JP2013204068A - 超硬合金粉体からタングステン又はコバルトを回収する回収方法 - Google Patents

超硬合金粉体からタングステン又はコバルトを回収する回収方法 Download PDF

Info

Publication number
JP2013204068A
JP2013204068A JP2012072230A JP2012072230A JP2013204068A JP 2013204068 A JP2013204068 A JP 2013204068A JP 2012072230 A JP2012072230 A JP 2012072230A JP 2012072230 A JP2012072230 A JP 2012072230A JP 2013204068 A JP2013204068 A JP 2013204068A
Authority
JP
Japan
Prior art keywords
cobalt
acid
tungsten
leaching
extraction
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.)
Pending
Application number
JP2012072230A
Other languages
English (en)
Inventor
Hayaji Shibata
隼次 芝田
Norihiro Murayama
憲弘 村山
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.)
RES FORUM ON RECYCLING TECHNOLOGY OF RARE METALS
RESEARCH FORUM ON RECYCLING TECHNOLOGY OF RARE METALS
CMC Technology Development Co Ltd
Kansai University
Original Assignee
RES FORUM ON RECYCLING TECHNOLOGY OF RARE METALS
RESEARCH FORUM ON RECYCLING TECHNOLOGY OF RARE METALS
CMC Technology Development Co Ltd
Kansai University
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 RES FORUM ON RECYCLING TECHNOLOGY OF RARE METALS, RESEARCH FORUM ON RECYCLING TECHNOLOGY OF RARE METALS, CMC Technology Development Co Ltd, Kansai University filed Critical RES FORUM ON RECYCLING TECHNOLOGY OF RARE METALS
Priority to JP2012072230A priority Critical patent/JP2013204068A/ja
Publication of JP2013204068A publication Critical patent/JP2013204068A/ja
Pending legal-status Critical Current

Links

Images

Classifications

    • YGENERAL 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
    • Y02TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
    • Y02PCLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
    • Y02P10/00Technologies related to metal processing
    • Y02P10/20Recycling

Landscapes

  • Processing Of Solid Wastes (AREA)
  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)

Abstract

【課題】非加熱酸化によるタングステンの回収を可能にするとともに、常温常圧浸出で超硬合金粉末からタングステンを回収する新規な回収方法を提供するものである。また、コバルトを浸出液側に溶解させて容易にコバルトを回収可能な回収方法を提供すること。
【解決手段】超硬合金粉体からコバルト又はタングステンを回収する回収方法において、(1)超硬合金粉体を無機酸に浸漬してコバルトを浸出する浸出工程、(2)コバルトを浸出させた浸出液と残渣とに固液分離する固液分離工程、(3)前記残渣に過マンガン酸カリウムを添加した後、メカノケミカル処理を行うメカノケミカル処理工程、(4)メカノケミカル処理工程の後に、メカノケミカル処理後の生成物をアルカリ溶液で浸出処理を行うアルカリ浸出工程とを含むものとした。
【選択図】図1

