WO2023140198A1 - 有価物の回収方法 - Google Patents

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WO2023140198A1
WO2023140198A1 PCT/JP2023/000880 JP2023000880W WO2023140198A1 WO 2023140198 A1 WO2023140198 A1 WO 2023140198A1 JP 2023000880 W JP2023000880 W JP 2023000880W WO 2023140198 A1 WO2023140198 A1 WO 2023140198A1
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lithium
calcium
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solid
slurry
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千尋 西川
奨太 田畑
亮栄 渡邊
暢之 劉
翔平 吉田
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Dowaエコシステム株式会社
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Definitions

  • the present invention relates to a method for recovering valuables from lithium ion secondary batteries.
  • Lithium-ion secondary batteries are lighter, have higher capacity, and have higher electromotive force than conventional lead-acid batteries and nickel-cadmium secondary batteries, and are used as secondary batteries for personal computers, electric vehicles, mobile devices, and the like.
  • lithium-ion secondary batteries Since the use of lithium-ion secondary batteries is expected to continue to expand in the future, it is desirable from the perspective of resource recycling to recover valuable materials such as lithium from lithium-ion secondary batteries that are discarded due to defective products generated during the manufacturing process or the equipment used and the end of the battery life.
  • valuable materials such as lithium from lithium ion secondary batteries
  • a method for recovering lithium from crushed roasted materials of lithium-ion secondary batteries for example, a method of recovering lithium from battery residue obtained by roasting the waste of lithium-ion secondary batteries has been proposed, which includes a leaching step of leaching the battery residue containing lithium aluminate into an acidic solution, and a neutralization step of obtaining a lithium solution by increasing the pH of the post-leaching solution obtained in the leaching step and performing solid-liquid separation to obtain a lithium solution. 1).
  • the present inventor has already provided a method for recovering valuables from a lithium-ion secondary battery, which includes a heat treatment step of heat-treating a lithium-ion secondary battery at a temperature of 750°C or higher to obtain a heat-treated product, a crushing and classification step of classifying the crushed product obtained by crushing the heat-treated product to obtain a coarse-grained product and a fine-grained product containing the valuables, a water-leaching step of obtaining a water-leached slurry by immersing the fine-grained product in water, and the water leaching step.
  • Patent Document 2 see Patent Document 2.
  • JP 2019-160429 A Japanese Patent No. 6948481
  • the quality of boron in recovered lithium carbonate may be 1 ppm or more.
  • the present inventors have found that battery slag obtained by roasting a lithium ion secondary battery contains boron derived from the electrolyte, and when the battery slag is leached with acid, almost all of it shifts to an acidic solution.
  • the boron contained in the lithium carbonate recovered from this acidic solution is contained as a borate, and the present inventors have found that the presence of boron may adversely affect the charging and discharging performance of a lithium ion secondary battery using the recovered lithium carbonate.
  • the lithium carbonate recovered from the lithium solution may contain 0.5% by mass or more of sodium, and the present inventors have found that lithium carbonate of a quality that can be used for a lithium ion secondary battery may not be recovered in some cases.
  • sulfuric acid is used as the acidic solution in the acid leaching step, the lithium solution contains sulfate ions, so the lithium carbonate recovered from the solution may contain 0.5% by mass or more of SO 4 , and the present inventors have found that it may not be possible to recover lithium carbonate of a quality that can be used for lithium ion secondary batteries.
  • Patent Document 2 describes that calcium can be adsorbed and removed by an ion exchange resin, but when calcium is adsorbed and removed by an ion exchange resin, lithium may also be adsorbed by the ion exchange resin, and the inventors of the present invention have found that the ion exchange resin does not sufficiently adsorb and remove calcium. Further, in Patent Document 2, slaked lime is used as an alkali in the neutralization step, but the present inventors have found that since the pH of the liquid obtained in the neutralization step is alkaline, CO 2 in the air is absorbed and calcium ions in the liquid precipitate as calcium carbonate.
  • an object of the present invention is to solve the conventional problems and achieve the following objectives. That is, an object of the present invention is to provide a valuable resource recovery method capable of recovering high-quality lithium carbonate having a boron content of less than 1 ppm and a calcium content of 100 ppm or less from a lithium ion secondary battery at a high recovery rate.
