CN108431254A - 稀土类元素与铁的分离方法及含稀土类元素熔渣 - Google Patents

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Abstract

本发明的稀土类元素与铁的分离方法，其通过将稀土类含铁物与碱性硅酸盐助熔剂一同在金属硅熔融体中或铁硅合金熔融体中进行熔融，形成吸收有稀土类元素的碱性硅酸盐熔渣，并从铁硅合金中分离该含稀土类熔渣，该方法的特征在于，通过在氧化气氛下进行加热熔融来抑制上述助熔剂中包含的碱性成分的挥发，形成SiO2/Na2O摩尔比＝2.1以下的含稀土类熔渣。

Description

稀土类元素与铁的分离方法及含稀土类元素熔渣
技术领域
本申请发明涉及一种从如稀土类磁铁那样包含稀土类元素与铁的材料中有效地分离并回收稀土类元素与铁的方法及含稀土类元素熔渣。
本申请主张基于2016年1月12日于日本申请的专利申请2016-003936号的优先权，并将其内容援用于此。
背景技术
稀土类元素广泛用作混合动力电动汽车、洗衣机或空调或冰箱等家电、硬盘、扬声器等的马达的永久磁铁材料。随着节能技术开发和CO2排出削减的要求，稀土类磁铁的生产量正在增加。另一方面，由于稀土类元素的产地较集中，存在难以稳定地供给稀土类资源的风险。因此，要求从含稀土类元素废料中回收稀土类元素来再资源化。
通常，含有稀土类元素的废料中，与稀土类元素一同含有大量的铁，因此为了回收稀土类元素，需要有效地分离共存的铁。以往，作为回收稀土类元素的方法，已知有以下方法。
专利文献1中，公开有如下方法：将含有稀土类元素及包含Fe的过渡金属的混合物原料在石墨坩埚内，在惰性气氛下，加热至1350℃～1700℃来进行熔融，分离为以稀土类元素为主成分的氧化物相(Nd-Dy-Pr氧化物等)与包含过渡金属的金属相(Fe-Co合金等)，并回收这些。
专利文献2中，公开有如下回收方法：对包含稀土类元素及铁族元素的处理对象物进行氧化处理之后或不进行氧化处理，在碳存在的条件下加热至1150℃以上(例如，1450℃)，从而分离为稀土类元素氧化物相(Nd-Dy-Pr氧化物等)与铁合金相(Fe-C合金等)。
专利文献3中，公开有如下方法：对包含稀土类元素及铁族元素的处理对象物进行氧化处理之后，与作为碳供给源的石油焦炭进行混合，在惰性气体气氛中或真空中进行热处理，从而将稀土类元素作为氧化物从铁族元素分离。
上述专利文献1～3中公开的方法中，为了将铁作为纯铁或铁合金进行分离，需要将炉内保持为还原气氛，添加碳黑、石油焦炭等碳源。因此，很难控制炉内环境，设备费用增加。并且，因利用碳源而产生CO、CO2气体，因此还存在环境上的问题。
并且，已知有利用硼来分离稀土类元素的以下方法。
专利文献4中，公开有如下稀土类金属的回收方法：将氧化硼与稀土类铁合金在坩埚内熔解之后使其凝固，由此使稀土类合金与所述氧化硼反应，从氧化硼中仅提取稀土类金属。
专利文献5中，公开有如下回收方法：对包含稀土类元素及铁的处理对象物进行氧化，进一步在氮化硼存在的条件下加热来分离为稀土类元素氧化物相(Nd-Dy-Pr氧化物等)与铁系熔融相(Fe-M相、M为B、Cu、Ni)。
专利文献6中，公开有如下方法：在氧化硼的共存下加热熔融含稀土类元素物质，形成氧化硼相与富稀土类元素相，分离并回收富稀土类元素相。