Description

本発明は、超硬合金粉末からタングステン(W)又はコバルト(Co)を回収する回収方法に関する。
超硬合金は、炭化タングステン(WC)に靭性の高いコバルト粉末(Co)をバインダーとして使用し粉末冶金法によって生成される。この超硬合金はダイヤモンド等で研磨加工することによって超硬工具製品として使用されている。この超硬工具製品の作製時に発生する研磨された粉や使用後のスクラップは、炭化タングステン、コバルト、その他の不純物を含有している。こうした素材からタングステンやコバルト等のレアメタルを回収することは資源確保の観点から重要である。従来、こうした研磨された粉又はスクラップからタングステンを回収する方法として、炭化タングステンの高温化での酸化焙焼後、アルカリによる浸出を行う方法が知られている(特許文献1〜3)。しかし、こうした回収方法では、酸化焙焼を行うため、必要とされるエネルギーが過大であるという課題があった。また、含まれるコバルトはアルカリ浸出の後沈殿側に入るので効率的に回収されていないという課題があった。
本発明は、こうした従来の方法に対して、非加熱酸化による方法でタングステンの回収を可能にするとともに、常温常圧浸出で超硬合金粉末からタングステンを回収する新規な回収方法を提供するものである。また、コバルトを浸出液側に溶解させて容易にコバルトを回収可能な回収方法を提供するものである。
特開2011−179038号公報 特開2011−47013号公報 特開2004−2927号公報
本発明は、超硬合金粉体からコバルト又はタングステンを回収する回収方法において、(1)超硬合金粉体を塩酸、硫酸、硝酸、燐酸、過塩素酸、フッ化水素酸の群から選択さされる1又は2以上の酸に浸漬してコバルトを浸出する浸出工程
(2)コバルトを浸出させた浸出液とコバルトが除去された残渣とに固液分離する固液分離工程
(3)前記残渣に過マンガン酸塩、硝酸カリウム、クロム酸、塩素酸、次亜塩素酸、亜塩素酸の群から選択される1又は2以上の酸化剤を添加した後、メカノケミカル処理を行うメカノケミカル処理工程
(4)前記メカノケミカル処理工程の後に、メカノケミカル処理後の生成物をアルカリ溶液で浸出処理を行うアルカリ浸出工程
を含むことを特徴とする。
無機酸でコバルトを浸出した後の残渣に過マンガン酸カリウム等の酸化剤を添加してメカノケミカル処理を行い、残渣中の炭化タングステンを可溶性のタングステン酸に変換することによって、タングステンを常温常圧の緩和な条件で浸出可能にしたものである。これにより高温での酸化焙焼を経ずにタングステン酸をアルカリ浸出により容易に浸出することができる。
固液分離工程の無機酸としては、前記無機酸は、塩酸、硫酸、硝酸、燐酸、過塩素酸、フッ化水素酸のいずれかであってもよい。より好ましくは硫酸である。また、アルカリ浸出工程に使用されるアルカリ溶液としては、水酸化ナトリウム、水酸化カリウム、炭酸ナトリウムのいずれかであってもよい。より好ましくは、水酸化ナトリウム水溶液である。
さらに、アルカリ浸出工程の後、固液分離により分離された液相を酸性領域にpH調整した後、オキソ酸化されたタングステンを、トリオクチルアミンを主成分とする有機相に抽出するタングステン抽出分離工程を含むものであってもよい。これにより、タングステンのオキソ酸を抽出することができる。
さらに、タングステン抽出工程によって抽出されたタングステンをNHOH−NHCl緩衝溶液(アンモニア性塩化アンモニウム緩衝液)によって、タングステン酸アンモニウム塩として晶析剥離させるNHOH−NHClによる晶析剥離工程を含むものであってもよい。
また、コバルト回収工程として、固液分離工程で得られた浸出液からモノ−2−エチルヘキシルリン酸、ジ−2−エチルヘキシルリン酸、2−エチルヘキシルホスホン酸モノ−2−エチルヘキシルエステル、ジ−2,4,4−トリメチルフェニルホスフィン酸、ビス(2,3,3−トリメチルフェニル)ジチオホスフィン酸、アルキルモノカルボン酸、sec-オクチルフェノキシカルボン酸の群から選択される1又は2以上の酸性抽出剤によってコバルトを抽出分離するコバルト抽出分離工程を含んでもよい。
さらに、ジ−2−エチルヘキシルリン酸によって抽出分離したコバルトの有機相にシュウ酸による晶析剥離を適用してコバルトをCo(COO)として晶析させるシュウ酸による剥離工程を含むものであってもよい。
本発明にかかるコバルト又はタングステンを回収する回収方法によれば、非加熱酸化による常温常圧浸出によって、超硬合金粉体からタングステンとコバルトを回収することを可能とする。
図1は、本発明の回収方法の工程の1例を示すフローチャートである。 図2は、HSO濃度とCo及びWの浸出率を示すグラフである。 図3は、メカノケミカル処理前の残渣及びメカノケミカル処理後の生成物のX線解析のパターン図である。 図4は、KMnOの添加量率とタングステンの浸出率を示すグラフである。 図5は、NaOH水溶液濃度とタングステンの浸出率を示すグラフである。 図6は、タングステンが浸出する浸出率と時間を示すグラフである。 図7は、TOAに抽出されたタングステンとコバルトを示すグラフである。 図8は、6mol/dmNHOH/NHCl溶液存在化での晶析剥離とpHを示すグラフである。 図9は、0.5mol/dmD2EHPAによるコバルト及びタングステンの抽出率を示すグラフである。 図10は、0.1mol/dmのシュウ酸溶液によるコバルトの晶析剥離率を示すグラフである。
始めに、本発明の超硬合金粉体からタングステン及びコバルトを回収する回収方法の実施形態の1例を図1のフローチャートを利用して、概要を簡単に説明した後、各工程について詳細を説明する。本発明の方法は、主として、タングステンを回収する残渣とコバルトを回収する浸出液とに固液分離する共通工程と、タングステンを含有する回収残渣からタングステンを回収するタングステン回収工程と、コバルトを含有する浸出液からコバルトを回収するコバルト回収工程とからなる。
[共通工程]
(1)浸出及び固液粗分離工程
無機酸によって炭化タングステン及びコバルトを含む超硬合金粉体からコバルトを浸出する。浸出処理をしたコバルト含有溶解液をろ過により、主としてコバルトを含有する浸出液と主として炭化タングステンを含有する残渣とに固液分離する。
