JP4073551B2 - Gallium recovery method - Google Patents

Gallium recovery method Download PDF

Info

Publication number
JP4073551B2
JP4073551B2 JP21612098A JP21612098A JP4073551B2 JP 4073551 B2 JP4073551 B2 JP 4073551B2 JP 21612098 A JP21612098 A JP 21612098A JP 21612098 A JP21612098 A JP 21612098A JP 4073551 B2 JP4073551 B2 JP 4073551B2
Authority
JP
Japan
Prior art keywords
gallium
zinc
chamber
phosphorus
vacuum
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.)
Expired - Lifetime
Application number
JP21612098A
Other languages
Japanese (ja)
Other versions
JP2000044237A (en
Inventor
一富 山本
敏勝 植松
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.)
Furukawa Co Ltd
Original Assignee
Furukawa 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 Furukawa Co Ltd filed Critical Furukawa Co Ltd
Priority to JP21612098A priority Critical patent/JP4073551B2/en
Publication of JP2000044237A publication Critical patent/JP2000044237A/en
Application granted granted Critical
Publication of JP4073551B2 publication Critical patent/JP4073551B2/en
Anticipated expiration legal-status Critical
Expired - Lifetime legal-status Critical Current

Links

Landscapes

  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)

Description

【0001】
【発明の属する技術分野】
本発明は、燐化ガリウムを主成分とする化合物半導体スクラップからガリウムを低コストで回収するガリウムの回収方法に関するものである。
【0002】
【従来の技術】
ガリウムは、ボーキサイトからアルミナを製造する際のバイヤー液か、または閃亜鉛鉱の亜鉛蒸留のレトルト残渣もしくは亜鉛ばい焼鉱の硫酸浸出残渣から酸化ガリウムを副生成物として回収し、この回収された酸化ガリウムを苛性ソーダ液に溶解した後、電解採取によって98から99%の低純度ガリウムとして生産される。この低純度ガリウムは、さらに真空加熱、酸洗浄、再結晶の工程を組み合わせて精製し99.9999%以上に高純度化されている。しかし、回収コストに見合うバイヤー液、レトルト残渣あるいは硫酸浸出残渣は少なく、ガリウム需要の全量をそれらからの生産量で賄うことはできない。
【0003】
そのため、現在国内で使用されるガリウムの約50%以上が砒化ガリウムまたは燐化ガリウムなどの化合物半導体スクラップ、あるいは化合物半導体の液相エピタキシャル成長工程からのスクラップのリサイクル品で賄われている。
【0004】
燐化ガリウムを主成分とする化合物半導体スクラップには、多結晶または単結晶の端面カット部分、破損ウエハー、切削屑、ラッピング屑、気相エピタキシャル成長工程での排出ガス、さらに回路形成後のウエハーの破損物などがある。これらの化合物半導体スクラップからガリウムを回収するには、その主成分であるガリウムと燐とを分解する必要があり、その分解方法の違いから酸溶解法及び真空加熱分解法が知られている。
【0005】
酸溶解法は、王水で燐化ガリウムを分解・溶解した液にアルカリ液を添加してPH調整することにより水酸化ガリウムを析出させ、次に析出した水酸化ガリウムを濾過分離した後、それをアルカリ溶液に溶解させた電解液から電解採取によりガリウムを回収するものである。
【0006】
酸溶解法は、設備への初期投資が比較的少なく、湿式で処理することから比較的安全にガリウムを回収できる利点があるが、処理工程数が多く、また産業廃棄物として処分すべき副生成物が大量に発生することから、コストが高く、さらに高純度のガリウムが得にくいという欠点があり、次第に利用されなくなりつつある。
【0007】
真空加熱分解法は、燐化ガリウムスクラップを真空中で加熱して、それを分解するときのガリウムと燐との蒸気圧の差を利用し、ガリウムよりも蒸気圧の高い燐及び不純物を優先的に蒸発・分離させる方法である。
【0008】
真空加熱分解法は、処理工程が少ないので処理中の汚染が比較的少なく、スクラップの分解と同時にガリウムが回収できるという利点があるが、分解生成する燐が凝縮して黄燐となり、黄燐が酸素に対して活性であるので処理が難しいという欠点がある。
【0009】
そこで、真空加熱分解法において、分解によって分離した黄燐を装置内で赤燐に転化してスクレーパで掻き集める方法がある(特願昭63−270430号参照)。この方法では、黄燐を装置内で赤燐に転化させるので大気中で安定に取り扱うことが可能になる。
【0010】
また、黄燐を処理する方法として、乾燥空気を流量を制御しながら黄燐と緩速に反応させることにより、空気中で安定な五燐化燐として回収する方法も提案されている。
【0011】
このように、真空加熱分解法は、スクラップの処理速度が早く、高純度のガリウムを回収できるが、分解生成される黄燐を上記の様な方法で処理するために連続操業が不可能であったり、過大な粉塵捕集装置が必要になる。
【0012】
真空加熱分解法で回収されたガリウムは、必要に応じて真空加熱、電解精製、酸洗浄、再結晶の精製方法を単独あるいは組み合わせて高純度化され、再び化合物半導体結晶や液相エピタキシャル成長用原料として使用される。
【0013】
【発明が解決しようとする課題】
上述の通り、従来の真空加熱分解法では、燐化ガリウムスクラップの分解時に生成する燐は、凝縮して黄燐となるが、長時間の熱処理により転化させて赤燐として、あるいは乾燥空気と徐々に反応させて五酸化燐として回収、あるいは除害されている。
【0014】
赤燐への転化は250℃で4〜5日と長時間を要し、また、長時間をかけても100%転化させるのは難しい。従って、残留した黄燐は、赤燐と分離した後、酸化し、水と反応させ、燐酸として洗浄除去するのが通例である。
【0015】
一方、五酸化燐にする場合は、黄燐の発熱量が大きく、そのため五酸化燐が微粒子となり白煙状となって発生するため除害するのが困難になる。この困難を回避するため、空気による黄燐の酸化速度を調節して生成する五酸化燐の粒子を大きくする必要がある。また、水分と接触することによって生成する高温の燐酸を処理するため、耐食性のある装置材料が必要であり、その選定に多くの制約がある。
【0016】
五酸化燐の粒子を湿式で除害するときに発生する廃液は、燐酸を含有していることから、海水や湖沼の赤潮や富栄養化現象を引きおこすおそれがあるので、そのままでは排出できず、燐酸カルシウムなどの投棄できる形で固形化する必要がある。
【0017】
このように、真空加熱分解法においては、制御が容易でかつ発熱量が小さい燐の処理法を見出し、連続操業を可能とすることが低コスト化の課題である。さらに好ましいのは、燐の処理によって得られた物質が有価物であることである。
【0018】
本発明は、燐化ガリウムを主成分とする化合物半導体スクラップを真空加熱分解してガリウムと燐とを分離しガリウムを回収するガリウムの回収方法における上記課題を解決するものであって、分解生成した燐を白煙の発生なしに迅速に処理し、大気中で取扱可能な物質に変えることで真空加熱分解法の連続操業を可能とし、ガリウムを低コストで回収できるようにするガリウムの回収方法を提供することを目的とする。
【0019】
【課題を解決するための手段】
本発明は、燐化ガリウムを主成分とする化合物半導体スクラップを真空加熱分解してガリウムと燐とを分離しガリウムを回収するガリウムの回収方法において、発生した燐を亜鉛の融液もしくは蒸気と接触させて燐化亜鉛を生成させることにより上記課題を解決している。
【0020】
液状燐の沸点は、1atm 下で280.5℃である。またガリウムの沸点は2403℃で、1000℃での蒸気圧は0.003mmHgである。燐化ガリウムは、燐の蒸気圧760mmHg下において、融点1450℃の化合物である。
【0021】
燐化ガリウムの合成には、燐の蒸気圧を10atm まで上げて化学量論比に近づける手法がとられる。燐化ガリウムを合成するとき、燐の蒸気圧を上げれば上げる程、生成する燐化ガリウムの融点が上昇し、P/Gaの化学量論比も1に近づく。
【0022】
真空加熱分解法は、以上の原理を逆に応用したものであり、高温に加熱すること及び真空度を上げることで燐蒸気分圧を下げ、燐化ガリウムスクラップの分解を促進する。