专利文献7中，公开有如下方法：对包含硼的稀土类元素氧化物与碱金属的碳酸盐或氧化物一同进行热处理，使硼吸收于碳酸类助熔剂等。
专利文献8中，公开有如下方法：对包含稀土类元素、铁族元素及硼的处理对象物进行氧化处理之后，在碳存在的条件下，以1550℃～1800℃进行热处理，由此提高稀土类元素含量而降低铁与硼量。
专利文献4～6中公开的方法中，添加氧化硼或氮化硼等硼源，回收稀土类氧化物-氧化硼系熔渣与铁-硼合金。但是，利用硼的方法中，为了从包含稀土类元素的回收物中去除硼，需要如专利文献7、8那样的去除硼的处理工序。并且，用湿式法对包含硼的稀土类回收物进行处理时，存在很难去除废水中的硼，废水处理成本变得非常高的问题。
作为解决了以往的上述处理方法的问题的稀土类元素的分离回收方法，专利文献9中，提出有如下方法：向包含稀土类元素及铁的原料中添加富Fe的Fe-Si合金与碱金属氧化物-二氧化硅系助熔剂，在惰性气氛下或还原气氛下进行加热熔融，由此使稀土类元素转移到熔渣，并使铁转移到Fe-Si熔融合金来进行分离。
专利文献9中公开的分离方法中，在熔融温度下，熔渣稳定，并且包含稀土类元素的熔渣相与铁二氧化硅合金相的比重差大，因此熔渣相与合金相自然分离。如上所述，专利文献9中公开的分离方法具有能够有效地分离回收稀土类元素与铁的优点。另一方面，助熔剂中的碱性成分挥发而熔渣中的碱含量下降，因此存在很难从所分离的熔渣中用水浸出稀土类元素来回收的问题。并且，由于在惰性气氛下进行处理，设备成本增加。
专利文献1：日本专利第5273241号公报(B)
专利文献2：日本专利第5327409号公报(B)
专利文献3：日本特开2015-193931号公报(A)
专利文献4：日本特开2004-68082号公报(A)
专利文献5：日本特开2013-204095号公报(A)
专利文献6：日本特开2015-148012号公报(A)
专利文献7：日本特开2014-129595号公报(A)
专利文献8：日本特开2014-145099号公报(A)
专利文献9：日本特开2015-190003号公报(A)
发明内容
本申请发明的目的在于提供一种分离回收方法及利用该方法获得的含稀土类熔渣，在利用碱性硅酸盐助熔剂形成吸收有稀土类元素的熔渣的分离回收方法中，抑制助熔剂中的碱性成分的挥发的同时形成铁硅合金与含稀土类熔渣，由此在能够维持专利文献9中记载的分离方法的优点的同时用水浸出所分离的熔渣，并从该浸出残渣回收稀土类元素。
本申请发明的方式涉及一种具有以下结构的稀土类元素与铁的分离方法及含稀土类熔渣(以下，分别称为“本申请发明的稀土类元素与铁的分离方法”及“本申请发明的含稀土类熔渣”。并且，“本申请发明的稀土类元素与铁的分离方法”还称为“本申请发明的处理方法”)。
[1]一种稀土类元素与铁的分离方法，其通过将含有稀土类元素及铁的处理物(称为稀土类含铁物)与碱性硅酸盐助熔剂一同在金属硅熔融体中或铁硅合金熔融体中进行熔融，形成吸收有稀土类元素的碱性硅酸盐熔渣(称为含稀土类熔渣)，并从铁硅合金中分离该含稀土类熔渣，该方法的特征在于，通过在氧化气氛下进行加热熔融来抑制上述助熔剂中包含的碱性成分的挥发，形成SiO2/Na2O摩尔比为2.1以下的含稀土类熔渣。
[2]根据上述[1]所述的稀土类元素与铁的分离方法，其中，将碱性成分自碱性硅酸盐助熔剂中的挥发率抑制在25.5％以下来形成含稀土类熔渣。