[タングステン回収工程]
(2)メカノケミカル処理工程
浸出及び固液粗分離工程によって分離された残渣を洗浄後、過マンガン酸カリウム(KMnO)等の酸化剤を添加した後、メカノケミカル処理を行い、残渣の炭化タングステンをタングステン酸 に変換処理を行う。
(3)アルカリ浸出工程
メカノケミカル処理後のタングステン酸を含む生成物をアルカリ溶液で浸出操作を行い、固液分離によりタングステン酸を浸出液に分離する。
(4)アミンによるタングステン抽出分離工程
アミンによる陰イオン交換反応によってタングステン酸を浸出液から抽出する。
(5)NHOH−NHClによる晶析剥離工程
抽出されたタングステン酸をNHOH−NHCl緩衝溶液によって、タングステン酸アンモニウム塩として晶析剥離する。
(6)焼成工程
タングステン酸アンモニウムを焼成して酸化タングステン(WO)に変換する。
[コバルト回収工程]
(7)コバルトの抽出分離工程
浸出及び固液粗分離工程で得られた浸出液からジ−2−エチルヘキシルリン酸等の酸性抽出剤によってコバルトを抽出分離する。
(8)シュウ酸によるコバルト晶析剥離工程
ジ−2−エチルヘキシルリン酸等の酸性抽出剤によって抽出分離したコバルトの有機相にシュウ酸による晶析剥離を適用してコバルトをCo(COO)として晶析させる。
(9)焼成工程
Co(COO)を焼成してCoOを得る。
以下、超硬合金粉体及び上記工程を詳細に説明する。
(超硬合金粉体)
本発明において使用される超硬合金とは、タングステン又はタングステン化合物を主体とし、コバルトを主たる結合相とする超硬合金をいい、タンタル、鉄、ニッケル、チタン又はクロム等の他の金属を含むものであっても構わない。超硬合金は、超硬工具の製造工程において生じるスクラップや、硬工具製品の作製時に発生する研磨された粉又は切削工具、金型等の使用済み工具等であってもよい。また、焼結させる前の超硬質合金原料のスクラップであってもよい。超硬合金粉体とは、超硬工具作製時に発生する研磨粉や前記スクラップを各種の粉砕装置によって細かく粉砕され、微細化された超硬質合金である。超硬質合金としては、1mm以下の目のふるいでふるい分けしたものが好ましい。好ましくは500μm、より好ましくは250μm 、さらに好ましくは150μm、さらに好ましくは75μmのふるいでふるい分けしたものが好ましい。粉体にした超硬合金粉体を使用することによって、比較的低濃度、低温度の無機酸を用いてコバルトを溶解させ、分離することができる。微細化した粉末は、300K〜400Kで10h〜24h乾燥させて水分と油分を除去したものを使用するとよい。なお、超硬質合金は、各種の既知の粉砕装置によって細かく粉砕してもよい。
(浸出及び固液粗分離工程)
超硬合金粉体を無機酸に浸漬して、超硬合金から結合相であるコバルトを溶解する。溶解工程に用いられる無機酸としては、塩酸、硫酸、硝酸、燐酸、過塩素酸、フッ化水素酸などが挙げられる。好ましくは、高いコバルトの浸出率を示す硫酸を使用するとよい。より好ましくは、0.3mol/dmSO以上の濃度の硫酸を使用するとよい。この濃度の硫酸を使用すれば、5分の浸出操作で90%以上のコバルトの浸出率を示すからである。無機酸溶液による処理温度は10〜80℃とするのが好ましい。浸出工程によって、無機酸で処理された超硬質合金粉体は、上澄み液を抜出し、又はろ過によって固液が分離されて、コバルトが含有する浸出液と、コバルトが除去された超硬質合金粉体の残渣とに分離される。
(メカノケミカル処理工程)
固液粗分離工程で得た残渣に酸化剤を添加して、メカノケミカル処理を行い残渣中の炭化タングステンを可溶性のタングステン酸に変換する。ここで使用される酸化剤としては、過マンガン酸塩、硝酸カリウム、クロム酸、塩素酸、次亜塩素酸、亜塩素酸等を使用することができる。好ましくは、過マンガン酸カリウムを使用するとよい。過マンガン酸カリウムを添加することにより、タングステン酸カリウム(KWO)に変換される。メカノケミカル処理を行うことにより、粉砕産物の表面構造や粒子径が変化するため、高温での酸化焙焼を経ずに常温常圧の緩和な条件でタングステン酸カリウムの溶解を容易にすることができる。メカノケミカル処理は、遊星型ボールミル用いて行うとよい。好ましくは、500〜800回転程度の回転速度で処理するとよい。メカノケミカル処理によって、次式に示すように酸化反応によりKWOが生成する。
WC+2KMnO→KWO+2MnO+CO
残渣とKMnOの添加質量比は、1:1〜1:2であることが好ましい。1:1とすることで、アルカリによる浸出によって70%以上の浸出率を得ることができ、1:2とすることで、100%の浸出率を得ることができる。
(アルカリ浸出工程)
メカノケミカル処理後の生成物を、アルカリ水溶液を用いて浸出する。アルカリ水溶液としては、水酸化ナトリウム、水酸化カリウム、炭酸ナトリウム等を挙げることができる。好ましくは、水酸化ナトリウム溶液を用いて浸出する。さらに好ましい水酸化ナトリウム水溶液の濃度は、0.2mol/dm以上1mol/dm以下の濃度の溶液を使用するとよい。0.2mol/dmNaOH以上の濃度の水酸化ナトリウム水溶液を使用することによって、100%に近い浸出率を得られるからである。1mol/dm以上になるとアルカリ処理によって粘性が高くなりすぎる。アルカリ処理は、常温においてアルカリ処理時間は、0.5〜2.0時間とするのが好ましく、より好ましくは1.0〜1.5時間である。このようにアルカリ処理されたメカノケミカル生成物は、固液分離に付され、その結果、アルカリ処理スクラップと、タングステン酸含有アルカリ溶液とに分離される。
(アミンによるタングステン抽出分離工程)
タングステン含有アルカリ溶液からタングステン酸を有機相に抽出する。タングステン含有アルカリ溶液に硫酸を添加してpHを調整して酸性領域とし、酸性領域でH21 3−、H21 5−、WO 2−等の陰イオン種として存在しているタングステンをアミン類の陰イオン交換反応によって抽出する。ここで使用する有機相としては、第1級アミン、第2級アミン、第3級アミン、第4級アンモニウム塩等を使用することができる。好ましくは、トリ−n−オクチルアミン、トリアリールアミン、トリ−n―ドデシルアミン、トリイソオクチルアミン、トリオクチルメチルアンモニウムクロライド、トリアルキルグアニジン等から選択される1又は2以上の混合物を用いることができる。さらに好ましくは、1−デカノールを10vol%添加し、ケロシンによって0.5mol/dmに希釈したトリオクチルアミンも用いることが好ましい。