【0023】
真空加熱分解で発生した燐は、亜鉛の融液もしくは蒸気と接触させて燐化亜鉛を生成させることにより、白煙の発生なしに迅速に処理され、また、処理によって生成する物質が大気中で取扱可能であることから、真空加熱分解法の連続操業が可能となり、その結果ガリウムが低コストで回収される。
【0024】
【発明の実施の形態】
本発明の方法に用いる真空加熱分解装置は、スクラップ原料供給用予備真空室、真空加熱分解室、亜鉛供給用予備真空室、亜鉛室、ガリウム室、隣化亜鉛室、及び余剰亜鉛回収室から構成されており、各室はダクトで連結され、加熱ヒーターと真空引きを可能とするダクト及びバルブが付設される。
【0025】
スクラップ原料供給用予備真空室、真空加熱分解室、及びガリウム室の位置関係は、上から下に上記の順で配置して連結する。真空加熱分解室の上部側面には多段式の亜鉛室が連結され、最終段の亜鉛室上部に余剰亜鉛回収室、下部には隣化亜鉛室が連結される。
【0026】
真空加熱分解から余剰亜鉛回収までの主要処理工程を減圧するための真空ポンプは、余剰亜鉛回収室に取付けられる。多段の亜鉛室は、各段毎に少しづつ下げた位置に設置される。燐の完全除去を行うためには最低でも3室を連結したほうが良い。
【0027】
加熱方法は電気抵抗式ヒーターを用いるのが適当であるが、目的の温度に昇温できれば他の加熱方式でもかまわない。
装置材料は、ガリウム及び燐と反応しない材質を選択しなければならず、装置本体はステンレス製が高い強度と耐酸化性を有するため好ましく、内面はカーボン、炭化珪素、あるいは窒化ほう素コートが適当である。
【0028】
ガリウムの比重は5.9、燐化ガリウムの比重は4.13である。燐化ガリウムスクラップは、塊状、粒子状、微粉状、あるいは粒子や微粉が分散しているスラリー状等種々雑多である。粒子状スクラップはすべて粉砕によって微粒子化し、真空加熱分解が促進される状態とする。塊状スクラップはジョークラッシャー等で粗砕した後、ステンレス製ボールミル等を使用して破砕して微粉にするのが一般的である。粒子径が小さいほど加熱時の分解が進行し易くなるので微粉化を行うことでガリウム回収率が向上する。
【0029】
微粉化された燐化ガリウムスクラップは、ホッパーからスクラップ原料供給用予備真空室に供給され、真空脱気される。供給速度は装置の大きさに合わせて決定しなければならない。スクラップ原料供給用予備真空室は窒素ガスを少量供給することで真空加熱分解室から燐の進入を防ぐ状態とし、燐化ガリウムスクラップを真空加熱分解室に投入する。
【0030】
即ちスクラップ原料供給用予備真空室をできる限り減圧にし、スクラップ原料供給用予備真空室の空気を排出した後、窒素ガスを少量供給する。次に、スクラップ原料供給用予備真空室と予め50mmHg程度の減圧状態で1000℃以上に加熱された真空加熱分解室とを連結するバルブを開き、燐化ガリウムスクラップを真空加熱分解室に投入した後、再びバルブを閉める。燐化ガリウムスクラップは加熱されると同時に分解を開始し、ガリウムと燐とを生成する。
【0031】
真空分解はより高温、高真空であれは、より高い分解率が期待できるが、装置材質を考慮に入れて温度条件を決定しなければならない。燐化ガリウムスクラップの単位重量kg当たりの分解時間は、一般に1〜5時間であるが、燐化ガリウムスクラップの粒子径および仕込み重量により任意に最適値を求め設定する。分解を促進するために、機械的あるいは通気式攪拌装置により燐化ガリウムスクラップを攪拌することは効果的である。
【0032】
真空加熱分解は、加熱温度1000℃以上、真空度は50mmHg程度で行うが、さらに高真空度であれば、より一層の分解効果が期待できる。分解時間は、スクラップの仕込み重量により任意に最適値を求め設定する。
【0033】
真空加熱分解室においてスクラップの真空加熱分解によって生じたガリウムは、燐化ガリウムとの比重差によって真空加熱分解室底部からU字管を通りオーバーフローでガリウム室へ排出させる。
【0034】
亜鉛供給用予備真空室は、真空加熱分解室に最も近い亜鉛室の上部に連結される。ホッパーから供給された亜鉛は、亜鉛供給用予備真空室で真空脱気され、次に窒素ガスを少量供給することで亜鉛室からの燐及び亜鉛蒸気の進入を防ぐ状態にし、亜鉛室に投入される。亜鉛は、燐化ガリウムスクラップの真空加熱分解によって発生する燐量に対応させて適時亜鉛室に投入する。
【0035】
ここで、亜鉛は5〜10mmの粒状を使用する。大きな粒や形状が複雑な亜鉛は、亜鉛室への供給を滞らせる原因となり易く、また微粉状では亜鉛に含有される酸素量が多くなるためガリウムが酸化されガリウム回収率を悪化させる原因にもなる。亜鉛の供給速度は、燐化ガリウムスクラップの分解によって発生する燐の発生量から決定する。
【0036】
真空分解によって生成した燐は、真空ポンプによる排気流に誘導され、真空加熱分解室と連結している亜鉛室内の亜鉛融液に吹き込まれ、多段の亜鉛室の亜鉛融液を通過しながら亜鉛と化合物を生成する。亜鉛室の温度は、真空加熱分解室の温度より低く、燐化亜鉛の融点以上でなければならず、700〜800℃の範囲で制御するのが適当である。
【0037】
亜鉛室は少なくとも3段連結式とし、各室の亜鉛融液は700〜800℃に制御する。この時亜鉛室の温度は最終段が最も低く、真空加熱分解室に近いほど少しづつ温度を上げることで系全体をより高真空に維持する。1段目で亜鉛と反応しなかった燐は、次の段で再び亜鉛融液と反応することで吸収される。
【0038】
このように亜鉛室は多段式とすることで燐の完全除去が可能となると同時に、燐化亜鉛の比重が3.14〜4.5、亜鉛の比重が7.9であることから燐化亜鉛は各段の亜鉛室からオーバーフローしながら最終段に到達するまでに濃縮させることができる。燐化亜鉛は最終段の亜鉛室からオーバーフローで燐化亜鉛室内の容器に排出させ、凝固させる。
【0039】
余剰亜鉛回収室は、最終段の亜鉛室上部に420〜450℃に加熱された凝縮管を介して連結する。亜鉛の蒸気圧は450℃で0.39mmHg、700℃で62mmHg、800℃で234mmHgである。これは亜鉛の未反応分を凝縮管で凝縮しその融液を回収するためのものである。
【0040】
燐化物を形成する金属には、亜鉛以外に鉛、アルミニウム、錫、銅などがあるが、亜鉛が融点420℃、沸点907℃と融点、沸点共に比較的低いこと、燐との反応速度が適切であること、及びその価格の安さと毒性の低さから最も好ましい。亜鉛は、沸点が他の金属と比較して低いため、亜鉛蒸気を燐と反応させることも可能である。
【0041】
燐化亜鉛には、二種類の化合物が確認されている。一つはZnPであり、もう一つはZn3 2 である。燐蒸気を亜鉛の溶液もしくは蒸気と反応させると、ZnPとZn3 2 の混合物が生成する。一般的にはZn3 2 の方が生成しやすく、燐の含有量が多いZnP単一相にするときには、密閉容器中で燐の蒸気圧を大気圧より高くしておかなければならない。
【0042】
燐化亜鉛は、燐化銅を除くと冷水、温水に対して安定な唯一の金属燐化物であり、大気中で安全に取り扱うことができると同時に、燐化亜鉛は殺鼠剤としての用途があるため、有価物として回収することが可能である。燐化銅に関しては、銅の融点が1087℃と高く、組成によって融点が大きく変化するため制御が難しく、操作を煩雑にする要因となり、使用に適しない。
【0043】
燐化亜鉛は、オーバーフローしながら第1段から最終段までの亜鉛室内を濃縮されながら移動し、最終段から燐化亜鉛室内の容器に排出される。凝固させたものは亜鉛、燐化亜鉛(ZnPおよびZn3 2 )の混合物となるが、亜鉛の投入量が適切な場合は燐化亜鉛のみとなる。燐化亜鉛は、燐化銅以外に冷水、温水に対して安定な唯一の金属燐化物であり、大気中で安全に扱うことができる。
【0044】
また、真空加熱分解室からのガリウムの取り出しは、燐化ガリウムとガリウムの比重差を利用し、真空加熱分解室の底部に溜まったガリウム融液のみをU字管でオーバーフローさせて排出することができるため連続操業が可能となる。
【0045】
【実施例】
〔実施例1〕
燐化ガリウム多結晶の塊状スクラップ1000gをジョークラッシャーで破砕し5mm以下の粒子にした後、内容量2リッターのステンレス製ボールミルでφ15のステンレスボール2000gとともに100rpmで30分粉砕し、粒子径を0.3mm以下とした。
【0046】
粉砕後のスクラップ粉末990gはホッパを通してスクラップ原料供給用予備真空室に入れ、真空脱気後窒素ガスを供給して圧力を100mmHgとした後、真空加熱分解室へスクラップ粉末を毎時990gの供給量で断続的に投入した。真空加熱分解室は予め50mmHgまで減圧にし、オーバーフローのラインまでガリウムを満たし1100℃に加熱しておいた。また、3段目の亜鉛室は700℃に加熱し、亜鉛室のオーバーフロー排出口のラインまで亜鉛を満たしておいた。亜鉛は毎時1000gの供給速度で断続的に投入した。
【0047】
連続処理を開始してから48時間後、ガリウム室および燐化亜鉛室に流れ込む1時間当たりのガリウム量と金属燐化物量を測定した。回収したガリウムは680gであり、金属燐化物としては亜鉛、ZnP、およびZn3 2 からなる混合物1290gが得られ、その燐含有量は23.6wt%であった。
【0048】
ガリウムの回収率は約98%で、燐の回収率は約99%であった。
【0049】
【発明の効果】