[3]根据上述[1]或上述[2]所述的稀土类元素与铁的分离方法，其中，使用硅酸钠作为碱性硅酸盐助熔剂，将Na的挥发率抑制在25.5％以下来形成SiO2/Na2O摩尔比为2.1以下及SiO2含有量为50重量％以下的含稀土类熔渣。
[4]根据上述[1]至上述[3]中任一项所述的稀土类元素与铁的分离方法，其中，在大气下加热或在惰性气氛中向熔融物表面吹入空气来加热，在陶瓷制容器内进行熔融。
[5]根据上述[1]至上述[4]中任一项所述的稀土类元素与铁的分离方法，其中，从与铁硅合金分离的熔渣中用水浸出碱性硅酸盐，从浸出残渣的稀土类元素浓缩物中回收稀土类元素。
[6]根据上述[1]至上述[5]中任一项所述的稀土类元素与铁的分离方法，其中，从与铁硅合金分离的熔渣中用水浸出碱性硅酸盐，回收浸出残渣并用盐酸浸出，向该浸出液中添加草酸来生成草酸盐，回收该草酸盐并进行烧成，由此回收稀土类氧化物。
[7]一种含稀土类元素熔渣，其特征在于，该含稀土类元素熔渣为稀土类含铁物与碱性硅酸盐助熔剂的熔融生成物，SiO2/Na2O摩尔比为2.1以下及SiO2含有量为50重量％以下。
本申请发明的处理方法中，将稀土类含铁物与碱性硅酸盐助熔剂一同在氧化气氛下加热来进行熔融，因此能够在大气下进行处理，无需控制炉内气氛。并且，能够利用通常的炉(陶瓷类耐火物炉)，因此能够大幅减少设备费用。并且，挥发物少，因此还能够减少废气处理等的成本。
本申请发明的处理方法中，抑制上述助熔剂中包含的碱性成分的挥发，形成SiO2/Na2O摩尔比＝2.1以下的含稀土类熔渣，因此能够直接用水浸出该熔渣来回收稀土类元素浓缩物。因此，浸出处理容易，废液处理的负担也少。
本申请发明的处理方法中，稀土类元素与铁的分离效率、回收率高，挥发物少。并且，最终回收的稀土类氧化物等的稀土类元素纯度高。并且，不使用硼等毒物，因此废水处理容易，对环境的影响少。
附图说明
图1是从稀土类含铁物中分离浸出稀土类的处理工序图。
图2是从稀土类含铁物的加热熔融处理至稀土类氧化物的回收的处理工序图。
具体实施方式
本申请发明的处理方法是一种稀土类元素与铁的分离方法，通过将稀土类含铁物与碱性硅酸盐的助熔剂一同在金属硅熔融体中或铁硅合金熔融体中进行熔融，形成吸收有稀土类元素的碱性硅酸盐熔渣(称为含稀土类熔渣)，并从铁硅合金中分离该含稀土类熔渣，该方法的特征在于，通过在氧化气氛下进行加热熔融来抑制上述助熔剂中包含的碱性成分的挥发，形成SiO2/Na2O摩尔比为2.1以下的含稀土类熔渣。
将本申请发明的处理方法的概略示于图1的工序图中。
本说明书中的重量以与质量相同的含义使用。因此，重量比为质量比，重量％为质量％。
本申请发明的处理方法是如下方法：将稀土类含铁物与碱性硅酸盐助熔剂一同在金属硅熔融体中或铁硅合金熔融体中进行熔融，抑制上述助熔剂中包含的碱性成分的挥发，从而形成吸收有稀土类元素的熔渣并分离。
稀土类含铁物例如为稀土类磁铁的加工屑(淤渣)或废料或具备稀土类磁铁的马达转子的废料等。电动汽车或混合动力汽车、电子设备或家电产品中，使用稀土类磁铁的马达，并且，电子设备的VCM或扬声器等中也使用包含稀土类元素的材料。本申请发明的分离方法能够将这些稀土类含铁物用作原料。
碱性硅酸盐助熔剂能够使用包含碱金属及硅的氧化物的化合物。例如，能够使用原硅酸钠(2Na2O·SiO2)、偏硅酸钠(Na2O·SiO2)、二硅酸钠(Na2O·2SiO2)、偏硅酸钾(K2O·SiO2)、二硅酸钾(K2O·2SiO2)等。而且，碱性硅酸盐助熔剂也可以包含少量的氧化物，例如，5重量％以下的氧化钙、氧化硼、氧化铬、氧化锰、氧化铝、氧化镁。该碱性硅酸盐助熔剂能够在加热熔融处理之后回收所分离的稀土类含有助熔剂来进行再利用。