抽出分離には、ミキサーセトラー抽出装置,塔型抽出装置等を使用することができる。好ましくは、混合槽と静置槽とが交互に配置された数段の向流型の連続抽出装置を使用することが望ましい。好ましくは2段以上の連続抽出装置を使用するとよい。かかる抽出装置によって、タングステンは抽出有機相に抽出され、晶析剥離工程へ送られる。一方、抽残液は、タングステンが取り除かれ、再度アルカリ浸出工程へ送られ、再利用される。
(NHOH−NHClによる晶析剥離工程)
アミン類によって抽出分離されたタングステン酸は、晶析剥離剤としてNHOH−NHCl溶液(アンモニア性塩化アンモニウム緩衝液)を水相として使用した晶析剥離を適用してパラタングステン酸アンモニウムとして晶析させる。
晶析剥離には、晶析剥離装置が使用される。晶析剥離装置は、抽出分離工程によって得られた抽出有機相を溜める抽出有機相タンクと、NHOH−NHClタンクと、これら抽出有機相とNHOH−NHClを混合して攪拌する攪拌機と、攪拌機によって攪拌された後晶析剥離によってパラタングステン酸アンモニウムとして晶析されているNHOH−NHCl溶液を濾過する真空ろ過器と、この真空ろ過器によってパラタングステン酸アンモニウムが除去されたNHOH−NHCl廃液を溜めるNHOH−NHCl廃液タンクと、有機相を回収する有機相回収タンクと、を備えている。
かかる晶析剥離装置によれば、抽出有機相タンクと、NHOH−NHClタンクからそれぞれ抽出有機相とNHOH−NHClを攪拌機で混合攪拌し、下層にパラタングステン酸アンモニウムが晶析されたNHOH−NHClを真空ろ過器でろ過してパラタングステン酸アンモニウムを回収する。一方で残った廃液をNHOH−NHCl廃液タンクに溜め、晶析用のNHOH−NHClとして再利用される。他方、NHOH−NHCl溶液を排出した後に攪拌機に残っている廃有機相は、廃有機相回収タンクに回収され、抽出分離工程における有機相として再利用される。
(焼成工程)
得られたパラタングステン酸アンモニウム晶析物を573K〜773Kで焼成することによってWOを得ることができる。
(コバルトの抽出分離工程)
溶解工程で得られた浸出液から、酸性抽出剤を用いてコバルトを抽出分離する。抽出分離には、酸性リン酸エステル、ホスホン酸、ホスフィン酸又はカルボン酸等を使用することができる。好ましくは、モノ−2−エチルヘキシルリン酸(H2EHPA)、ジ−2−エチルヘキシルリン酸(D2EHPA)、2−エチルヘキシルホスホン酸モノ−2−エチルヘキシルエステル、ジ−2,4,4−トリメチルフェニルホスフィン酸、ビス(2,3,3−トリメチルフェニル)ジチオホスフィン酸、アルキルモノカルボン酸、sec-オクチルフェノキシカルボン酸等を使用することができる。さらに好ましくは、pH4以上に調整されたジ−2−エチルヘキシルリン酸を使用するとよい。抽出分離工程は、前述したミキサーセトラー抽出装置を使用するとよい。抽出分離工程によって、抽出残液として残った無機酸は再度浸出及び固液粗分離工程で再利用される。
(シュウ酸による晶析剥離工程)
ジ−2−エチルヘキシルリン酸によって抽出分離したコバルトの有機相にシュウ酸による晶析剥離を適用してコバルトをCo(COO)として晶析させる。晶析剥離装置は、NHOH−NHClによる晶析剥離工程に示した晶析剥離装置と同等のものを用いて行うことができる。晶析剥離反応は、pH1〜4の範囲で行うことが好ましい。晶析剥離工程によってCo(COO)をろ過して回収し、ろ過されたシュウ酸は、再度晶析剥離工程で利用される。また、酸性抽出剤は、コバルトの抽出分離工程で再度利用される。
(焼成工程)
Co(COO)を573K〜773Kで焼成してCoOを得る。
(浸出及び固液粗分離工程)
超硬合金粉体は、超硬工具廃棄物を343Kで24時間乾燥させて水分や油分を除去した後に500μm以下にふるい分けしたものを使用した。超硬工具廃棄物の化学組成を表1に示す。
Figure 2013204068
超硬工具廃棄物:硫酸の固液比を1g:20cmとし、硫酸濃度及び浸出時間を変化させて、室温で60分間浸出操作を行った。コバルトとタングステンの浸出に及ぼす硫酸濃度の影響を表すグラフとして、HSO濃度とCo及びWの浸出率を示すグラフを図2に示す。浸出率の測定には、高周波プラズマ発光分析装置(ICPS−7510 株式会社島津製作所製)を使用し、固液分離を行った後の濾液中の金属イオン濃度を測定した。図2によれば、コバルトの浸出率は、硫酸濃度の増加に伴って増加し、硫酸濃度0.5mol/dmで92%のコバルト浸出率を示した。コバルトの浸出率は、5分の浸出操作で90%以上の浸出率を示した。一方、タングステンの浸出率は、いずれの硫酸濃度でも5%前後と低い値を示した。以上から、硫酸等の酸でコバルトを溶解することによって、タングステンとコバルトを粗分離することが可能であることがわかる。硫酸の固液比を1g:20cm3、硫酸濃度1mol/dmによって60分間浸出操作を行った後の濾液の化学組成は表2のとおりである。
Figure 2013204068
(メカノケミカル処理工程及びアルカリ浸出工程)
メカノケミカル処理として、硫酸の固液比を1g:20cm3、硫酸濃度1mol/dmによって60分間浸出操作を行った後の残渣を用い、残渣に過マンガン酸カリウムを固体状態で混合し、遊星型ボールミル(Pulverisette−7,フリッチェ社製)を用いてメカノケミカル処理を行った。ミルポットには、炭化タングステン製のものを用いて炭化タングステン製ボール(直径15mm)7個と混合試料3gを挿入し、回転速度700rpmによって、5分、15分、30分及び60分処理した。なお、ミルポットの発熱を防止するために、15分ごとに30分の自然冷却を行った。メカノケミカル処理前の残渣(a)とメカノケミカル処理後の生成物(b)のX線解析パターンを図3に示す。図3によれば、メカノケミカル処理後の生成物には炭化タングステンの他に酸化反応によって生成した可溶性のKWOとMnOに帰属される解析パターンが認められる。このメカノケミカル処理によって、炭化タングステンの結晶構造を無定型化するとともに、KWOの生成によって次工程での溶解操作を容易にするものと考えられる。