  • Means for solving the above problems are as follows. Namely ⁇ 1> A valuable resource recovery method for recovering lithium carbonate having a boron content of less than 1 ppm and a calcium content of 100 ppm or less from a lithium ion secondary battery, A heat treatment step of obtaining a heat-treated product by heat-treating the lithium ion secondary battery at a temperature of 660 ° C.
  • ⁇ 3> The method for recovering valuables according to any one of ⁇ 1> to ⁇ 2>, wherein the chelate resin is a chelate resin having an iminodiacetic acid group.
  • the method for recovering valuables according to ⁇ 1> further comprising, after the calcium carbonate crystallization step, a first concentration step of concentrating lithium contained in the liquid obtained in the calcium carbonate crystallization step by electrodialysis.
  • ⁇ 5> The method for recovering valuables according to ⁇ 1>, further comprising a second concentration step of concentrating lithium contained in the post-calcium adsorption-removal liquid by electrodialysis after the calcium adsorption-removal step.
  • ⁇ 6> The method for recovering valuables according to any one of ⁇ 4> to ⁇ 5>, including a lithium carbonate crystallization step of adding carbonic acid to the concentrated liquid after the first or second concentration step to crystallize lithium carbonate.
  • ⁇ 7> The method for recovering valuables according to ⁇ 6>, wherein the lithium carbonate is washed with warm water to obtain lithium carbonate having a sulfuric acid grade and a sodium grade of 0.5% by mass or less.
  • ⁇ 8> The method for recovering valuables according to any one of ⁇ 1> to ⁇ 2>, wherein the lithium carbonate has a potassium grade of 50 ppm or less.
  • a valuable resource recovery method can be provided that can recover high-quality lithium carbonate with a boron content of less than 1 ppm and a calcium content of 100 ppm or less from a lithium ion secondary battery at a high recovery rate.
  • FIG. 1 is a diagram showing an example of the processing flow of a valuables recovery method according to the first embodiment.
  • FIG. 2 is a diagram showing an example of the process flow of the valuables recovery method according to the second embodiment.
  • the method for recovering valuables of the present invention includes a heat treatment step, a crushing/classifying step, a slurrying step, a wet magnetic separation step, an acid leaching step, a neutralization step, a neutralized cake solid-liquid separation step, a calcium carbonate crystallization step, a calcium carbonate solid-liquid separation step, and a calcium adsorption removal step, preferably includes a first concentration step, a second concentration step, and a lithium carbonate crystallization step, and further includes other steps as necessary.
  • high-quality lithium carbonate having a boron content of less than 1 ppm and a calcium content of 100 ppm or less can be recovered from a lithium ion secondary battery at a high recovery rate. Moreover, according to the method for recovering valuables, it is possible to efficiently recover high-quality lithium carbonate in a short time with a small number of steps.
  • a method for recovering valuables according to the present invention is a method for recovering valuables from a lithium ion secondary battery.
  • the term "valuable material” refers to a valuable material that can be traded without being discarded, and includes, for example, various metals.
  • Valuables in lithium-ion secondary batteries include, for example, high-grade carbon (C) concentrates, copper (Cu), aluminum (Al), lithium (Li), cobalt (Co), and nickel (Ni).
  • high-quality lithium carbonate having a boron content of less than 1 ppm and a calcium content of less than 10 ppm corresponds.
  • the lithium ion secondary battery is not particularly limited and can be appropriately selected according to the purpose. Examples include a defective lithium ion secondary battery generated in the manufacturing process of the lithium ion secondary battery, a defective device used, a lithium ion secondary battery discarded due to the life of the device used, and a used lithium ion secondary battery discarded due to its life.
  • the shape, structure, size, and material of the lithium ion secondary battery are not particularly limited and can be appropriately selected according to the purpose.
  • the shape of the lithium ion secondary battery is not particularly limited and can be appropriately selected depending on the purpose. Examples thereof include laminate type, cylindrical type, button type, coin type, square type, and flat type.
  • the form of the lithium ion secondary battery is not particularly limited and can be appropriately selected according to the purpose. Examples thereof include battery cells, battery modules, and battery packs.
  • the battery module means that a plurality of battery cells, which are unit cells, are connected and integrated into one housing
  • the battery pack means that a plurality of battery modules are integrated into one housing.
  • the battery pack may also include a control controller or cooling device.