将稀土类含铁物与碱性硅酸盐助熔剂混合于金属硅或铁硅合金，利用陶瓷制容器，将该混合物在氧化气氛下加热至1250℃～1550℃来形成金属硅熔融体或铁硅合金熔融体，在该熔融体中熔融稀土类含铁物。或者，向陶瓷制容器内的金属硅熔融体或铁硅合金的熔融体中添加稀土类含铁物与碱性硅酸盐助熔剂，在氧化气氛下加热至1250℃～1550℃，从而在该熔融体中熔融稀土类含铁物。
若稀土类含铁物与上述助熔剂一同在金属硅熔融体中或铁硅合金熔融体中被加热熔融，则稀土类含铁物中的铁在与上述助熔剂的共存系统中，与成为氧化铁相比，与硅反应的趋势更强，因此稀土类含铁物的铁与熔融体中的硅反应而形成铁硅合金。所生成的铁硅合金熔融体积存在容器底部，随着熔融反应的进行，铁硅合金熔融体量逐渐增加。
金属硅熔融体与稀土类含铁物的铁反应而成为铁硅合金熔融体，因此也可以从一开始就使用铁硅合金。铁硅合金能够在熔融处理之后回收所分离的铁硅合金来进行再利用。另外，若铁硅合金中的铁浓度接近90重量％，则接受稀土类含铁物中的铁的容量会缺乏，因此优选使用铁浓度小于90重量％的例如75重量％的铁硅合金。
铁硅合金熔融体中，若铁的含量在40重量％～50重量％的范围内，则其熔融温度为1250℃左右，若铁的含量在60重量％～70重量％的范围内，则其熔融温度变成大致1300℃以上。若铁的含量成为80重量％左右，则熔融温度再次降低至1250℃左右，之后，熔融温度随着铁的含量，变高至约1550℃。因此，为了获得铁硅合金熔融体，根据铁硅的成分比，加热至1250℃～1550℃来形成熔融体即可。加热时间为形成熔融体的时间即可。
通过上述加热熔融处理，上述碱性硅酸盐助熔剂成为吸收有稀土类元素的熔渣。稀土类含铁物中的稀土类元素与稀土类含铁物中的铁不同，通过氧化气氛下的加热而被氧化并被吸收到上述熔渣中。例如，硅酸钠的助熔剂会成为与氧化钠及二氧化硅一同包含稀土类氧化物的熔渣。
本申请发明的处理方法中，通过在氧化气氛下进行加热熔融，抑制上述助熔剂中包含的碱性成分的挥发，形成SiO2/Na2O摩尔比为2.1以下的含稀土类熔渣。通常，上述加热熔融处理中，助熔剂的碱性成分会挥发而减少，另一方面，熔融体中的硅稍微氧化而被吸收到熔渣中，因此熔渣中的二氧化硅浓度增加，由此熔渣中的SiO2/Na2O摩尔比具有比最初的助熔剂大的趋势。本申请发明的处理方法中，通过在氧化气氛下进行加热熔融来抑制碱性成分的挥发。具体而言，将碱性成分自上述助熔剂中的挥发率抑制在25.5％以下，优选抑制在10％以下，形成SiO2/Na2O摩尔比为2.1以下、优选为SiO2/Na2O摩尔比2.1以下且SiO2含量为50重量％以下的含稀土类熔渣。
例如，作为碱性硅酸盐助熔剂，使用偏硅酸钠(SiO2/Na2O摩尔比＝1.0)时，若将Na自该助熔剂中的挥发率抑制在10％以下，则能够形成SiO2/Na2O摩尔比＝1.07～1.17(实施例1、2)的含稀土类熔渣。并且，使用二硅酸钠(SiO2/Na2O摩尔比＝2；实测值1.919)时，若将Na自该助熔剂中的挥发率抑制在10％以下，则能够形成SiO2/Na2O摩尔比＝1.924(实施例3)的含稀土类熔渣。
