上の温度で熔融処理を行うことにより、Ｃｕ、Ｎｉ、Ｃｏ等の有価金属が効率的に熔融し、流動性が十分に高められた状態で合金が形成される。そのため、後述するスラグ分離工程Ｓ４における有価金属と不純物成分との分離効率を向上させることができる。なお、加熱温度が１３００℃未満であると、有価金属と不純物との分離効率が不十分となる可能性がある。また、熔融処理における加熱温度の上限値としては、１６００℃以下とすることが好ましい。加熱温度が１６００℃を超えると、熱エネルギーが無駄に消費され、坩堝や炉壁等の耐火物の消耗も激しくなり、生産性が低下する可能性がある。
　また、熔融処理における加熱に際して、加熱温度に達した段階では熔融物の流動性が低く、熔け残りがあるため、例えば３０分以上に亘って加熱温度を保持する必要がある。なお、最終的には、坩堝内を観察し、鉄製の検尺棒で完全に熔体になっているか確認することが好ましい。熔融後、流動性が高くなったメタルとスラグとは、坩堝内においてその比重によって、下層にメタル、上層にスラグというように分離される。このあと、冷却、粉砕処理を行う。
　なお、熔融処理においては、粉塵や排ガス等が発生することがあるが、従来公知の排ガス処理を施すことによって無害化することができる。
　［スラグ分離工程］
　スラグ分離工程Ｓ４では、熔融工程Ｓ３において得られる還元物からスラグを分離して有価金属を含むメタルを回収する。これにより、製造対象のメタルが得られる。還元物であるメタルとスラグとは、上述したように、坩堝内においてその比重の違いにより分離しているため、スラグを分離して効率的に熔融メタルを回収することができる。
　また、上述したように、還元物から分離したスラグは、効果的にＬｉを濃縮させたＬｉ含有スラグであり、還元物から分離して回収することで、Ｌｉを分離抽出するための原料として用いることができる。
　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１～４］
　廃リチウムイオン電池を原料に用いて有価金属を回収した。回収は、以下の工程にしたがって行った。
　　＜廃電池前処理工程（準備工程）＞
　廃リチウムイオン電池として、１８６５０型円筒型電池、車載用の使用済み角形電池、及び電池製造工程で回収した不良品を準備した。これらの廃電池を塩水中に浸漬し放電させた後、水分を除去し、大気中２６０℃で焙焼して電解液を除去し、電池内容物を得た。
　　＜粉砕工程（準備工程）＞
　得られた電池内容物を、粉砕機（グッドカッター，株式会社氏家製作所製）を用いて粉砕した。次に、渦電流を利用したアルミニウム選別機により選別した後、粉砕物を篩振とう機を用いて篩分けし、篩上としてアルミニウムを分離し、篩下を装入物とした。
　　＜酸化焙焼工程＞
　得られた粉砕物（装入物）を酸化焙焼して酸化焙焼物を得た。酸化焙焼は、ロータリーキルンを用いて、大気中９００℃で１８０分間の条件で行った。
　　＜還元熔融工程＞
　得られた酸化焙焼物に、下記表１に記載のスラグ組成となるように、還元剤として黒鉛を、有価金属（Ｃｕ、Ｎｉ、Ｃｏ）の合計モル数の０．６倍のモル数、すなわち有価金属の還元に必要のモル数の１．２倍を添加した。さらに、フラックスとして酸化カルシウム（ＣａＯ）を、スラグのＡｌ／Ｃａ比が０．９９～２．６７になるように添加して混合し、得られた混合物をアルミナ（Ａｌ２Ｏ３）製坩堝に装入した。
　その後、坩堝に装入した混合物を加熱して還元熔融処理を施すことによって有価金属を合金化し、合金と、スラグ（Ｌｉ含有スラグ）とを含む還元物を得た。還元熔融処理は、抵抗加熱により１４５０℃の温度、６０分間の時間の条件で行った。還元熔融処理においては、酸素プローブ（OXT-O，川惣電機工業株式会社製）を先端に備えた酸素分析計を用いて、熔体中の酸素分圧を測定した。また、還元熔融処理においては、熔体中の酸素分圧が１０－１４ａｔｍ～１０－１１ａｔｍの範囲となるように制御した。なお、酸素分圧の制御は、黒鉛の添加、あるいはランスを使用しての空気の吹込みにより行った。
　　＜スラグ分離工程＞
　得られた還元物からスラグ（Ｌｉ含有スラグ）を分離して、合金を回収し、これを回収合金とした。
　［比較例１、２］
　比較例１では、熔体中の酸素分圧が１０－１４ａｔｍ未満となるように還元度を制御したことを除き、実施例と同様にして処理を行った。その結果、得られたＬｉ含有スラグ中のＭｎ品位は６質量％未満となった。
　比較例２では、Ａｌの分離を行わなかったことを除き、実施例と同様にして処理を行った。その結果、得られたＬｉ含有スラグのＡｌ／Ｌｉの比が５以上となり、また、Ｍｎ品位が６質量％未満となった。また、原料中のＡｌ品位は２０質量％となった。
　（２）評価
　　＜スラグの成分分析＞
　還元物から分離したＬｉ含有スラグの成分分析を、次のようにして行った。すなわち、得られたスラグを冷却後に粉砕し、化学分析を行った。
　（３）結果
　下記表１及び表２に、実施例１～４、比較例１、２のそれぞれの処理により得られたＬｉ含有スラグの組成を示す。また、下記表３に、フラックス添加量やスラグ生成量等の処理条件と、メタル中のＭｎ品位、スラグ中のＣｏ品位の結果を示す。
Figure JPOXMLDOC01-appb-T000001
Figure JPOXMLDOC01-appb-T000002
Figure JPOXMLDOC01-appb-T000003
　上記表に示すように、比較例２ではフラックス添加量／原料が０．３９であったのに対して、実施例１～３ではフラックス添加量／原料が０．０８、実施例４ではフラックス添加量／原料が０．１６であった。また、その比較例２ではスラグ生成量／原料が０．９５であったことに対して、実施例１～３ではスラグ生成量／原料が０．４６～０．５４、実施例４ではスラグ生成量／原料が０．５５であった。
　すなわち、実施例１～４での組成のＬｉ含有スラグが得られるように処理することで、フラックス添加量を抑えることができ、これによりスラグ生成量を効果的に抑えることができることがわかる。そしてその結果、Ｌｉ含有スラグ中のＬｉは効果的に濃縮され、実施例１～４では６質量％以上のＬｉをスラグ中に含むことができた。
　また、実施例１～４で得られたＬｉ含有スラグ中のＭｎ含有割合は６質量％以上であり、原料に含まれるＭｎの過半の割合が効率的にスラグ中に分配された。このように、スラグ生成量を増やすことなく、酸素分圧が１０－１４ａｔｍ以上１０－１１ａｔｍ以下の範囲となるように還元度を制御することで、同じタイミングで得られるメタルへのＭｎの分配を最低限とすることができた。具体的には、メタル中のＭｎ品位を２質量％以下にすることができた。
　なお、上述したように、熔体中の酸素分圧を上記の範囲外、すなわち１０－１４ａｔｍ未満となるように制御した比較例１では、得られたＬｉ含有スラグ中のＭｎ品位は６質量％未満となり、メタル中のＭｎ品位が２．９０質量％となり、実施例に比べて多くの割合がメタルに分配されてしまった。