本発明のガリウムの回収方法によれば、燐化ガリウムを主成分とする化合物半導体スクラップを真空加熱分解してガリウムと燐とを分離しガリウムを回収する際に、分解生成した燐を白煙の発生なしに迅速に処理することができ、また、処理によって生成する物質が大気中で取扱可能であることから、真空加熱分解法の連続操業が可能となり、その結果ガリウムを低コストで回収できる。
[0001]
BACKGROUND OF THE INVENTION
The present invention relates to a gallium recovery method for recovering gallium from a compound semiconductor scrap containing gallium phosphide as a main component at a low cost.
[0002]
[Prior art]
Gallium oxide is recovered as a by-product from the buyer's liquid used in the production of alumina from bauxite, or from the retort residue of zinc distillate zinc distillate or the sulfuric acid leaching residue of zinc roasting ore. After gallium is dissolved in caustic soda solution, it is produced as 98 to 99% low purity gallium by electrowinning. This low-purity gallium is further purified by a combination of vacuum heating, acid cleaning, and recrystallization steps, and is highly purified to 99.9999% or more. However, there are few buyer liquids, retort residues or sulfuric acid leaching residues that meet the recovery costs, and the total amount of gallium demand cannot be covered by the production from them.
[0003]
Therefore, about 50% or more of gallium currently used in Japan is covered by compound semiconductor scrap such as gallium arsenide or gallium phosphide, or a recycled product of scrap from the liquid phase epitaxial growth process of compound semiconductor.
[0004]
Compound semiconductor scraps containing gallium phosphide as the main component include polycrystalline or single crystal end cuts, damaged wafers, cutting scraps, lapping scraps, exhaust gases in vapor phase epitaxial growth processes, and wafer damage after circuit formation There are things. In order to recover gallium from these compound semiconductor scraps, it is necessary to decompose gallium and phosphorus, which are the main components thereof, and an acid dissolution method and a vacuum heat decomposition method are known because of the difference in decomposition methods.
[0005]
In the acid dissolution method, gallium hydroxide is precipitated by adding an alkaline solution to a solution obtained by decomposing and dissolving gallium phosphide in aqua regia and adjusting the pH, and then separating the precipitated gallium hydroxide by filtration, Gallium is recovered by electrolytic collection from an electrolytic solution in which is dissolved in an alkaline solution.
[0006]
The acid dissolution method has the advantage that the initial investment in equipment is relatively small and gallium can be recovered relatively safely from wet processing, but the number of processing steps is large, and by-products to be disposed of as industrial waste Since a large amount of products are generated, there are disadvantages that the cost is high and it is difficult to obtain high-purity gallium, and it is gradually becoming unusable.
[0007]
The vacuum pyrolysis method uses the difference in vapor pressure between gallium and phosphorus when heating gallium phosphide scrap in vacuum and decomposing it, giving priority to phosphorus and impurities with higher vapor pressure than gallium. It is a method of evaporating and separating.
[0008]
The vacuum pyrolysis method has the advantage that there are few processing steps, so there is relatively little contamination during processing, and gallium can be recovered at the same time as scrap decomposition, but the decomposed phosphorus condenses to yellow phosphorus, and yellow phosphorus becomes oxygen. On the other hand, since it is active, there exists a fault that a process is difficult.
[0009]
In view of this, in the vacuum thermal decomposition method, there is a method in which yellow phosphorus separated by decomposition is converted into red phosphorus in the apparatus and scraped with a scraper (see Japanese Patent Application No. 63-270430). In this method, yellow phosphorus is converted into red phosphorus in the apparatus, so that it can be stably handled in the atmosphere.
[0010]
In addition, as a method for treating yellow phosphorus, a method has been proposed in which dry air is allowed to react slowly with yellow phosphorus while controlling the flow rate to recover it as phosphorus pentaphosphide stable in air.
