JP2021161455A - Method for recovering valuable metal from waste lithium-ion battery - Google Patents

Method for recovering valuable metal from waste lithium-ion battery Download PDF

Info

Publication number
JP2021161455A
JP2021161455A JP2020061577A JP2020061577A JP2021161455A JP 2021161455 A JP2021161455 A JP 2021161455A JP 2020061577 A JP2020061577 A JP 2020061577A JP 2020061577 A JP2020061577 A JP 2020061577A JP 2021161455 A JP2021161455 A JP 2021161455A
Authority
JP
Japan
Prior art keywords
melting
dust
valuable metal
slag
roasting
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.)
Granted
Application number
JP2020061577A
Other languages
Japanese (ja)
Other versions
JP7359062B2 (en
Inventor
俊彦 永倉
Toshihiko Nagakura
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 JP2020061577A priority Critical patent/JP7359062B2/en
Publication of JP2021161455A publication Critical patent/JP2021161455A/en
Application granted granted Critical
Publication of JP7359062B2 publication Critical patent/JP7359062B2/en
Active legal-status Critical Current
Anticipated expiration legal-status Critical

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
    • 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
    • Y02WCLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES RELATED TO WASTEWATER TREATMENT OR WASTE MANAGEMENT
    • Y02W30/00Technologies for solid waste management
    • Y02W30/50Reuse, recycling or recovery technologies
    • Y02W30/84Recycling of batteries or fuel cells

Abstract

To provide a method capable of effectively utilizing dust discharged in an oxidize-roasting process, and also capable of inexpensively and efficiently recovering valuable metal.SOLUTION: A method for recovering valuable metal from a waste lithium-ion battery includes: an oxidize-roasting process to obtain an oxidize-roasted material by oxidizing and roasting the waste lithium-ion battery; a melting process to obtain a molten material by melting the oxidize-roasted material; and a slag separation process to recover an alloy including the valuable metal by separating a slag from the molten material. In the method, the dust generated in the oxidize-roasting process is recovered, and at least a portion of the recovered dust is added to a material to be treated in the melting process.SELECTED DRAWING: Figure 1

Description

本発明は、廃リチウムイオン電池からの有価金属の回収方法に関する。 The present invention relates to a method for recovering valuable metals from a waste lithium ion battery.

近年、軽量で大出力の二次電池としてリチウムイオン電池が普及している。リチウムイオン電池として、負極材、正極材、セパレータ及び電解液などをアルミニウムや鉄等の金属製外装缶内に封入したものが知られている。負極材は、負極集電体(銅箔)に固着した負極活物質(黒鉛等)からなる。正極材は、正極集電体(アルミニウム箔)に固着した正極活物質(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などである。電解液は六フッ化リン酸リチウム(LiPF)などの電解質を含む。 In recent years, lithium-ion batteries have become widespread as lightweight, high-output secondary batteries. As a lithium ion battery, a negative electrode material, a positive electrode material, a separator, an electrolytic solution, and the like are known to be enclosed in a metal outer can such as aluminum or iron. 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). 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). The separator is a polypropylene porous resin film or the like. The electrolytic solution contains an electrolyte such as lithium hexafluorophosphate (LiPF 6).

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。自動車のライフサイクルとともに、搭載されたリチウムイオン電池も将来的に大量に廃棄される見込みであり、使用済みの電池や製造中に生じた不良品(以下、「廃リチウムイオン電池」又は「廃電池」と称する)を資源として再利用することが望まれている。このような背景のもと、廃電池を高温炉で全量熔解する乾式製錬プロセスによって廃電池に含まれる有価金属(Ni、Co、Cu等)を回収及び再利用する技術が提案されている。 One of the main applications of lithium-ion batteries is hybrid vehicles and electric vehicles. Along with the life cycle of automobiles, a large amount of on-board lithium-ion batteries are expected to be discarded in the future, and used batteries and defective products generated during manufacturing (hereinafter, "waste lithium-ion batteries" or "waste batteries") It is desired to reuse (referred to as) as a resource. Against this background, a technique has been proposed in which valuable metals (Ni, Co, Cu, etc.) contained in the waste battery are recovered and reused by a pyrometallurgical process in which the entire amount of the waste battery is melted in a high-temperature furnace.

廃リチウムイオン電池は、有価金属の他に、炭素(C)、アルミニウム(Al)、フッ素(F)、リン(P)等の不純物元素を含む。そのため廃電池から有価金属を回収する際には、これら不純物元素を除去する必要がある。乾式製錬プロセスでは、不純物元素中の可燃成分(C等)を燃焼除去するとともに、残りの不純物元素を酸化し、さらに有価金属を還元及び合金化してスラグ化した酸化不純物から分離する手法がとられている。廃リチウムイオン電池から有価金属(Ni、Co、Cu等)を回収する乾式製錬プロセスを開示する文献として、特許文献1及び2が挙げられる。 The waste lithium ion battery contains impurity elements such as carbon (C), aluminum (Al), fluorine (F), and phosphorus (P) in addition to valuable metals. Therefore, when recovering valuable metals from waste batteries, it is necessary to remove these impurity elements. In the pyrometallurgical process, combustible components (C, etc.) in impurity elements are burnt and removed, the remaining impurity elements are oxidized, and valuable metals are reduced and alloyed to separate them from the slag-ized oxide impurities. Has been done. Patent Documents 1 and 2 are examples of documents that disclose a pyrometallurgical process for recovering valuable metals (Ni, Co, Cu, etc.) from a waste lithium-ion battery.

特許文献1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、O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、そし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を含む方法が開示されている(特許文献1の請求項1)。また特許文献2には、リチウムイオン電池の廃電池から、ニッケルとコバルトを含む有価金属を回収する方法であって、廃電池を熔融して熔融物を得る熔融工程と、廃電池を酸化処理する酸化工程と、熔融物からスラグを分離して有価金属を含む合金を回収するスラグ分離工程と、合金に含有されるリンを分離する脱リン工程と、を備える方法が開示されている(特許文献2の請求項1)。 Patent Document 1 describes a method for recovering cobalt from a lithium ion battery containing aluminum and carbon, which comprises a step of preparing a bath furnace provided with a means for injecting O 2, CaO as a slag forming agent, and CaO. The process of preparing the metallurgical charge raw material including the lithium ion battery, the process of injecting oxygen and supplying the metallurgical raw material to the furnace, thereby reducing at least a part of the cobalt and collecting it in the metal phase, and the hot water. A method including a step of separating slag from the metal phase by dispensing is disclosed (claim 1 of Patent Document 1). Further, Patent Document 2 describes a method of recovering a valuable metal containing nickel and cobalt from a waste battery of a lithium ion battery, in which a melting step of melting the waste battery to obtain a melt and an oxidation treatment of the waste battery are performed. A method including an oxidation step, a slag separation step of separating slag from a melt to recover an alloy containing a valuable metal, and a dephosphorization step of separating phosphorus contained in the alloy is disclosed (Patent Document). 2 claim 1).