Claims (4)

  1. 　リチウム（Ｌｉ）及びアルミニウム（Ａｌ）を含有する廃リチウムイオン電池を含む原料を熔融して得られるＬｉ含有スラグであって、
    　質量比で、Ａｌ／Ｌｉ＜５、かつケイ素（Ｓｉ）／Ｌｉ＜０．７の関係を有し、
    　Ａｌを３０質量％以下、
    　Ｍｎを６質量％以上、
    　Ｌｉを３質量％以上２０質量％以下、
    　Ｓｉを０質量％以上７質量％以下、の割合で含有する、
    　Ｌｉ含有スラグ。
  2. 　質量比でＳｉ／Ｌｉ＜０．３５の関係を有する、
    　請求項１に記載のＬｉ含有スラグ。
  3. 　リチウム（Ｌｉ）及びアルミニウム（Ａｌ）を含有する廃リチウムイオン電池を含む原料から有価金属を製造する方法であって、
    　前記原料から、Ａｌにより構成される外装缶を取り除く処理を含む前処理工程と、
    　前記前処理工程を経て得られた原料を熔融して、Ｌｉ含有スラグと、有価金属を含むメタルとを得る熔融工程と、を有し、
    　前記熔融工程で得られる前記Ｌｉ含有スラグが、
    　質量比で、Ａｌ／Ｌｉ＜５、かつケイ素（Ｓｉ）／Ｌｉ＜０．７の関係を有し、
    　Ａｌを３０質量％以下、
    　Ｍｎを６質量％以上、
    　Ｌｉを３質量％以上２０質量％以下、
    　Ｓｉを０質量％以上７質量％以下、の割合で含有する、
    　有価金属の製造方法。
  4. 　前記熔融工程では、熔体中の酸素分圧が１０－１４ａｔｍ以上１０－１１ａｔｍ以下となるように制御する、
    　請求項３に記載の有価金属の製造方法。
PCT/JP2023/011423 2022-05-26 2023-03-23 リチウム含有スラグ、並びに有価金属の製造方法 Ceased WO2023228538A1 (ja)

Priority Applications (5)

Application Number Priority Date Filing Date Title
CA3257306A CA3257306A1 (en) 2022-05-26 2023-03-23 Lithium-containing slag and method for producing valuable metal
CN202380042843.5A CN119278282A (zh) 2022-05-26 2023-03-23 含锂炉渣、以及有价金属的制造方法
EP23809964.2A EP4534707A1 (en) 2022-05-26 2023-03-23 Lithium-containing slag and method for producing valuable metal
US18/869,771 US20250343289A1 (en) 2022-05-26 2023-03-23 Lithium-containing slag and method for producing valuable metal
KR1020247040480A KR20250005481A (ko) 2022-05-26 2023-03-23 리튬 함유 슬래그 및 유가 금속의 제조 방법