[0011]
As described above, the vacuum heat decomposition method has a high scrap processing speed and can recover high-purity gallium, but it cannot be continuously operated because yellow phosphorus produced by decomposition is processed by the above method. An excessive dust collector is required.
[0012]
Gallium recovered by vacuum pyrolysis is purified by vacuum heating, electrolytic purification, acid cleaning, recrystallization purification methods alone or in combination as necessary, and again as a compound semiconductor crystal or liquid phase epitaxial growth raw material used.
[0013]
[Problems to be solved by the invention]
As described above, in the conventional vacuum pyrolysis method, phosphorus produced during the decomposition of gallium phosphide scrap is condensed into yellow phosphorus. However, it is converted into red phosphorus by long-time heat treatment or gradually with dry air. Reacted and recovered as phosphorus pentoxide or removed.
[0014]
Conversion to red phosphorus takes a long time of 4 to 5 days at 250 ° C., and it is difficult to convert 100% even over a long time. Therefore, the remaining yellow phosphorus is usually separated from red phosphorus, oxidized, reacted with water, and washed and removed as phosphoric acid.
[0015]
On the other hand, when phosphorous pentoxide is used, the amount of heat generated by yellow phosphorus is large, so that phosphorous pentoxide is generated in the form of fine particles and white smoke, making it difficult to remove. In order to avoid this difficulty, it is necessary to increase the particle size of phosphorus pentoxide produced by adjusting the oxidation rate of yellow phosphorus by air. Moreover, in order to process the high temperature phosphoric acid produced | generated by contact with a water | moisture content, the apparatus material with corrosion resistance is required, and there are many restrictions in the selection.
[0016]
The waste liquid generated when removing the phosphorus pentoxide particles by wet treatment contains phosphoric acid, which may cause red tides and eutrophication of seawater and lakes. It is necessary to solidify in a form that can be discarded, such as calcium phosphate.
[0017]
As described above, in the vacuum thermolysis method, it is an object of cost reduction to find a phosphorus treatment method that is easy to control and has a small calorific value, and to enable continuous operation. More preferably, the material obtained by the phosphorus treatment is valuable.
[0018]
The present invention solves the above-described problem in a gallium recovery method in which compound semiconductor scrap containing gallium phosphide as a main component is thermally decomposed by vacuum to separate gallium and phosphorus and recover gallium. A gallium recovery method that enables rapid operation of the vacuum thermal decomposition method by rapidly processing phosphorus without generating white smoke and converting it into a material that can be handled in the atmosphere, enabling gallium to be recovered at low cost. The purpose is to provide.
[0019]
[Means for Solving the Problems]
The present invention relates to a method for recovering gallium in which compound semiconductor scrap containing gallium phosphide as a main component is subjected to vacuum pyrolysis to separate gallium and phosphorus to recover gallium, and the generated phosphorus is brought into contact with a zinc melt or vapor. Thus, the above problem is solved by generating zinc phosphide.
[0020]
The boiling point of liquid phosphorus is 280.5 ° C. under 1 atm. The boiling point of gallium is 2403 ° C., and the vapor pressure at 1000 ° C. is 0.003 mmHg. Gallium phosphide is a compound having a melting point of 1450 ° C. under the vapor pressure of phosphorus of 760 mmHg.
[0021]
In synthesizing gallium phosphide, a method is adopted in which the vapor pressure of phosphorus is increased to 10 atm to bring it close to the stoichiometric ratio. When synthesizing gallium phosphide, the higher the vapor pressure of phosphorus, the higher the melting point of the gallium phosphide produced, and the P / Ga stoichiometric ratio approaches 1.