次にメカノケミカル処理後の生成物のアルカリ浸出結果として、KMnOの添加量率とタングステンの浸出率を示すグラフを図4に示す。図4によれば、KMnOを添加しない場合は、タングステンの浸出率はいずれのメカノケミカル処理時間でも25%前後を示した。酸化剤を加えずにメカノケミカル処理の時間を変化させても浸出率の増加は見られないことから、炭化タングステンの溶解性は増加しないと考えられる。一方、KMnOを添加した場合には、タングステンの浸出率は、メカノケミカル処理時間の経過とともに増加し、いずれの添加比率でも15分のメカノケミカル処理によって、タングステンの浸出率はほぼ一定になる傾向を示した。タングステンの浸出率は、KMnOの添加量に関係し、メカノケミカル処理によるKWOへの酸化反応がタングステンの浸出率を増加させていることがわかる。
次に、タングステンの浸出に及ぼすNaOH濃度の影響を測定した。0.1mol/dm、0.2mol/dm、0.3mol/dm、0.5mol/dm、1.0mol/dmのNaOH濃度のNaOH水溶液を使用して、固液比1g:20cmとし、室温で60分間の浸出操作を行った。固液分離を行った後、濾液中の金属イオン濃度を測定し、浸出率を求めた。結果として、NaOH水溶液濃度とタングステンの浸出率を示すグラフを図5に示す。図5によれば、タングステンの浸出率は、NaOH濃度の増加とともに増加し、0.2mol/dmで100%の浸出率を示した。低濃度のNaOHに溶解するのは、メカノケミカル処理によって水に可溶なKWO変換されたためである。一方、NaOH濃度の増加に伴う浸出率の増加は、アルカリに可溶なWOに変換されたためと考えられる。
次に、1.0mol/dmNaOH水溶液への浸出率と時間との関係を測定した。結果としてタングステンが浸出する浸出率と時間を示すグラフを図6に示す。図6によれば、タングステンの浸出率は、5分の浸出操作で100%を示すことから、タングステンの浸出速度は速いことがわかる。
1.0mol/dmNaOH水溶液によって浸出操作を行った後の濾液の化学組成を表3に示す。タングステンの浸出量は10.4g/dmを示した。このとき、KMnOを過剰に添加しているにもかかわらず、Mnは溶出していない。KMnOは炭化タングステンとの反応によってアルカリに不溶であるMnOやMnに還元されるため、Mnは溶出しなかったと考えられる。
Figure 2013204068
(アミンによるタングステン抽出分離工程)
タングステンの抽出分離工程の実験としては、抽出有機相には、改質剤として1−デカノール10Vol%添加し、ケロシンによって0.5ml/dmに希釈したトリオクチルアミン(TOA)を用いた。水相には、タングステンを元素基準で10g/dmを含む水溶液を用いた。抽出方法は、有機相と水相とをそれぞれ15cmずつ栓付遠心沈殿管に採取し、縦型振盪機にて振盪速度300spmで30分振盪した。その後、回転速度1500rpmで15分遠心分離を行った。その後、金属イオン濃度を測定し、抽出率を求めた。タングステンの抽出結果として、TOAに抽出されたタングステンとコバルトを示すグラフを図7に示す。図7によれば、コバルトは数%抽出されるのにすぎないのに対し、タングステンは、100%抽出されていることがわかる。
(NHOH−NHClによる晶析剥離工程)
抽出した有機相中のタングステンを、晶析剥離剤であるNHOH−NHCl溶液を水相に用いてパラタングステン酸アンモニウムとして晶析剥離を行った。剥離操作は抽出操作と同様であり、剥離操作後に水相と晶析物を濾過によって分離した。有機相及び水相中の金属イオン濃度をICPによって測定し剥離率及び晶析率を求めた。図8にNHOH/NHCl溶液(全アンモニア濃度で6mol/dm)を用いたタングステンの剥離と晶析の結果として、6mol/dmNHOH/NHCl溶液存在化での晶析剥離とpHを示すグラフを示す。図8によれば、タングステンの溶存状態のためにタングステンの抽出が起こらなくなるpH4以上の条件でタングステンは剥離され、pH7でタングステンの剥離率は100%となることがわかる一方、晶析率はpH5から増加し始めて、pH7.9で最大となり、晶析率は70%を示す。pH7.9以上では、NH4+の解離のためにNH4+濃度が低下する。pH5以上では有機相のタングステンの剥離が十分に起こらず、一方約pH8以上では、NH4+の存在量が低下するので、タングステンの晶析率はpHの関数としては山形の形状となる。
(コバルトの抽出分離工程)
抽出剤として、ケロシンによって、0.5mol/dmに希釈したD2EHPAを有機相として用いた。抽出方法は、アミンによる抽出分離工程と同様の方法を使用した。抽出結果として、0.5mol/dmD2EHPAによるコバルト及びタングステンの抽出率を示すグラフを図9に示す。図9によれば、コバルトは、pH4以上で90%以上抽出されていることがわかる。一方、共存するタングステンは10%以下の抽出率となる。両者の分離係数は、185であり、2〜3段の向流抽出操作により分離することができる。
(シュウ酸によるコバルト晶析剥離工程)
コバルトの晶析剥離の操作は、晶析剥離剤である水相にシュウ酸水溶液を用いた。剥離操作は抽出操作と同様であり、剥離操作後に水相と晶析物を濾過によって分離した。有機相及び水相中の金属イオン濃度をICPによって測定し剥離率及び晶析率を求めた。5g/dmの濃度でコバルトを含む有機相から0.1mol/dmのシュウ酸溶液を用いてコバルトの晶析剥離を行った結果を図10に示す。コバルトの剥離は、pH0〜4の範囲で起こり、晶析反応はpH1〜4の範囲で生じていることがわかる。pH4以上で晶析率が低下するのは有機相からのコバルトの剥離が生じなくなるためである。シュウ酸コバルトの沈殿は低いpH4以上で生じ、シュウ酸濃度によるがpH以上で完全に沈殿することがわかる。
なお、本発明は上述した各実施形態に何ら限定されることはなく、本発明の技術的範囲に属する限り種々の態様で実施し得ることはいうまでもない。
上述した実施の形態で示すように、炭化タングステン含有超硬合金からタングステンを分離回収する方法として産業上利用可能性がある。