另一方面，若在惰性气体等非氧化性气氛下进行上述加热熔融处理，则上述助熔剂中包含的碱性成分被还原，因此碱性成分的挥发会变多。若利用碳制容器进行加热熔融，则会基于与碳的反应进行碱性成分的还原，因此碱性成分的挥发量会进一步变多，熔渣中的SiO2/Na2O摩尔比大幅增加。
本申请发明的处理方法中，氧化气氛下的加热可以在大气下进行加热或在惰性气氛中向熔融物表面吹入空气来进行加热。熔融容器优选使用氧化镁类、氧化铝类等陶瓷制坩埚、或者C-SiO2-SiC类等石墨类坩埚。
通过上述加热熔融处理，铁硅合金熔融体积存在容器的底部，在该熔融体上形成含稀土类熔渣。该熔渣为熔融状态，因此能够轻松地从容器取出。铁硅合金熔融体中几乎不包含稀土类元素，稀土类元素的大致总量被吸收到上述熔渣中。因此，通过从铁硅合金熔融体中分离该熔渣，能够分离稀土类含铁物中包含的铁与稀土类元素的大致总量。
本申请发明的处理方法中，形成SiO2/Na2O摩尔比＝2.1以下的含稀土类熔渣。通常，SiO2/Na2O摩尔比超过2.1的熔渣中，SiO2含量多且Na2O含量少，因此很难用水浸出熔渣中包含的碱性硅酸盐。因此，为了分离熔渣中的二氧化硅成分与稀土类元素，需要进行长时间的碱浸出或酸浸出，在湿式处理中花费工夫。
另一方面，本申请发明的处理方法中，形成SiO2/Na2O摩尔比＝2.1以下的熔渣，因此容易从该熔渣中用水浸出水溶性的碱性硅酸盐。作为其结果，能够有效地分离并回收浓缩于浸出残渣中的稀土类元素。SiO2/Na2O摩尔比为2.1以下且SiO2含量为50重量％以下的含稀土类熔渣中，更容易用水浸出。
作为从稀土类元素浓缩物中回收稀土类元素的方法，例如，可举出如下方法：向该稀土类元素浓缩物中添加盐酸，在pH1以下的液性下，使稀土类元素浸出，向该稀土类元素浸出液中添加草酸，在pH1以下的液性下，生成稀土类元素的草酸盐，对该稀土类元素草酸盐进行固液分离并回收，在约900℃下对其进行烧成，由此获得稀土类氧化物。将从稀土类含铁物的加热熔融处理至稀土类氧化物的回收的处理工序示于图2。作为从稀土类元素浓缩物中回收稀土类的方法，也可以在利用溶剂提取法分离稀土类元素之后，作为各稀土类氧化物来回收。
实施例
与比较例一同示出本申请发明的实施例。实施例及比较例中，铁硅合金的组成通过X-射线荧光光谱法(XRF法(X-ray Fluorescence Spectrometry))及电探针微量分析(EPMA(Electron Probe Micro Analysis))进行了定量分析。并且，用化学法对包含稀土类元素的回收物的组成进行了定量分析。
将实施例及比较例中使用的处理对象物(I)及(II)的组成示于表1。将处理条件及熔渣与合金的回收量示于表2。将所回收的含稀土类熔渣的组成及SiO2/Na2O摩尔比示于表3。将铁硅合金的组成示于表4。将稀土类元素与铁向熔渣中的转移率及Na挥发率示于表5。
稀土类元素的熔渣转移率是，熔渣中的稀土类元素含量RE(S)相对于处理对象物的稀土类元素含量RE(M)的重量比[RE(S)/RE(M)×100％]。铁的转移率是，熔渣中的铁含量Fe(S)相对于处理对象物的铁含量Fe(M)的重量比[Fe(S)/Fe(M)×100％]。Na挥发率是，助熔剂的Na含量[Na(F)]与熔渣中的Na含量[Na(S)]之差相对于助熔剂的Na含量[Na(F)]的重量比[[Na(F)-Na(S)]×100％/Na(F)]。
[实施例1]