[0022]
The vacuum thermolysis method is an application of the above principle in reverse, and the decomposition of gallium phosphide scrap is promoted by lowering the phosphorus vapor partial pressure by heating to a high temperature and raising the degree of vacuum.
[0023]
Phosphorus generated by vacuum pyrolysis is processed quickly without generation of white smoke by contact with zinc melt or vapor to form zinc phosphide, and the substance produced by the treatment is also in the atmosphere. Since it can be handled, continuous operation of the vacuum pyrolysis method becomes possible, and as a result, gallium is recovered at a low cost.
[0024]
DETAILED DESCRIPTION OF THE INVENTION
The vacuum pyrolysis apparatus used in the method of the present invention comprises a preliminary vacuum chamber for scrap material supply, a vacuum pyrolysis chamber, a preliminary vacuum chamber for zinc supply, a zinc chamber, a gallium chamber, a zinc chloride chamber, and a surplus zinc recovery chamber. Each chamber is connected with a duct, and a heater and a duct and a valve that enable vacuuming are attached.
[0025]
The positional relationship among the scrap material supply preliminary vacuum chamber, the vacuum pyrolysis chamber, and the gallium chamber is arranged in the above order from the top to the bottom. A multi-stage zinc chamber is connected to the upper side surface of the vacuum pyrolysis chamber, a surplus zinc recovery chamber is connected to the upper part of the final stage zinc chamber, and an adjacent zinc chamber is connected to the lower part.
[0026]
A vacuum pump for depressurizing main processing steps from vacuum pyrolysis to surplus zinc recovery is attached to the surplus zinc recovery chamber. The multi-stage zinc chamber is installed at a position that is slightly lowered for each stage. In order to completely remove phosphorus, it is better to connect at least three chambers.
[0027]
It is appropriate to use an electric resistance heater as the heating method, but other heating methods may be used as long as the temperature can be raised to a target temperature.
The material of the device must be selected from materials that do not react with gallium and phosphorus, and the device body is preferably made of stainless steel because it has high strength and oxidation resistance. Carbon, silicon carbide, or boron nitride coating is suitable for the inner surface. It is.
[0028]
The specific gravity of gallium is 5.9, and the specific gravity of gallium phosphide is 4.13. Gallium phosphide scraps are various, such as lumps, particles, fine powder, or slurries in which particles and fine powder are dispersed. All the particulate scrap is made into fine particles by pulverization so that vacuum thermal decomposition is promoted. Generally, lump scraps are roughly crushed with a jaw crusher or the like and then crushed into a fine powder using a stainless steel ball mill or the like. The smaller the particle size, the easier the decomposition during heating proceeds, so the gallium recovery improves the pulverization.
[0029]
The pulverized gallium phosphide scrap is supplied from a hopper to a preliminary vacuum chamber for supplying scrap raw material, and vacuum deaerated. The feed rate must be determined according to the size of the device. The preliminary vacuum chamber for supplying scrap raw material is supplied with a small amount of nitrogen gas to prevent entry of phosphorus from the vacuum thermal decomposition chamber, and gallium phosphide scrap is put into the vacuum thermal decomposition chamber.
[0030]
In other words, the pressure in the preliminary vacuum chamber for scrap material supply is reduced as much as possible, the air in the preliminary vacuum chamber for scrap material supply is discharged, and then a small amount of nitrogen gas is supplied. Next, after opening the valve which connects the preliminary vacuum chamber for scrap material supply and the vacuum pyrolysis chamber heated to 1000 ° C. or higher in a reduced pressure state of about 50 mmHg in advance, the gallium phosphide scrap is put into the vacuum pyrolysis chamber Then close the valve again. As the gallium phosphide scrap is heated, it begins to decompose, producing gallium and phosphorus.