ところで有価金属を回収する乾式製錬プロセスでは、有価金属の還元及び合金化の工程(熔融工程)における酸化還元度のコントロールが重要である。例えば、還元度を過度に弱く(酸化度を高く)調整すると、有価金属が酸化されてスラグに取り込まれてしまい、熔融合金としてこれを回収することが困難になる。そのため有価金属回収率を高めるためには、ある程度に還元度を高く調整する必要がある。 By the way, in the pyrometallurgical process of recovering valuable metals, it is important to control the degree of oxidation-reduction in the steps of reducing and alloying the valuable metals (melting step). For example, if the degree of reduction is adjusted to be excessively weak (the degree of oxidation is high), the valuable metal is oxidized and incorporated into the slag, making it difficult to recover it as a fused metal. Therefore, in order to increase the recovery rate of valuable metals, it is necessary to adjust the degree of reduction to some extent.

一方で、還元度を過度に高く(酸化度を低く)調整することは、有価金属回収率を却って低下させるため好ましくない。例えば、還元度が過度に高いと、不純物炭素が酸化除去されずに残留してしまい、これが合金(有価金属)とスラグ(炭素以外の不純物)の分離を妨げることがある。また還元度が過度に高いと、炭素以外の他の不純物の酸化及びスラグ化を妨ぐため、不純物が有価金属合金へ取り込まれてしまうことがある。特に不純物の中でもリン(P)は比較的還元されやすい性質を有するため、還元度を高く調整すると、リンがスラグ化されずに有価金属合金中に取り込まれてしまう。したがって有価金属を安定且つ効率的に回収するためには、熔融工程での酸化還元度を適切にコントロールすることが望まれる。 On the other hand, adjusting the degree of reduction to an excessively high degree (low degree of oxidation) is not preferable because the recovery rate of valuable metals is rather lowered. For example, if the degree of reduction is excessively high, the impurity carbon remains without being oxidized and removed, which may hinder the separation of the alloy (valuable metal) and the slag (impurities other than carbon). Further, if the degree of reduction is excessively high, impurities other than carbon are prevented from being oxidized and slagged, so that the impurities may be incorporated into the valuable metal alloy. In particular, among impurities, phosphorus (P) has a property of being relatively easily reduced. Therefore, if the degree of reduction is adjusted to be high, phosphorus is incorporated into the valuable metal alloy without being slagged. Therefore, in order to recover valuable metals stably and efficiently, it is desirable to appropriately control the degree of redox in the melting step.

従来から提案される乾式製錬プロセスによる有価金属の回収方法では、有価金属の還元及び合金化の工程(熔融工程)で有価金属の還元を進めるために、黒鉛などの還元剤を添加していた。また熔融工程に先立つ酸化焙焼工程で発生するダストを炉外に排出し、これを廃棄していた。 In the conventionally proposed method for recovering valuable metals by a pyrometallurgical process, a reducing agent such as graphite is added in order to promote the reduction of valuable metals in the process of reducing and alloying the valuable metals (melting process). .. In addition, dust generated in the oxidative roasting process prior to the melting process was discharged to the outside of the furnace and discarded.

特許5818798号公報Japanese Patent No. 5818798 特許5853585号公報Japanese Patent No. 5835585

しかしながら本発明者らが調べたところ、酸化焙焼工程で排出されたダストは炭素を主としており、これを後続する熔融工程の還元剤として有効活用できることが分かった。またダストは有価金属を少なからず含んでおり、ダストを還元剤として利用することで、最終的に得られる有価金属の回収率を高めることができることが分かった。 However, as a result of investigation by the present inventors, it was found that the dust discharged in the oxidative roasting process is mainly composed of carbon, which can be effectively used as a reducing agent in the subsequent melting process. It was also found that the dust contains a considerable amount of valuable metal, and that the recovery rate of the finally obtained valuable metal can be increased by using the dust as a reducing agent.

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、酸化焙焼工程で排出したダストを有効活用して、有価金属を安価且つ効率的に回収することができる方法の提供を課題とする。 The present invention has been completed based on such knowledge, and an object of the present invention is to provide a method capable of recovering valuable metals inexpensively and efficiently by effectively utilizing the dust discharged in the oxidative roasting process. do.

本発明は、下記(1)〜(3)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。 The present invention includes the following aspects (1) to (3). In the present specification, 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".

(1)廃リチウムイオン電池から有価金属を回収する方法であって、
前記廃リチウムイオン電池を酸化焙焼して酸化焙焼物を得る酸化焙焼工程と、
前記酸化焙焼物を熔融して熔融物を得る熔融工程と、
前記熔融物からスラグを分離して、有価金属を含む合金を回収するスラグ分離工程と、を有し、
前記酸化焙焼工程で発生するダストを回収し、回収したダストの少なくとも一部を前記熔融工程の被処理物に加える、方法。
(1) A method of recovering valuable metals from waste lithium-ion batteries.
An oxidative roasting step of oxidatively roasting the waste lithium ion battery to obtain an oxidative roasted product,
A melting step of melting the oxidized roasted product to obtain a melt, and
It has a slag separation step of separating slag from the melt and recovering an alloy containing a valuable metal.
A method of recovering dust generated in the oxidation roasting step and adding at least a part of the recovered dust to an object to be processed in the melting step.

(2)前記有価金属が、少なくともコバルト(Co)、ニッケル(Ni)、及び銅(Cu)から選ばれる1種以上である、上記(1)の方法。 (2) The method of (1) above, wherein the valuable metal is at least one selected from cobalt (Co), nickel (Ni), and copper (Cu).

(3)前記熔融工程における加熱温度が1300℃以上1500℃以下である、上記(1)又は(2)の方法。 (3) The method according to (1) or (2) above, wherein the heating temperature in the melting step is 1300 ° C. or higher and 1500 ° C. or lower.

本発明によれば、酸化焙焼工程で排出したダストを有効活用して、有価金属を安価且つ効率的に回収することができる方法が提供される。 According to the present invention, there is provided a method capable of recovering valuable metals inexpensively and efficiently by effectively utilizing the dust discharged in the oxidative roasting process.

有価金属の回収方法の流れの一例を示す工程図である。It is a process drawing which shows an example of the flow of the recovery method of a valuable metal.

以下、本発明の具体的な実施形態(以下、「本実施形態」という)について詳細に説明する。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。 Hereinafter, specific embodiments of the present invention (hereinafter, referred to as “the present embodiment”) will be described in detail. The present invention is not limited to the following embodiments, and various modifications can be made without changing the gist of the present invention.