将表1所示的处理对象物(I)38.0g与金属硅(纯度99％)4.6g放入氧化镁材质的坩埚，进一步添加由偏硅酸钠(Na2O·SiO2)构成的助熔剂48.0g，在大气下，以1300℃进行加热来形成熔融体，并保持60分钟。之后，对试样进行水冷，回收了铁硅合金31.0g与熔渣64.0g。
[实施例2]
将处理对象物(I)20.0g与金属硅2.4g放入氧化铝材质的坩埚，添加与实施例1相同的偏硅酸钠24.0g，将加热时间设为30分钟、45分钟、60分钟，除此之外在与实施例1相同的条件下进行加热熔融处理，分别回收了铁硅合金16.0g与32.0g、32.5g、33.0g的熔渣。
[实施例3]
将处理对象物(I)43.0g与金属硅5.0g放入石墨坩埚，添加二硅酸钠[Na2O·2SiO2]45.0g，设为加热温度1350℃、加热时间20分钟，一边维持氩气气氛一边向熔融物上吹入空气来进行熔融处理，回收了铁硅合金35.0g与熔渣59.0g。
[实施例4]
将表1所示的处理对象物(I)10.0g与金属硅1.2g放入氧化铝材质的坩埚，进一步添加由原硅酸钠(2Na2O·SiO2)构成的助熔剂12.0g，在大气下，以1300℃进行加热来形成熔融体，并保持了5分钟。之后，对试样进行水冷，回收了铁硅合金7.5g与熔渣15.0g。
如表2～表5所示，实施例1～3的熔渣中，稀土类元素向熔渣中的转移率均为100％，而铁向熔渣中的转移率为1.2％以下，稀土类元素与铁的分离性良好。并且，实施例1～3的熔渣中，Na挥发率均为10％以下，Na的挥发被抑制，形成了SiO2/Na2O摩尔比＝2.1以下的熔渣。
并且，如表5所示，稀土类元素向熔渣中的转移率为100％，而铁向熔渣中的转移率为1.20％以下，稀土类元素与铁的分离性良好。并且，Na挥发率为25.5％以下，优选Na挥发率为10％以下(实施例1～3)，与比较例2相比，Na挥发率大幅被抑制。实施例4中，Na挥发率较高为25.4％，但SiO2/Na2O摩尔比为2.1以下且SiO2含量为50重量％以下，因此容易用水浸出。因此，实施例1～4的含稀土类熔渣中，均能够用水浸出熔渣中的碱性硅酸盐，能够有效地分离并回收浓缩于浸出残渣中的稀土类元素。
[比较例1]
将处理对象物(I)43.4g与金属硅5.0g放入石墨坩埚，添加二硅酸钠[Na2O(35重量％)-SiO2(65重量％)]45.0g，设为加热温度1350℃、加热时间20分钟、氩气气氛，除此之外在与实施例1相同的条件下进行加热熔融处理，回收了铁硅合金35.0g与熔渣58.0g。
[比较例2]
将处理对象物(II)2.4g与铁硅合金(Si25重量％)9.6g放入碳坩埚，添加偏硅酸钠[Na2O(50重量％)-SiO2(50重量％)]6.0g，设为加热温度1300℃、加热时间5小时、氩气气氛，除此之外在与实施例1相同的条件下进行加热熔融处理，回收了铁硅合金11.2g与熔渣7.2g。
[比较例3]
从在比较例1中回收的熔渣中取10g，添加浓度4g/L的氢氧化钠溶液0.1L，在50℃下加热3小时，尝试了水溶性二氧化硅与Na成分的浸出，其结果，未确认到熔渣的分解。接着，在氢氧化钠浓度4g/L、150℃、6小时的条件下进行了高压釜浸出，其结果，SiO2浸出率为60％，熔渣的分解并不充分。
如表2～表5所示，比较例1、2的熔渣为氩气气氛下的加热处理，因此Na挥发率为23.1～40.9％，大幅高于实施例1～3的Na挥发率。因此，熔渣中Na浓度下降，熔渣的SiO2/Na2O摩尔比为2.1以上。并且，如比较例3所示，SiO2/Na2O摩尔比为2.1以上的熔渣缺乏水溶性，很难用水浸出碱性硅酸盐。