Claims (6)

  1. 超硬合金粉体からコバルト又はタングステンを回収する回収方法において、以下の工程を含むことを特徴とする回収方法。
    (1)超硬合金粉体を塩酸、硫酸、硝酸、燐酸、過塩素酸、フッ化水素酸の群から選択さされる1又は2以上の酸に浸漬してコバルトを浸出する浸出工程
    (2)コバルトを浸出させた浸出液とコバルトが除去された残渣とに固液分離する固液分離工程
    (3)前記残渣に過マンガン酸塩、硝酸カリウム、クロム酸、塩素酸、次亜塩素酸、亜塩素酸の群から選択される1又は2以上の酸化剤を添加した後、メカノケミカル処理を行うメカノケミカル処理工程
    (4)メカノケミカル処理工程の後に、メカノケミカル処理後の生成物をアルカリ溶液で浸出処理を行うアルカリ浸出工程
  2. 前記アルカリ浸出工程の後、固液分離により分離された液相のpHを酸性領域にpH調整した後、オキソ酸化されたタングステンを、トリ−n−オクチルアミン、トリアリールアミン、トリ−n―ドデシルアミン、トリイソオクチルアミン、トリオクチルメチルアンモニウムクロライド、トリアルキルグアニジンの群から選択される1又は2以上を主成分とする有機相に抽出するタングステン抽出分離工程を含むことを特徴とする請求項1に記載のコバルト又はタングステンを回収する回収方法。
  3. 前記タングステン抽出分離工程によって抽出されたタングステンをNHOH−NHCl溶液によって、タングステン酸アンモニウム塩として晶析剥離させる晶析剥離工程を含むことを特徴とする請求項2に記載のコバルト又はタングステンを回収する回収方法。
  4. 前記晶析剥離工程において得られたNHOH−NHCl廃液が再度晶析剥離用のNHOH−NHClとして再利用され、かつ廃有機相は、抽出分離工程における有機相として再利用されることを特徴とする請求項3に記載のコバルト又はタングステンを回収する回収方法。
  5. 前記固液分離工程で得られた浸出液からモノ−2エチルヘキシルリン酸、ジ−2−エチルヘキシルリン酸、2−エチルヘキシルホスホン酸モノ2エチルヘキシルエステル、ジ−2,4,4−トリメチルフェニルホスフィン酸、ビス(2,3,3−トリメチルフェニル)ジチオホスフィン酸、アルキルモノカルボン酸、sec-オクチルフェノキシカルボン酸の群から選択される1又は2以上の酸性抽出剤によってコバルトを抽出分離するコバルト抽出分離工程を含むことを特徴とする請求項1から4のいずれか1項に記載のコバルト又はタングステンを回収する回収方法。
  6. 前記酸性抽出剤によって抽出分離したコバルトの有機相にシュウ酸による晶析剥離を適用してコバルトをCo(COO)として晶析させるシュウ酸による剥離工程を含むことを特徴とする請求項5に記載のコバルト又はタングステンを回収する回収方法。
JP2012072230A 2012-03-27 2012-03-27 超硬合金粉体からタングステン又はコバルトを回収する回収方法 Pending JP2013204068A (ja)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
JP2012072230A JP2013204068A (ja) 2012-03-27 2012-03-27 超硬合金粉体からタングステン又はコバルトを回収する回収方法