≪1.有価金属の回収方法の概要≫
本実施の形態の有価金属の回収方法は、廃リチウムイオン電池に含まれる有価金属を回収する方法である。廃電池から有価金属を回収する方法は、乾式製錬プロセスと、湿式製錬プロセスとに大別される。本実施形態の回収方法は、主として乾式製錬プロセスに係るものである。
≪1. Overview of valuable metal recovery method ≫
The valuable metal recovery method of the present embodiment is a method of recovering the valuable metal contained in the waste lithium ion battery. The method of recovering valuable metals from waste batteries is roughly divided into a pyrometallurgical process and a hydrometallurgical process. The recovery method of the present embodiment mainly relates to a pyrometallurgical process.

廃リチウムイオン電池は、使用済みリチウムイオン電池や、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、発生屑等の電池製造工程内における廃材、及びこれらの混合物を含む。廃電池には有価金属(Ni、Co、Cu等)が含まれている。廃電池に含まれる各有価金属の量は、特に限定されないが、例えば、銅(Cu)が10質量%以上含まれてよく、20質量%以上含まれてもよい。 Waste lithium-ion batteries are used lithium-ion batteries, defective products generated in the manufacturing process of positive electrode materials that make up the batteries, residues inside the manufacturing process, waste materials in the battery manufacturing process such as generated waste, and these. Contains the mixture. Waste batteries contain valuable metals (Ni, Co, Cu, etc.). The amount of each valuable metal contained in the waste battery is not particularly limited, but for example, copper (Cu) may be contained in an amount of 10% by mass or more, or 20% by mass or more.

図1は、有価金属の回収方法の流れの一例を示す工程図である。図1に示すように、本実施形態の回収方法は、廃電池の電解液及び外装缶を必要に応じて除去する前処理工程S1と、電池内容物を必要に応じて粉砕して粉砕物とする粉砕工程S2と、粉砕物を酸化焙焼して酸化焙焼物とする酸化焙焼工程S3と、酸化焙焼物を熔融して合金化する熔融工程S4と、熔融物からスラグを分離して有価金属を含む合金を回収するスラグ分離工程S5と、を有する。 FIG. 1 is a process diagram showing an example of a flow of a method for recovering valuable metals. As shown in FIG. 1, the recovery method of the present embodiment includes a pretreatment step S1 for removing the electrolytic solution and the outer can of the waste battery as needed, and the crushed product by crushing the battery contents as needed. The crushing step S2, the oxidative roasting step S3 in which the crushed product is oxidatively roasted to obtain an oxidative roasted product, the melting step S4 in which the oxidative roasted product is melted and alloyed, and the slag is separated from the molten material to be valuable. It has a slag separation step S5 for recovering an alloy containing a metal.

≪2.回収方法の各工程について≫
以下、本実施形態の有価金属の回収方法の各工程について具体的に説明する。
≪2. About each process of collection method ≫
Hereinafter, each step of the valuable metal recovery method of the present embodiment will be specifically described.

[前処理工程]
本実施形態の回収方法では、必要に応じて前処理工程S1を設けてもよい。前処理工程S1は、廃リチウムイオン電池の爆発防止又は無害化、外装缶除去等を目的として行われる。使用済みリチウムイオン電池等の廃電池は密閉系であり、内部に電解液などを有している。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ため、何らかの方法で放電処理や電解液の除去処理を施すことが望ましい。前処理工程S1において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(Ni、Co、Cu等)回収率を高めることができる。
[Pretreatment process]
In the recovery method of the present embodiment, the pretreatment step S1 may be provided if necessary. The pretreatment step S1 is performed for the purpose of preventing or detoxifying the waste lithium ion battery, removing the outer can, and the like. Waste batteries such as used lithium-ion batteries are sealed and have an electrolytic solution inside. If the crushing treatment is performed as it is, there is a risk of explosion and it is dangerous. Therefore, it is desirable to perform a discharge treatment or a removal treatment of the electrolytic solution by some method. By removing the electrolytic solution and the outer can in the pretreatment step S1, the safety can be enhanced and the recovery rate of valuable metals (Ni, Co, Cu, etc.) can be enhanced.

前処理工程S1の具体的な方法は、特に限定されない。例えば、針状の刃先で電池を物理的に開孔して、内部の電解液を流し出して除去してもよい。また廃電池をそのまま加熱し、電解液を燃焼させて無害化してもよい。 The specific method of the pretreatment step S1 is not particularly limited. For example, the battery may be physically opened with a needle-shaped cutting edge, and the electrolytic solution inside may be flushed out to remove the battery. Alternatively, the waste battery may be heated as it is and the electrolytic solution may be burned to make it harmless.

外装缶はアルミニウム(Al)や鉄(Fe)等の金属で構成されている場合が多い。前処理工程S1を経ることで、外装缶を金属として容易に回収することができる。例えば、除去した外装缶を粉砕した後に篩振とう機を用いて篩分けすることで、外装缶に含まれるアルミニウムや鉄を回収できる。アルミニウムは、軽度の粉砕であっても容易に粉状となるので、これを効率的に回収できる。また磁力による選別によって、外装缶に含まれている鉄を回収できる。 The outer can is often made of a metal such as aluminum (Al) or iron (Fe). By going through the pretreatment step S1, the outer can can be easily recovered as a metal. For example, aluminum and iron contained in the outer can can be recovered by crushing the removed outer can and then sieving it using a sieve shaker. Aluminum easily becomes powdery even if it is lightly pulverized, so that it can be efficiently recovered. In addition, iron contained in the outer can can be recovered by sorting by magnetic force.

[粉砕工程]
本実施形態の回収方法では、必要に応じて粉砕工程S2を設けてもよい。粉砕工程S2では、前処理工程S1を経て得られた電池内容物を粉砕して粉砕物を得る。粉砕工程S2を設けることで、後続する工程での反応効率を高めることができ、これにより有価金属(Ni、Co、Cu等)回収率を高めることができる。粉砕工程S2の具体的な粉砕方法は限定されない。例えば、カッターミキサー等の公知の粉砕機を用いて、電池内容物を粉砕する手法が挙げられる。
[Crushing process]
In the recovery method of the present embodiment, the crushing step S2 may be provided if necessary. In the pulverization step S2, the battery contents obtained through the pretreatment step S1 are pulverized to obtain a pulverized product. By providing the pulverization step S2, the reaction efficiency in the subsequent step can be increased, and thus the recovery rate of valuable metals (Ni, Co, Cu, etc.) can be increased. The specific crushing method of the crushing step S2 is not limited. For example, a method of crushing the battery contents using a known crusher such as a cutter mixer can be mentioned.