[0031]
In vacuum decomposition, a higher decomposition rate can be expected at higher temperatures and higher vacuums, but the temperature conditions must be determined in consideration of the material of the apparatus. The decomposition time per unit weight kg of gallium phosphide scrap is generally 1 to 5 hours, and an optimum value is arbitrarily determined and set according to the particle diameter and charged weight of gallium phosphide scrap. In order to accelerate the decomposition, it is effective to stir the gallium phosphide scrap with a mechanical or aerated stirrer.
[0032]
The vacuum heat decomposition is performed at a heating temperature of 1000 ° C. or more and a vacuum degree of about 50 mmHg. However, if the degree of vacuum is higher, a further decomposition effect can be expected. The decomposition time is determined by setting an optimum value arbitrarily according to the weight of scrap.
[0033]
Gallium produced by vacuum pyrolysis of scrap in the vacuum pyrolysis chamber is discharged from the bottom of the vacuum pyrolysis chamber through the U-shaped tube to the gallium chamber due to the difference in specific gravity with gallium phosphide.
[0034]
The zinc supply preliminary vacuum chamber is connected to the top of the zinc chamber closest to the vacuum pyrolysis chamber. Zinc supplied from the hopper is vacuum degassed in a preliminary vacuum chamber for supplying zinc, and then a small amount of nitrogen gas is supplied to prevent the entry of phosphorus and zinc vapor from the zinc chamber, and the zinc is supplied to the zinc chamber. The Zinc is introduced into the zinc chamber in a timely manner corresponding to the amount of phosphorus generated by vacuum thermal decomposition of gallium phosphide scrap.
[0035]
Here, the granular form of zinc is 5 to 10 mm. Zinc with large grains and complex shapes is likely to cause a delay in the supply to the zinc chamber, and in the fine powder form, the amount of oxygen contained in the zinc increases, so that gallium is oxidized and the recovery rate of gallium deteriorates. Become. The supply rate of zinc is determined from the amount of phosphorus generated by the decomposition of gallium phosphide scrap.
[0036]
The phosphorus produced by the vacuum cracking is induced by the exhaust flow from the vacuum pump, blown into the zinc melt in the zinc chamber connected to the vacuum heat cracking chamber, and passes through the zinc melt in the multistage zinc chamber. A compound is produced. The temperature of the zinc chamber must be lower than the temperature of the vacuum pyrolysis chamber and not less than the melting point of zinc phosphide, and is suitably controlled in the range of 700 to 800 ° C.
[0037]
The zinc chamber is at least three-stage connected, and the zinc melt in each chamber is controlled at 700 to 800 ° C. At this time, the temperature of the zinc chamber is the lowest in the final stage, and the temperature is gradually increased toward the vacuum pyrolysis chamber to maintain the entire system at a higher vacuum. Phosphorus that has not reacted with zinc in the first stage is absorbed by reacting with the zinc melt again in the next stage.
[0038]
Thus, the zinc chamber can be completely removed by using a multistage system, and at the same time, the specific gravity of zinc phosphide is 3.14 to 4.5, and the specific gravity of zinc is 7.9. Can be concentrated before reaching the final stage while overflowing from the zinc chamber of each stage. Zinc phosphide is discharged from the zinc chamber in the final stage into a container in the zinc phosphide chamber by overflow and solidified.
[0039]
The surplus zinc recovery chamber is connected to the upper part of the final zinc chamber via a condenser tube heated to 420 to 450 ° C. The vapor pressure of zinc is 0.39 mmHg at 450 ° C, 62 mmHg at 700 ° C, and 234 mmHg at 800 ° C. This is for condensing unreacted zinc in a condenser tube and recovering the melt.
[0040]