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
JP2012072230A JP2013204068A (ja) 2012-03-27 2012-03-27 超硬合金粉体からタングステン又はコバルトを回収する回収方法

Publications (1)

Publication Number Publication Date
JP2013204068A true JP2013204068A (ja) 2013-10-07

Family

ID=49523503

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
JP2012072230A Pending JP2013204068A (ja) 2012-03-27 2012-03-27 超硬合金粉体からタングステン又はコバルトを回収する回収方法

Country Status (1)

Country Link
JP (1) JP2013204068A (ja)

Cited By (9)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
WO2015133385A1 (ja) * 2014-03-07 2015-09-11 株式会社アライドマテリアル コバルト抽出用溶液、コバルト溶液、およびコバルト回収方法
EP3138932A1 (de) * 2015-09-01 2017-03-08 Andrey Galuga Verfahren und vorrichtung zur gewinnung eines pulvers aus partikeln von wolfram oder wolframverbindungen mit einer partikelgrösse im nano-, mikron- oder submikronbereich
CN108642307A (zh) * 2018-04-13 2018-10-12 中南大学 一种盐酸-磷酸加压分解黑钨矿或者黑白钨混合矿提取钨的方法
CN108642278A (zh) * 2018-04-13 2018-10-12 中南大学 一种硫磷混酸加压分解黑钨矿或黑白钨混合矿来提取钨的方法
CN108642308A (zh) * 2018-04-13 2018-10-12 中南大学 一种硫磷混酸加压分解高锡钨矿的方法
CN109628744A (zh) * 2018-12-26 2019-04-16 荆门德威格林美钨资源循环利用有限公司 一种从含钨硬质合金废料中回收钨和钴的方法
CN114525408A (zh) * 2022-02-18 2022-05-24 中国科学院赣江创新研究院 一种废旧钴酸锂正极材料和含钨固废联合处理的方法
CN115305364A (zh) * 2022-09-16 2022-11-08 江西理工大学 一种利用磷-硝混合酸分解回收含钨废料的方法
CN115386733A (zh) * 2022-09-16 2022-11-25 江西理工大学 一种利用硝-硫混合酸分解回收含钨废料的方法