[酸化焙焼工程]
酸化焙焼工程S3では、粉砕物を酸化焙焼して酸化焙焼物を得る。酸化焙焼することで、電池内容物中に含まれる炭素(C)などの熱分解成分を燃焼除去することができる。また炭素以外の不純物(P、Fe、Mn、Al等)を酸化物にすることができ、後続する工程でスラグとして有価金属から分離除去することが可能になる。なお前処理工程S1及び/又は粉砕工程S2を設けた場合には、上記各工程を経て得た廃リチウムイオン電池(電池内容物、粉砕物)が酸化焙焼の対象物になる。
[Oxidation roasting process]
In the oxidative roasting step S3, the pulverized product is oxidatively roasted to obtain an oxidative roasted product. By oxidative roasting, thermal decomposition components such as carbon (C) contained in the battery contents can be burned and removed. Further, impurities other than carbon (P, Fe, Mn, Al, etc.) can be made into oxides, and can be separated and removed from valuable metals as slag in a subsequent step. When the pretreatment step S1 and / or the crushing step S2 is provided, the waste lithium ion battery (battery contents, crushed product) obtained through each of the above steps becomes an object of oxidative roasting.

酸化焙焼工程ではダストが発生するため、このダストを回収し、これを後続する熔融工程で有効活用する。すなわち廃リチウムイオン電池は、炭素や有機成分などの炭素質成分を多量に含んでいる。例えば負極には炭素が多用されている。またセパレータにはポリプロピレンが用いられ、外装材の一部にプラスチックが用いられている。これらの炭素質成分(炭素、有機成分)は、酸化焙焼により燃焼除去されるが、一部が不完全燃焼して煤(炭素)が生成する。この煤を炉外に排出してダストとして回収する。また廃リチウムイオン電池に含まれる金属成分は、その一部が揮発して煤とともに炉外に排出される。したがって回収したダストは煤とともに有価金属等の金属成分を含む。ダストの回収は公知の手法で行えばよい。例えば、排出ガスとともにダストを炉外に排出し、集塵機を用いて排出ガスからダストを分離回収すればよい。 Since dust is generated in the oxidative roasting process, this dust is collected and effectively utilized in the subsequent melting process. That is, the waste lithium ion battery contains a large amount of carbonaceous components such as carbon and organic components. For example, carbon is often used for the negative electrode. Polypropylene is used for the separator, and plastic is used for a part of the exterior material. These carbonaceous components (carbon, organic components) are burned and removed by oxidative roasting, but some of them are incompletely burned to produce soot (carbon). This soot is discharged to the outside of the furnace and collected as dust. In addition, a part of the metal component contained in the waste lithium ion battery is volatilized and discharged to the outside of the furnace together with soot. Therefore, the recovered dust contains metal components such as valuable metals as well as soot. The dust may be recovered by a known method. For example, the dust may be discharged to the outside of the furnace together with the exhaust gas, and the dust may be separated and recovered from the exhaust gas using a dust collector.

酸化焙焼工程S3では、700℃以上の温度で加熱(酸化焙焼)することが好ましい。酸化焙焼温度を700℃以上とすることで、電池に含まれる不純物を除去する効率をより高めることができる。一方で酸化焙焼温度は900℃以下が好ましい。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。 In the oxidative roasting step S3, it is preferable to heat (oxidatively roast) at a temperature of 700 ° C. or higher. By setting the oxidative roasting temperature to 700 ° C. or higher, the efficiency of removing impurities contained in the battery can be further improved. On the other hand, the oxidative roasting temperature is preferably 900 ° C. or lower. As a result, the thermal energy cost can be suppressed and the processing efficiency can be improved.

酸化焙焼工程S3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炭素(C)を効率的に燃焼除去し、またアルミニウム(Al)等の他の不純物を酸化及びスラグ化することができる。特に、炭素を燃焼除去すると、その後の熔融工程S4で生成する有価金属の熔融微粒子が、物理的な障害なく凝集及び一体化し易くなる。そのため熔融物として得られる有価金属を一体化合金として容易に回収することができる。なお廃電池を構成する主要元素は、酸素との親和力に差があり、一般的には、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)>銅(Cu)の順に酸化され易い。 The oxidative roasting step S3 is preferably performed in the presence of an oxidizing agent. As a result, carbon (C) among the impurities contained in the battery contents can be efficiently burned and removed, and other impurities such as aluminum (Al) can be oxidized and slagged. In particular, when carbon is burnt and removed, the molten fine particles of the valuable metal generated in the subsequent melting step S4 are likely to be aggregated and integrated without physical obstacles. Therefore, the valuable metal obtained as a melt can be easily recovered as an integrated alloy. The main elements constituting the waste battery have different affinity with oxygen, and generally, aluminum (Al)> lithium (Li)> carbon (C)> manganese (Mn)> phosphorus (P)> iron. It is easily oxidized in the order of (Fe)> cobalt (Co)> nickel (Ni)> copper (Cu).

酸化剤は、炭素を燃焼除去でき且つ他の不純物を酸化できるものであれば、特に限定されない。しかしながら取り扱いが容易な、空気、純酸素、酸素富化気体等の酸素を含む気体が好ましい。酸化剤の導入量は、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倍程度にすることができる。 The oxidizing agent is not particularly limited as long as it can burn off carbon and oxidize other impurities. However, oxygen-containing gases such as air, pure oxygen, and oxygen-enriched gas, which are easy to handle, are preferable. The amount of the oxidizing agent introduced can be, for example, about 1.2 times the chemical equivalent required for oxidation of each substance to be oxidized.

酸化焙焼工程S3では、公知の焙焼炉を使用することができる。しかしながら熔融工程S4で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。焙焼炉として、その内部で粉砕物を焙焼しながら、酸素供給により酸化処理することが可能なあらゆる形式のキルンを用いることができる。一例として、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)を好適に用いることができる。 In the oxidative roasting step S3, a known roasting furnace can be used. However, it is preferable to use a furnace (preliminary furnace) different from the melting furnace used in the melting step S4 and perform the process in the preliminary furnace. As the roasting furnace, any type of kiln that can be oxidized by supplying oxygen while roasting the pulverized material inside the furnace can be used. As an example, a conventionally known rotary kiln and tunnel kiln (Haas furnace) can be preferably used.

[熔融工程]
熔融工程S4では、酸化焙焼物を熔融して、合金とスラグとからなる熔融物を得る。熔融処理により、炭素以外の不純物(P、Fe、Mn、Al等)は酸化物としてスラグに取り込まれる。一方で酸化物を形成し難い有価金属(Ni、Co、Cu等)は熔融及び一体化して熔融合金になり、後続する工程でこれを回収する。
[Melting process]
In the melting step S4, the oxidized roasted product is melted to obtain a molten product composed of an alloy and slag. Impurities other than carbon (P, Fe, Mn, Al, etc.) are incorporated into the slag as oxides by the melting treatment. On the other hand, valuable metals (Ni, Co, Cu, etc.) that are difficult to form oxides are melted and integrated into a fused metal, which is recovered in a subsequent step.