Applications Claiming Priority (2)

Application Number Priority Date Filing Date Title
JP2022086163A JP2023173717A (ja) 2022-05-26 2022-05-26 リチウム含有スラグ、並びに有価金属の製造方法
JP2022-086163 2022-05-26

Publications (1)

Publication Number Publication Date
WO2023228538A1 true WO2023228538A1 (ja) 2023-11-30

Family

ID=88919009

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
PCT/JP2023/011423 Ceased WO2023228538A1 (ja) 2022-05-26 2023-03-23 リチウム含有スラグ、並びに有価金属の製造方法

Country Status (7)

Country Link
US (1) US20250343289A1 (ja)
EP (1) EP4534707A1 (ja)
JP (1) JP2023173717A (ja)
KR (1) KR20250005481A (ja)
CN (1) CN119278282A (ja)
CA (1) CA3257306A1 (ja)
WO (1) WO2023228538A1 (ja)

Citations (5)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
JP2013506048A (ja) * 2009-09-25 2013-02-21 ユミコア リチウムイオンバッテリーに含まれる金属を資源化する方法
WO2020013294A1 (ja) * 2018-07-12 2020-01-16 住友金属鉱山株式会社 廃リチウムイオン電池からの有価金属の回収方法
WO2020212587A1 (en) * 2019-04-19 2020-10-22 Umicore Process for the preparation of battery precursors
JP2021031762A (ja) * 2019-08-29 2021-03-01 住友金属鉱山株式会社 有価金属を回収する方法
WO2022085222A1 (ja) * 2020-10-19 2022-04-28 関東電化工業株式会社 リチウムの回収方法及び炭酸リチウムの製造方法

Family Cites Families (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CA3007755C (en) 2016-01-12 2023-05-09 Umicore Lithium-rich metallurgical slag

Patent Citations (5)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
JP2013506048A (ja) * 2009-09-25 2013-02-21 ユミコア リチウムイオンバッテリーに含まれる金属を資源化する方法
WO2020013294A1 (ja) * 2018-07-12 2020-01-16 住友金属鉱山株式会社 廃リチウムイオン電池からの有価金属の回収方法
WO2020212587A1 (en) * 2019-04-19 2020-10-22 Umicore Process for the preparation of battery precursors
JP2021031762A (ja) * 2019-08-29 2021-03-01 住友金属鉱山株式会社 有価金属を回収する方法
WO2022085222A1 (ja) * 2020-10-19 2022-04-28 関東電化工業株式会社 リチウムの回収方法及び炭酸リチウムの製造方法

Also Published As

Publication number Publication date
CA3257306A1 (en) 2025-04-23
US20250343289A1 (en) 2025-11-06
KR20250005481A (ko) 2025-01-09
CN119278282A (zh) 2025-01-07
JP2023173717A (ja) 2023-12-07
EP4534707A1 (en) 2025-04-09

Similar Documents

Publication Publication Date Title
US12027681B2 (en) Method for recovering valuable metals from waste lithium ion batteries
JP7363207B2 (ja) 有価金属を回収する方法
EP4180137B1 (en) Method for recovering valuable metal
US20240387894A1 (en) Method for producing valuable metal
EP4180136B1 (en) Method for recovering valuable metal
JP7736000B2 (ja) 有価金属を回収する方法
US20240204275A1 (en) Method for producing valuable metal
WO2023228538A1 (ja) リチウム含有スラグ、並びに有価金属の製造方法
WO2023228537A1 (ja) リチウム含有スラグ、並びに有価金属の製造方法
US20240204274A1 (en) Method for producing valuable metal
EP4328340B1 (en) Method for producing valuable metal
KR20240038763A (ko) 유가 금속의 회수 방법

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: 23809964

Country of ref document: EP

Kind code of ref document: A1

WWE Wipo information: entry into national phase

Ref document number: 18869771

Country of ref document: US

Ref document number: 202380042843.5

Country of ref document: CN

ENP Entry into the national phase

Ref document number: 20247040480

Country of ref document: KR

Kind code of ref document: A

WWE Wipo information: entry into national phase

Ref document number: 1020247040480

Country of ref document: KR

NENP Non-entry into the national phase

Ref country code: DE

WWE Wipo information: entry into national phase

Ref document number: 2023809964

Country of ref document: EP

ENP Entry into the national phase

Ref document number: 2023809964

Country of ref document: EP

Effective date: 20250102

WWP Wipo information: published in national office

Ref document number: 202380042843.5

Country of ref document: CN

WWP Wipo information: published in national office

Ref document number: 2023809964

Country of ref document: EP

WWP Wipo information: published in national office

Ref document number: 18869771

Country of ref document: US