Metals that form phosphides include lead, aluminum, tin, and copper in addition to zinc. Zinc has a melting point of 420 ° C and a boiling point of 907 ° C, both of which are relatively low, and the reaction rate with phosphorus is appropriate. It is most preferable because of its low price and low toxicity. Since zinc has a lower boiling point than other metals, it is possible to react zinc vapor with phosphorus.
[0041]
Two types of compounds have been identified for zinc phosphide. One is ZnP and the other is Zn 3 P 2 . When phosphorus vapor is reacted with a solution or vapor of zinc, a mixture of ZnP and Zn 3 P 2 is formed. In general, Zn 3 P 2 is easier to produce, and when making a ZnP single phase with a high phosphorus content, the vapor pressure of phosphorus must be kept higher than atmospheric pressure in a sealed container.
[0042]
Zinc phosphide is the only metal phosphide that is stable to cold and hot water, excluding copper phosphide, and can be handled safely in the atmosphere. At the same time, zinc phosphide has a use as a rodenticide. It can be recovered as a valuable resource. Regarding copper phosphide, the melting point of copper is as high as 1087 ° C., and the melting point varies greatly depending on the composition, so that it is difficult to control, making operation complicated, and not suitable for use.
[0043]
The zinc phosphide moves while being concentrated in the zinc chamber from the first stage to the final stage while overflowing, and is discharged from the final stage to the container in the zinc phosphide chamber. The solidified product is a mixture of zinc and zinc phosphide (ZnP and Zn 3 P 2 ), but only zinc phosphide is used when the amount of zinc input is appropriate. In addition to copper phosphide, zinc phosphide is the only metal phosphide that is stable to cold and hot water and can be handled safely in the atmosphere.
[0044]
In addition, gallium is taken out from the vacuum pyrolysis chamber using the specific gravity difference between gallium phosphide and gallium, and only the gallium melt accumulated at the bottom of the vacuum pyrolysis chamber can be overflowed and discharged by a U-tube. As a result, continuous operation is possible.
[0045]
【Example】
[Example 1]
After crushing 1000 g of bulk gallium phosphide bulk scraps with a jaw crusher into particles of 5 mm or less, it was pulverized at 100 rpm for 30 minutes with 2000 g of φ15 stainless balls in a 2-liter stainless steel ball mill. 3 mm or less.
[0046]
990 g of the crushed scrap powder is put into a preliminary vacuum chamber for supplying scrap raw material through a hopper, and after vacuum degassing, nitrogen gas is supplied to a pressure of 100 mmHg, and then the scrap powder is supplied to the vacuum pyrolysis chamber at a supply rate of 990 g per hour. Intermittently. The vacuum pyrolysis chamber was previously depressurized to 50 mmHg, filled with gallium to the overflow line, and heated to 1100 ° C. The third-stage zinc chamber was heated to 700 ° C., and zinc was filled up to the overflow discharge line of the zinc chamber. Zinc was introduced intermittently at a supply rate of 1000 g / hour.
[0047]
48 hours after the start of the continuous treatment, the amount of gallium and metal phosphide per hour flowing into the gallium chamber and the zinc phosphide chamber were measured. The recovered gallium was 680 g. As a metal phosphide, 1290 g of a mixture composed of zinc, ZnP, and Zn 3 P 2 was obtained, and the phosphorus content was 23.6 wt%.
[0048]
The recovery rate of gallium was about 98%, and the recovery rate of phosphorus was about 99%.
[0049]
【The invention's effect】
According to the gallium recovery method of the present invention, when compound semiconductor scrap containing gallium phosphide as a main component is thermally decomposed by vacuum to separate gallium and phosphorus and recover gallium, the decomposed phosphorus is converted into white smoke. Since it can be processed quickly without generation, and the substance produced by the treatment can be handled in the atmosphere, continuous operation of the vacuum pyrolysis method is possible, and as a result, gallium can be recovered at low cost.