熔融工程S4では、酸化焙焼工程S3で回収したダストの少なくとも一部を被処理物(酸化焙焼物又は熔融物)に加える。ダストを加えることで、黒鉛等の還元剤の添加を無くす又は減らすことができ、その結果、コスト削減にもつながる。すなわちダストは煤(炭素)を主たる成分とし、還元剤として機能する。ダストを熔融工程S4の被処理物に加えることで、ダストに含まれる炭素の存在下で還元熔融が行われ、被処理物に含まれる有価金属(Ni、Co、Cu等)の酸化物が容易且つ効率的に還元される。還元手法としてアルミニウム等の金属粉を用いるテルミット法が知られているが、炭素を用いた還元はテルミット法に比べて、安全性が極めて高いという利点もある。 In the melting step S4, at least a part of the dust recovered in the oxidative roasting step S3 is added to the object to be treated (oxidized roasted product or molten product). By adding dust, the addition of a reducing agent such as graphite can be eliminated or reduced, and as a result, cost reduction can be achieved. That is, dust contains soot (carbon) as a main component and functions as a reducing agent. By adding dust to the object to be processed in the melting step S4, reduction melting is performed in the presence of carbon contained in the dust, and oxides of valuable metals (Ni, Co, Cu, etc.) contained in the object to be processed are easily formed. And it is efficiently reduced. The thermite method using a metal powder such as aluminum is known as a reduction method, but the reduction using carbon also has an advantage that it is extremely safer than the thermite method.

その上、ダストには煤(炭素)以外に有価金属を始めとする金属成分が含まれている。実際、本発明者らが調べたところ、ダストは、炭素を約60質量%の量で含み、それ以外にニッケル(Ni)やコバルト(Co)等の他の成分を約40質量%の量で含んでいた。したがって熔融工程S4でダストを加えることで、ダストとして排出された有価金属(Ni、Co、Cu等)を有価金属合金に戻すことができ、有価金属の回収率を向上させることが可能になる。 Moreover, dust contains metal components such as valuable metals in addition to soot (carbon). In fact, as investigated by the present inventors, dust contains carbon in an amount of about 60% by mass, and other components such as nickel (Ni) and cobalt (Co) in an amount of about 40% by mass. It was included. Therefore, by adding dust in the melting step S4, the valuable metal (Ni, Co, Cu, etc.) discharged as dust can be returned to the valuable metal alloy, and the recovery rate of the valuable metal can be improved.

回収したダストの一部を熔融工程S4の被処理物に加えてもよく、あるいはその全部を加えてもよい。ダストの添加量は、被処理物に含まれる有価金属(Ni、Co、Cu等)を熔融還元して合金化でき且つ不純物(P、Fe、Mn、Al等)が還元されない程度に調整すればよい。具体的には、予めダスト中の炭素分の割合を分析しておき、得られた炭素割合と必要な還元度合に基づきダスト添加量を決めればよい。 A part of the recovered dust may be added to the object to be processed in the melting step S4, or all of them may be added. The amount of dust added should be adjusted so that valuable metals (Ni, Co, Cu, etc.) contained in the object to be treated can be melted and reduced to alloy them, and impurities (P, Fe, Mn, Al, etc.) are not reduced. good. Specifically, the ratio of carbon content in the dust may be analyzed in advance, and the amount of dust added may be determined based on the obtained carbon ratio and the required degree of reduction.

必要に応じて、熔融工程S4の被処理物には、ダスト以外の他の還元剤を加えてもよい。すなわちダストのみでは被処理物中の有価金属を十分に還元するのに不足する場合には、他の還元剤を追加で加えてもよい。他の還元剤として、例えば炭素1モルで有価金属酸化物2モルを還元することができる黒鉛が挙げられる。また炭素1モルあたり有価金属酸化物2〜4モルを還元できる炭化水素や、炭素1モルあたり有価金属酸化物1モルを還元できる一酸化炭素などの炭素供給源を用いることができる。 If necessary, a reducing agent other than dust may be added to the object to be treated in the melting step S4. That is, if dust alone is insufficient to sufficiently reduce the valuable metal in the object to be treated, another reducing agent may be additionally added. Other reducing agents include, for example, graphite capable of reducing 2 mol of valuable metal oxide with 1 mol of carbon. Further, a carbon source such as a hydrocarbon capable of reducing 2 to 4 mol of a valuable metal oxide per 1 mol of carbon and carbon monoxide capable of reducing 1 mol of a valuable metal oxide per 1 mol of carbon can be used.

熔融工程S4では、酸化焙焼物にフラックスを添加してもよい。フラックスとして、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く、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。リンは酸化すると酸性酸化物になるため、熔融工程S4における処理によって形成されるスラグが塩基性になるほど、リンがスラグに取り込まれ易くなる。カルシウム化合物として、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。 In the melting step S4, flux may be added to the oxidized roasted product. The flux preferably contains an element that incorporates an impurity element to form a basic oxide having a low melting point, and among them, a flux containing a calcium compound that is inexpensive and stable at room temperature is more preferable. Since phosphorus becomes an acidic oxide when oxidized, the more basic the slag formed by the treatment in the melting step S4, the easier it is for phosphorus to be incorporated into the slag. Examples of the calcium compound include calcium oxide (CaO) and calcium carbonate (CaCO 3 ).

なおフラックスを添加する場合には、上述した還元剤としてのダスト及び/又は炭素を過剰に加えてもよい。フラックスが無い場合には、過剰の炭素添加は廃電池中のリン化合物を還元して、熔融合金にリンを混入させてしまう恐れがある。これに対して、フラックス存在下で廃電池を熔融する場合には、炭素が過剰であっても、このフラックスがリン化合物を取り込んで、熔融合金への混入を抑制する。 When the flux is added, the dust and / or carbon as the reducing agent described above may be added in excess. In the absence of flux, excessive carbon addition may reduce the phosphorus compound in the waste battery and mix phosphorus into the fusion metal. On the other hand, when the waste battery is melted in the presence of the flux, even if the carbon is excessive, the flux takes in the phosphorus compound and suppresses the mixing into the fusion metal.