[表1]
处理对象物的组成
Fe(重量％) Nd(重量％) Dy(重量％) Pr(重量％) B(重量％)
处理对象物(I) 67 18 7 5 1
处理对象物(II) 68 20 10 - 1
[表2]
处理条件及熔渣与合金的回收量
[表3]
含稀土类熔渣的组成
[表4]
铁硅合金的组成
[表5]
稀土类元素与铁的熔渣转移率、Na挥发率
[实施例5]
向在实施例1中回收的熔渣60g中添加水0.6L，在室温～50℃下加热3小时，充分浸出了水溶性二氧化硅与Na成分。对包含Na及Si的液态物质(pH12)进行固液分离来排出至系统外，回收了浸出残渣(干式)45.4g。将该浸出残渣在盐酸溶液中，在pH0～1、室温下搅拌1小时来浸出稀土类元素，对浸出残渣(SiO299重量％以上)进行固液分离，回收了含有稀土类元素的浸出液。向该浸出液中添加草酸溶液，在pH0～1、室温下搅拌1小时来使草酸盐沉淀。对包含盐酸及Si、Fe的液态物质进行固液分离来排出至系统外，从而回收了草酸盐。将该草酸盐在900℃下烧成1小时来回收了稀土类氧化物12.4g。回收物的纯度为99％以上，回收率为97％以上。
产业上的可利用性
本申请发明的分离方法的铁与稀土类元素的分离性良好，挥发物少，能够在大气下利用通常的炉进行处理，因此适于实用化。并且，最终回收的稀土类氧化物的纯度高，因此能够轻松地进行再利用。

Claims (7)

1.一种稀土类元素与铁的分离方法，其通过将含有稀土类元素及铁的处理物、即稀土类含铁物与碱性硅酸盐助熔剂一同在金属硅熔融体中或铁硅合金熔融体中进行熔融，形成吸收有稀土类元素的碱性硅酸盐熔渣、即含稀土类熔渣，并从铁硅合金中分离该含稀土类熔渣，该方法的特征在于，
通过在氧化气氛下进行加热熔融来抑制上述助熔剂中包含的碱性成分的挥发，形成SiO2/Na2O摩尔比＝2.1以下的含稀土类熔渣。
2.根据权利要求1所述的稀土类元素与铁的分离方法，其中，
将碱性成分自碱性硅酸盐助熔剂中的挥发率抑制在25.5％以下来形成含稀土类熔渣。
3.根据权利要求1或2所述的稀土类元素与铁的分离方法，其中，
使用硅酸钠作为碱性硅酸盐助熔剂，将Na的挥发率抑制在25.5％以下来形成SiO2/Na2O摩尔比为2.1以下及SiO2含有量为50重量％以下的含稀土类熔渣。
4.根据权利要求1至3中任一项所述的稀土类元素与铁的分离方法，其中，
在大气下加热或在惰性气氛中向熔融物表面吹入空气来加热，在陶瓷制容器内进行熔融。
5.根据权利要求1至4中任一项所述的稀土类元素与铁的分离方法，其中，
从与铁硅合金分离的熔渣中用水浸出碱性硅酸盐，从浸出残渣的稀土类元素浓缩物中回收稀土类元素。
6.根据权利要求1至5中任一项所述的稀土类元素与铁的分离方法，其中，
从与铁硅合金分离的熔渣中用水浸出碱性硅酸盐，回收浸出残渣并用盐酸浸出，向该浸出液中添加草酸来生成草酸盐，回收该草酸盐并进行烧成，由此回收稀土类氧化物。
7.一种含稀土类元素熔渣，其特征在于，
该含稀土类元素熔渣为稀土类含铁物与碱性硅酸盐助熔剂的熔融生成物，SiO2/Na2O摩尔比＝2.1以下及SiO2含有量为50重量％以下。
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