Cited By (15)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
JP2015168858A (ja) * 2014-03-07 2015-09-28 株式会社アライドマテリアル コバルト抽出用溶液、コバルト溶液、およびコバルト回収方法
WO2015133385A1 (ja) * 2014-03-07 2015-09-11 株式会社アライドマテリアル コバルト抽出用溶液、コバルト溶液、およびコバルト回収方法
EP3138932A1 (de) * 2015-09-01 2017-03-08 Andrey Galuga Verfahren und vorrichtung zur gewinnung eines pulvers aus partikeln von wolfram oder wolframverbindungen mit einer partikelgrösse im nano-, mikron- oder submikronbereich
CN108642307B (zh) * 2018-04-13 2020-03-27 中南大学 一种盐酸-磷酸加压分解黑钨矿或者黑白钨混合矿提取钨的方法
CN108642307A (zh) * 2018-04-13 2018-10-12 中南大学 一种盐酸-磷酸加压分解黑钨矿或者黑白钨混合矿提取钨的方法
CN108642278A (zh) * 2018-04-13 2018-10-12 中南大学 一种硫磷混酸加压分解黑钨矿或黑白钨混合矿来提取钨的方法
CN108642308A (zh) * 2018-04-13 2018-10-12 中南大学 一种硫磷混酸加压分解高锡钨矿的方法
CN108642278B (zh) * 2018-04-13 2020-03-27 中南大学 一种硫磷混酸加压分解黑钨矿或黑白钨混合矿来提取钨的方法
CN109628744A (zh) * 2018-12-26 2019-04-16 荆门德威格林美钨资源循环利用有限公司 一种从含钨硬质合金废料中回收钨和钴的方法
CN109628744B (zh) * 2018-12-26 2021-06-01 荆门德威格林美钨资源循环利用有限公司 一种从含钨硬质合金废料中回收钨和钴的方法
CN114525408A (zh) * 2022-02-18 2022-05-24 中国科学院赣江创新研究院 一种废旧钴酸锂正极材料和含钨固废联合处理的方法
CN115305364A (zh) * 2022-09-16 2022-11-08 江西理工大学 一种利用磷-硝混合酸分解回收含钨废料的方法
CN115386733A (zh) * 2022-09-16 2022-11-25 江西理工大学 一种利用硝-硫混合酸分解回收含钨废料的方法
CN115305364B (zh) * 2022-09-16 2023-11-17 江西理工大学 一种利用磷-硝混合酸分解回收含钨废料的方法
CN115386733B (zh) * 2022-09-16 2024-04-19 江西理工大学 一种利用硝-硫混合酸分解回收含钨废料的方法

Similar Documents

Publication Publication Date Title
JP2013204068A (ja) 超硬合金粉体からタングステン又はコバルトを回収する回収方法
JP5598631B2 (ja) 希土類元素の回収方法
JP5898021B2 (ja) リチウムイオン電池の再資源化方法、およびその装置
JP5146658B2 (ja) 希土類元素の回収方法
US5961938A (en) Method for recovering reusable elements from rare earth-iron alloy
US20160068929A1 (en) EXTRACTION OF RARE EARTH METALS FROM NdFeB USING SELECTIVE SULFATION ROASTING
EP2450312A1 (en) Recovery of tungsten from waste material by ammonium leaching
JP7300115B2 (ja) ニッケルおよびコバルトを含有する水酸化物からのニッケルおよびコバルト含有溶液の製造方法
JP6986997B2 (ja) 炭酸リチウムの製造方法及び、炭酸リチウム
JP5440569B2 (ja) 重希土類元素の回収方法
JP5835349B2 (ja) 希土類元素の分離回収方法
JP5889455B1 (ja) 希土類元素の回収方法
WO2012132107A9 (ja) ニオブの分離精製方法及び製造方法
CN113186399B (zh) 一种提取钽和铌的方法
JP2004002927A (ja) 超硬質合金スクラップの処理方法
JP2010138490A (ja) 亜鉛の回収方法等
JP5678231B2 (ja) 光学ガラス廃材からの希土類元素の分離方法
KR101031985B1 (ko) 탄탈륨 광석으로부터 습식제련을 이용한 고순도 금속 화합물의 제조방법
JP4859970B2 (ja) モリブデンの精錬方法
JP6929240B2 (ja) 電池用硫酸コバルトの製造方法
JPH06329414A (ja) 希土類フッ化物の製造方法
JP6374285B2 (ja) タングステン化合物の回収方法
JP2000144275A (ja) 希土類元素の回収方法
JPH10237419A (ja) 廃リチウム二次電池からの有価金属抽出剤及びその回収方法
CN111485122A (zh) 一种从废NbTaZr合金中回收铌的方法