熔融工程S4では、カルシウム化合物以外の他のフラックス成分を加えてもよい。しかしながらフラックスの添加は、熔融後スラグにおけるカルシウム成分と珪素成分の酸化物基準での比率(質量比SiO/CaO)が0.50以下となるように行うことが好ましい。ここで前記比率は酸化カルシウムに対する二酸化珪素の質量比である。二酸化珪素をはじめとする珪素成分は、熔融工程S4の加熱で揮発し難く、またスラグ化した際に酸性酸化物となる。塩基性酸化物を形成するカルシウム化合物に対して珪素成分を少なくすることでスラグが塩基性に傾くため、スラグがリンを取り込み易くなる。すなわち酸化カルシウムに対する二酸化珪素の質量比が小さくなるようにフラックス添加を行うことで、リンのスラグへの取り込みを促し、リンの合金への混入を抑制することができる。 In the melting step S4, a flux component other than the calcium compound may be added. However, it is preferable that the flux is added so that the ratio of the calcium component and the silicon component in the slag after melting (mass ratio SiO 2 / CaO) based on the oxide is 0.50 or less. Here, the ratio is the mass ratio of silicon dioxide to calcium oxide. Silicon components such as silicon dioxide are difficult to volatilize by heating in the melting step S4, and become acidic oxides when slagged. By reducing the silicon component with respect to the calcium compound forming the basic oxide, the slag tends to be basic, so that the slag easily takes up phosphorus. That is, by adding the flux so that the mass ratio of silicon dioxide to calcium oxide becomes small, it is possible to promote the uptake of phosphorus into the slag and suppress the mixing of phosphorus into the alloy.

またフラックスの添加は、熔融後スラグにおける酸化アルミニウムに対する酸化カルシウムの酸化物基準での比率(質量比CaO/Al)が0.30以上2.00以下となるように行うことが好ましい。フラックスの添加は、質量比CaO/Alが0.40以上となるように行ってもよく、質量比CaO/Alが1.90以下となるように行ってもよい。酸化アルミニウムはスラグ融点を上昇させる成分である。そのため熔融工程S4で酸化アルミニウムが多いと、酸化アルミニウムを熔融するために十分な量のカルシウム成分が必要となる。また酸化アルミニウムは両性酸化物を形成する成分であり、酸性酸化物にも塩基性酸化物にもなる。そのため塩基性酸化物を形成するカルシウム化合物量に対する酸化アルミニウム量の比率を所定範囲内に調整することで、酸化アルミニウムの熔融及び熔融時の酸性度を適切にコントロールすることができ、その結果、リンをスラグ中に取り込み易くすることができる。 Further, it is preferable to add the flux so that the ratio of calcium oxide to aluminum oxide in the melted slag based on the oxide (mass ratio CaO / Al 2 O 3 ) is 0.30 or more and 2.00 or less. The flux may be added so that the mass ratio CaO / Al 2 O 3 is 0.40 or more, or the mass ratio CaO / Al 2 O 3 is 1.90 or less. Aluminum oxide is a component that raises the melting point of slag. Therefore, if the amount of aluminum oxide is large in the melting step S4, a sufficient amount of calcium component is required to melt the aluminum oxide. Aluminum oxide is a component that forms an amphoteric oxide, and can be either an acidic oxide or a basic oxide. Therefore, by adjusting the ratio of the amount of aluminum oxide to the amount of the calcium compound forming the basic oxide within a predetermined range, it is possible to appropriately control the melting of aluminum oxide and the acidity at the time of melting, and as a result, phosphorus. Can be easily incorporated into the slag.

フラックスを添加する際、熔融後スラグにおける各質量比の調整は、フラックス添加量を調整することで行ってもよく、或いはフラックスに含まれる成分の濃度を調整することで行ってもよい。また熔融後スラグに含まれる酸化カルシウムが、酸化物基準で、好ましく10質量%以上、より好ましくは15質量%以上、さらに好ましくは21質量%以上になるようにフラックスを添加してもよい。これにより有価金属、特にコバルト(Co)の回収率を高めることができる。他方で、経済性の観点から、熔融後スラグに含まれる酸化カルシウムが80質量%以下になるようにフラックスを添加してもよく、60質量%以下になるように添加してもよい。なお「酸化物基準」での各成分の質量は、熔融後のスラグに含まれる各成分が全て酸化物に変化したと仮定したときの、当該酸化物の質量である。 When adding the flux, the mass ratio of each mass ratio in the slag after melting may be adjusted by adjusting the amount of flux added, or by adjusting the concentration of the component contained in the flux. Further, the flux may be added so that the calcium oxide contained in the melted slag is preferably 10% by mass or more, more preferably 15% by mass or more, and further preferably 21% by mass or more based on the oxide. As a result, the recovery rate of valuable metals, particularly cobalt (Co), can be increased. On the other hand, from the viewpoint of economy, the flux may be added so that the calcium oxide contained in the slag after melting is 80% by mass or less, or 60% by mass or less. The mass of each component in the "oxide standard" is the mass of the oxide when it is assumed that all the components contained in the slag after melting are changed to oxide.

熔融処理における加熱温度(熔融温度)は特に限定されない。しかしながら熔融温度は1300℃以上が好ましく、1350℃以上がより好ましい。1300℃以上の熔融処理で、有価金属が十分に熔融し、熔融合金の流動性が十分に高くなる。そのため後述するスラグ分離工程S5で熔融合金(有価金属)とスラグ(不純物)との分離効率が向上する。一方で熔融温度が1500℃を超えると、熱エネルギーが無駄に消費されるとともに、るつぼや炉壁等の耐火物の消耗も激しくなり、生産性が低下する恐れがある。したがって熔融温度を1500℃以下にすることが好ましい。 The heating temperature (melting temperature) in the melting process is not particularly limited. However, the melting temperature is preferably 1300 ° C. or higher, more preferably 1350 ° C. or higher. In the melting process of 1300 ° C. or higher, the valuable metal is sufficiently melted and the fluidity of the fused metal becomes sufficiently high. Therefore, the separation efficiency between the fused metal (valuable metal) and the slag (impurities) is improved in the slag separation step S5 described later. On the other hand, if the melting temperature exceeds 1500 ° C., heat energy is wasted and the refractory materials such as the pot and the furnace wall are consumed severely, which may reduce the productivity. Therefore, it is preferable to set the melting temperature to 1500 ° C. or lower.

なお熔融処理で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で、これらを無害化することができる。 Dust, exhaust gas, and the like may be generated during the melting treatment, but these can be detoxified by performing a conventionally known exhaust gas treatment.