Claims (1)

燐化ガリウムを主成分とする化合物半導体スクラップを真空加熱分解してガリウムと燐とを分離しガリウムを回収するガリウムの回収方法であって、発生した燐を亜鉛の融液もしくは蒸気と接触させて燐化亜鉛を生成させることを特徴とするガリウムの回収方法。A method of recovering gallium by separating compound semiconductor scrap containing gallium phosphide as a main component by vacuum pyrolysis to recover gallium and phosphorus, and contacting the generated phosphorus with a melt or vapor of zinc. A method for recovering gallium, characterized by producing zinc phosphide.
JP21612098A 1998-07-30 1998-07-30 Gallium recovery method Expired - Lifetime JP4073551B2 (en)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
JP21612098A JP4073551B2 (en) 1998-07-30 1998-07-30 Gallium recovery method

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
JP21612098A JP4073551B2 (en) 1998-07-30 1998-07-30 Gallium recovery method

Publications (2)

Publication Number Publication Date
JP2000044237A JP2000044237A (en) 2000-02-15
JP4073551B2 true JP4073551B2 (en) 2008-04-09

Family

ID=16683573

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
JP21612098A Expired - Lifetime JP4073551B2 (en) 1998-07-30 1998-07-30 Gallium recovery method

Country Status (1)

Country Link
JP (1) JP4073551B2 (en)

Also Published As

Publication number Publication date
JP2000044237A (en) 2000-02-15

Similar Documents

Publication Publication Date Title
KR102593874B1 (en) Method, device and system for producing silicon-containing products using silicon sludge, a by-product produced by cutting silicon with a diamond wire
TWI454423B (en) Method of purifying silicon utilizing cascading process
KR20220099123A (en) Recovery of Lithium from Silicate Minerals
KR20210108966A (en) Lithium Chemicals and Manufacturing of Metallic Lithium
NO171778B (en) PROCEDURE FOR REFINING SILICONE
TW201008874A (en) Method of manufacturing silicon with high purity
JPS59182221A (en) Manufacture of silicon
JP2002060212A (en) Method and apparatus for separating metal chloride from gaseous reaction mixture obtained at synthesizing chlorosilane
CN110612269B (en) Method for producing commercial grade silicon
CN1268544C (en) Method for producing Si
JP2011219286A (en) Method and system for manufacturing silicon and silicon carbide
JPS6234684B2 (en)
JP4073551B2 (en) Gallium recovery method
JP2004210594A (en) Method of manufacturing high purity silicon
KR20120110110A (en) Methods for producing silicon tetrafluoride
JP2021508311A (en) Silicon granules for preparing trichlorosilane, and related manufacturing methods
JP2000327488A (en) Production of silicon substrate for solar battery
JP4309648B2 (en) High purity aluminum chloride manufacturing method and high purity aluminum chloride manufacturing apparatus
CN111762787B (en) Combined preparation method of chlorosilane and quartz
JP4485083B2 (en) Method for recovering gallium and indium
CN112867692A (en) Integrated production of high purity silicon and alumina
US2877110A (en) Recovery of manganese from metallurgical slags, dusts and ores
JP2518330B2 (en) Indium-phosphorus compound semiconductor scrap processing method
JPS58115016A (en) Preparation of fine powdery silicon carbide
WO2000030974A1 (en) Process for recycling spent pot liner

Legal Events

Date Code Title Description
A621 Written request for application examination

Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: A621

Effective date: 20050513

A977 Report on retrieval

Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: A971007

Effective date: 20070914

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: 20071225

A61 First payment of annual fees (during grant procedure)

Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: A61

Effective date: 20080123

FPAY Renewal fee payment (event date is renewal date of database)

Free format text: PAYMENT UNTIL: 20110201

Year of fee payment: 3

R150 Certificate of patent or registration of utility model

Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: R150

FPAY Renewal fee payment (event date is renewal date of database)

Free format text: PAYMENT UNTIL: 20110201

Year of fee payment: 3

FPAY Renewal fee payment (event date is renewal date of database)

Free format text: PAYMENT UNTIL: 20120201

Year of fee payment: 4

FPAY Renewal fee payment (event date is renewal date of database)

Free format text: PAYMENT UNTIL: 20130201

Year of fee payment: 5

EXPY Cancellation because of completion of term