[スラグ分離工程]
スラグ分離工程S5では、熔融工程S4で得られた熔融物からスラグを分離して、有価金属を含む熔融合金を回収する。熔融物に含まれるスラグと合金は比重が異なるため、比重の違いを利用してスラグと合金のそれぞれを回収することができる。合金から有価金属を回収する処理方法は、特に限定されず、中和処理や溶媒抽出処理といった公知の手法で行えばよい。コバルト(Co)、ニッケル(Ni)及び銅(Cu)からなる合金の場合には、硫酸等の酸で有価金属を浸出させた後(浸出工程)、溶媒抽出等により銅を抽出し(抽出工程)、残存したニッケル及びコバルトの溶液を、電池製造プロセスの正極活物質製造に用いる手法が一例として挙げられる。
[Slag separation process]
In the slag separation step S5, the slag is separated from the melt obtained in the melting step S4, and the molten metal containing a valuable metal is recovered. Since the slag and the alloy contained in the melt have different specific densities, the slag and the alloy can be recovered by utilizing the difference in the specific densities. The treatment method for recovering the valuable metal from the alloy is not particularly limited, and a known method such as a neutralization treatment or a solvent extraction treatment may be used. In the case of an alloy composed of cobalt (Co), nickel (Ni) and copper (Cu), after leaching a valuable metal with an acid such as sulfuric acid (leaching step), copper is extracted by solvent extraction or the like (extracting step). ), A method of using the remaining nickel and cobalt solution for the production of the positive electrode active material in the battery production process can be mentioned as an example.

以上で説明したように、本実施形態の方法では、酸化焙焼工程で排出されたダストを廃棄することなく、これを熔融工程での還元剤として活用することで、有価金属を含む合金を効果的に得ることができる。また黒鉛等の還元剤の添加を無くす又は減らすことができるため、コスト削減にもつながる。さらにダストとして排出される有価金属を合金に戻すことができ、有価金属の回収率を向上させることができる。これらの結果、有価金属を安価且つ効率的に回収することが可能になる。 As described above, in the method of the present embodiment, the alloy containing a valuable metal is effective by utilizing the dust discharged in the oxidative roasting process as a reducing agent in the melting process without discarding it. Can be obtained. Further, since the addition of a reducing agent such as graphite can be eliminated or reduced, it also leads to cost reduction. Further, the valuable metal discharged as dust can be returned to the alloy, and the recovery rate of the valuable metal can be improved. As a result, valuable metals can be recovered inexpensively and efficiently.

以下、実施例及び比較例を用いて、本発明をさらに詳細に説明するが、本発明は以下の実施例に何ら限定されるものではない。 Hereinafter, the present invention will be described in more detail with reference to Examples and Comparative Examples, but the present invention is not limited to the following Examples.

<前処理工程>
先ず、廃リチウムイオン電池として、18650型円筒型電池、車載用の角形電池の使用済み電池、及び電池製造工程で回収した不良品を用意した。そして、この廃リチウムイオン電池をまとめて塩水中に浸漬して放電させた後、水分を飛ばし、260℃の温度で大気中にて焙焼して電解液及び外装缶を分解除去し、電池内容物を得た。電池内容物の主要元素組成は、下記表1に示されるとおりであった。
<Pretreatment process>
First, as waste lithium-ion batteries, 18650-inch cylindrical batteries, used batteries of square batteries for vehicles, and defective products collected in the battery manufacturing process were prepared. Then, the waste lithium ion batteries are collectively immersed in salt water to be discharged, then the water is removed, and the batteries are roasted in the air at a temperature of 260 ° C. to decompose and remove the electrolytic solution and the outer can, and the battery contents are removed. I got something. The main elemental compositions of the battery contents are as shown in Table 1 below.

Figure 2021161455
Figure 2021161455

<粉砕工程>
得られた電池内容物を粉砕機(商品名:グッドカッター、株式会社氏家製作所製)により粉砕して、粉砕物を得た。
<Crushing process>
The obtained battery contents were crushed by a crusher (trade name: Good Cutter, manufactured by Ujiie Seisakusho Co., Ltd.) to obtain a crushed product.

<酸化焙焼工程>
得られた粉砕物をロータリーキルンに投入し、大気中800℃で180分間の酸化焙焼を行い、酸化焙焼物を得た。
<Oxidation roasting process>
The obtained pulverized product was put into a rotary kiln and oxidatively roasted at 800 ° C. in the air for 180 minutes to obtain an oxidative roasted product.

この粉砕物は回動するロータリーキルン内に空気を導入して焙焼され、炉内で発生したダストは、排気経路に備えた集塵フィルターで回収した。ダスト中の主要成分は、下記表2に示されるとおりであった。 This crushed material was roasted by introducing air into a rotating rotary kiln, and the dust generated in the furnace was collected by a dust collecting filter provided in an exhaust path. The main components in the dust were as shown in Table 2 below.

Figure 2021161455
Figure 2021161455

<熔融工程>
得られた酸化焙焼物に、フラックスとして酸化カルシウム及び二酸化珪素を添加し、また、酸化還元度の調整のために還元剤を添加してこれらを混合し、アルミナ製るつぼに装入した。これを、抵抗加熱によって1400℃に加熱し、60分間の熔融処理を行い、熔融物を得た。熔融物中で有価金属は合金化していた。
<Melting process>
Calcium oxide and silicon dioxide were added as fluxes to the obtained oxidized roasted product, and a reducing agent was added to adjust the degree of redox, and these were mixed and charged into an alumina crucible. This was heated to 1400 ° C. by resistance heating and melted for 60 minutes to obtain a melt. Valuable metals were alloyed in the melt.

還元剤として、実施例1では酸化焙焼工程から得られるダストを、比較例1では黒鉛微粉末を使用し、炭素質成分が同量となるようにして添加した。また、炭素質成分の量は、酸化焙焼物中に含まれる銅、ニッケル、コバルトの各モル数の合計量と同じモル量とした。 As the reducing agent, dust obtained from the oxidative roasting step was used in Example 1, and graphite fine powder was used in Comparative Example 1 so that the carbonaceous components were added in the same amount. The amount of carbonaceous component was the same as the total number of moles of copper, nickel, and cobalt contained in the roasted oxidized product.

<スラグ分離工程>
得られた熔融物について、比重の違いを利用して熔融物からスラグを分離し、合金を回収した。
<Slag separation process>
With respect to the obtained melt, slag was separated from the melt by utilizing the difference in specific densities, and the alloy was recovered.

回収した合金についても、ICP分析装置(アジレント・テクノロジー株式会社製、Agilent5100SUDV)を用いて元素分析を行い、銅、ニッケル及びコバルトの含有量を求めた。次いで、求めた含有量を、前処理工程で得た電池内容物の主要元素組成と比較して、有価金属として回収対象となる銅、ニッケル及びコバルトの回収率を算出した。得られた結果を下記表3に示す。 The recovered alloy was also subjected to elemental analysis using an ICP analyzer (Agilent5100SUDV manufactured by Agilent Technologies, Inc.) to determine the contents of copper, nickel and cobalt. Next, the obtained content was compared with the main elemental composition of the battery contents obtained in the pretreatment step, and the recovery rate of copper, nickel and cobalt to be recovered as valuable metals was calculated. The obtained results are shown in Table 3 below.

Figure 2021161455
Figure 2021161455

以上で説明したように、実施例1では酸化焙焼工程で排出されたダストを熔融工程での還元剤として活用したので、比較例1における還元剤として使用した黒鉛微粉末は使用する必要がなく、コスト削減となった。また表3から分かるように、実施例1ではダストとして排出される有価金属を合金に戻すことができたため、有価金属の回収率を向上させることができた。
As described above, in Example 1, the dust discharged in the oxidative roasting step was used as a reducing agent in the melting step, so that it is not necessary to use the graphite fine powder used as the reducing agent in Comparative Example 1. , Cost reduction. Further, as can be seen from Table 3, in Example 1, the valuable metal discharged as dust could be returned to the alloy, so that the recovery rate of the valuable metal could be improved.

Claims (3)

廃リチウムイオン電池から有価金属を回収する方法であって、
前記廃リチウムイオン電池を酸化焙焼して酸化焙焼物を得る酸化焙焼工程と、
前記酸化焙焼物を熔融して熔融物を得る熔融工程と、
前記熔融物からスラグを分離して、有価金属を含む合金を回収するスラグ分離工程と、を有し、
前記酸化焙焼工程で発生するダストを回収し、回収したダストの少なくとも一部を前記熔融工程の被処理物に加える、方法。
A method of recovering valuable metals from waste lithium-ion batteries.
An oxidative roasting step of oxidatively roasting the waste lithium ion battery to obtain an oxidative roasted product,
A melting step of melting the oxidized roasted product to obtain a melt, and
It has a slag separation step of separating slag from the melt and recovering an alloy containing a valuable metal.
A method of recovering dust generated in the oxidation roasting step and adding at least a part of the recovered dust to an object to be processed in the melting step.
前記有価金属が、少なくともコバルト(Co)、ニッケル(Ni)、及び銅(Cu)から選ばれる1種以上である、請求項1に記載の方法。 The method according to claim 1, wherein the valuable metal is at least one selected from cobalt (Co), nickel (Ni), and copper (Cu). 前記熔融工程における加熱温度が1300℃以上1500℃以下である、請求項1又は2に記載の方法。
The method according to claim 1 or 2, wherein the heating temperature in the melting step is 1300 ° C. or higher and 1500 ° C. or lower.
JP2020061577A 2020-03-30 2020-03-30 Method for recovering valuable metals from waste lithium-ion batteries Active JP7359062B2 (en)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
JP2020061577A JP7359062B2 (en) 2020-03-30 2020-03-30 Method for recovering valuable metals from waste lithium-ion batteries

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
JP2020061577A JP7359062B2 (en) 2020-03-30 2020-03-30 Method for recovering valuable metals from waste lithium-ion batteries

Publications (2)

Publication Number Publication Date
JP2021161455A true JP2021161455A (en) 2021-10-11
JP7359062B2 JP7359062B2 (en) 2023-10-11

Family

ID=78002647

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
JP2020061577A Active JP7359062B2 (en) 2020-03-30 2020-03-30 Method for recovering valuable metals from waste lithium-ion batteries

Country Status (1)

Country Link
JP (1) JP7359062B2 (en)

Cited By (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
JP7416153B1 (en) 2022-09-01 2024-01-17 住友金属鉱山株式会社 How to recover valuable metals

Family Cites Families (7)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
JP2009256741A (en) 2008-04-18 2009-11-05 Jfe Steel Corp Method of recovering valuable metal from waste battery
JP5434934B2 (en) 2011-02-18 2014-03-05 住友金属鉱山株式会社 Valuable metal recovery method
JP5360135B2 (en) 2011-06-03 2013-12-04 住友金属鉱山株式会社 Valuable metal recovery method
KR101718422B1 (en) 2015-02-11 2017-04-04 한국지질자원연구원 Continuous Heat treatment apparatus and Method of Recovering Valuable Metals from Lithium Battery using the same
JP2019135321A (en) 2018-02-05 2019-08-15 住友金属鉱山株式会社 Method for recovering valuable metal from waste lithium-ion battery
WO2020013294A1 (en) 2018-07-12 2020-01-16 住友金属鉱山株式会社 Method for recovering valuable metals from waste lithium ion batteries
KR102390724B1 (en) 2018-07-12 2022-04-26 스미토모 긴조쿠 고잔 가부시키가이샤 Alloy powder and manufacturing method thereof

Cited By (2)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
JP7416153B1 (en) 2022-09-01 2024-01-17 住友金属鉱山株式会社 How to recover valuable metals
WO2024048249A1 (en) * 2022-09-01 2024-03-07 住友金属鉱山株式会社 Method for recovering valuable metal

Also Published As

Publication number Publication date
JP7359062B2 (en) 2023-10-11

Similar Documents

Publication Publication Date Title
JP6819827B2 (en) How to recover valuable metals from waste lithium-ion batteries
JP2019135321A (en) Method for recovering valuable metal from waste lithium-ion battery
JP2018197385A (en) Phosphorus removing method, and valuable metal recovering method
JP7400589B2 (en) Method for recovering valuable metals from waste lithium-ion batteries
JP7338326B2 (en) Methods of recovering valuable metals
JP7354903B2 (en) Method for recovering valuable metals from waste lithium-ion batteries
JP7363207B2 (en) How to recover valuable metals
JP7400333B2 (en) How to recover valuable metals
JP7359062B2 (en) Method for recovering valuable metals from waste lithium-ion batteries
WO2021205903A1 (en) Method for recovering valuable metal
JP7363206B2 (en) How to recover valuable metals
JP7220840B2 (en) Valuable metal manufacturing method
JP7220841B2 (en) Valuable metal manufacturing method
JP7276361B2 (en) Methods of recovering valuable metals
JP7400590B2 (en) Method for recovering valuable metals from waste lithium-ion batteries
JP7124923B1 (en) Valuable metal manufacturing method
JP7192934B1 (en) Valuable metal manufacturing method
KR20240004893A (en) Methods of producing valuable metals
JP2023122149A (en) Method for producing valuable metal
JP2022085447A (en) Method for recovering valuable metal
JP2023121702A (en) Method for producing valuable metal
JP2022085446A (en) Method for recovering valuable metal

Legal Events

Date Code Title Description
A621 Written request for application examination

Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: A621

Effective date: 20221101

A977 Report on retrieval

Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: A971007

Effective date: 20230823

TRDD Decision of grant or rejection written
A01 Written decision to grant a patent or to grant a registration (utility model)

Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: A01

Effective date: 20230829

A61 First payment of annual fees (during grant procedure)

Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: A61

Effective date: 20230911

R150 Certificate of patent or registration of utility model

Ref document number: 7359062

Country of ref document: JP

Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: R150