  • lithium-ion secondary batteries examples include those equipped with a positive electrode, a negative electrode, a separator, an electrolytic solution containing an electrolyte and an organic solvent, and an outer container that is a battery case containing the positive electrode, negative electrode, separator, and electrolytic solution. Note that the lithium ion secondary battery may be in a state in which the positive electrode, the negative electrode, and the like are removed.
  • the positive electrode is not particularly limited as long as it has a positive electrode active material, and can be appropriately selected according to the purpose.
  • the shape of the positive electrode is not particularly limited and can be appropriately selected depending on the purpose. Examples thereof include flat plate shape and sheet shape.
  • the shape, structure, size, material, etc. of the positive electrode current collector are not particularly limited, and can be appropriately selected according to the purpose.
  • Examples of the shape of the positive electrode current collector include a foil shape.
  • Examples of materials for the positive electrode current collector include stainless steel, nickel, aluminum, copper, titanium, and tantalum. Among these, aluminum is preferred.
  • the positive electrode material is not particularly limited and can be appropriately selected depending on the intended purpose. Examples thereof include a positive electrode material containing at least a positive electrode active material containing lithium and optionally containing a conductive agent and a binder resin.
  • the conductive agent is not particularly limited and can be appropriately selected depending on the intended purpose. Examples thereof include carbon black, graphite, carbon fiber, metal carbide and the like.
  • the binder resin is not particularly limited and can be appropriately selected depending on the intended purpose. Examples thereof include homopolymers or copolymers of vinylidene fluoride, ethylene tetrafluoride, acrylonitrile, ethylene oxide, styrene-butadiene rubber, and the like.
  • the negative electrode is not particularly limited as long as it has a negative electrode active material containing carbon (C), and can be appropriately selected depending on the purpose.
  • the shape of the negative electrode is not particularly limited and can be appropriately selected depending on the intended purpose. Examples thereof include flat plate shape and sheet shape.
  • negative electrode current collector The shape, structure, size, material, and the like of the negative electrode current collector are not particularly limited, and can be appropriately selected according to the purpose.
  • Examples of the shape of the negative electrode current collector include a foil shape.
  • Examples of materials for the negative electrode current collector include stainless steel, nickel, aluminum, copper, titanium, and tantalum. Among these, copper is preferred.
  • the negative electrode active material is not particularly limited as long as it contains carbon (C), and can be appropriately selected according to the purpose. Examples include carbon materials such as graphite and hard carbon. As the negative electrode active material, a non-carbon material such as titanate or silicon may be used in combination with carbon.
  • the material of the outer container (casing) of the lithium ion secondary battery is not particularly limited and can be appropriately selected according to the purpose. Examples include aluminum, iron, stainless steel, and resin (plastic).
  • the heat treatment step is a step of obtaining a heat-treated product by heat-treating the lithium ion secondary battery.
  • a heat-treated product means a product obtained by heat-treating a lithium ion secondary battery.
  • the method of heat treatment in the heat treatment step is not particularly limited and can be appropriately selected according to the purpose.
  • the heat treatment can be performed by heating the object in a known roasting furnace.
  • the roasting furnace is not particularly limited and can be appropriately selected according to the purpose. Examples thereof include rotary kilns, fluidized bed furnaces, tunnel furnaces, batch furnaces such as muffle furnaces, cupola furnaces, and stoker furnaces.
  • the atmosphere used for the heat treatment is not particularly limited and can be appropriately selected depending on the purpose. Examples thereof include air atmosphere, inert atmosphere, reducing atmosphere and low oxygen atmosphere.
  • the atmospheric atmosphere means an atmosphere using the atmosphere (air) containing about 21% by volume of oxygen and about 78% by volume of nitrogen.
  • An inert atmosphere can be exemplified by an atmosphere made of nitrogen or argon.
  • a reducing atmosphere means, for example, an atmosphere containing CO, H2 , H2S , SO2 , etc. in an inert atmosphere such as nitrogen or argon.
  • a low-oxygen atmosphere means an atmosphere having an oxygen partial pressure of 11% or less.
  • heat treatment conditions for heat-treating (heating) the object are not particularly limited as long as the conditions are such that each constituent part of the object can be separated and crushed in the crushing/classification process described later, and can be appropriately selected according to the purpose.
  • heat treatment conditions include, for example, heat treatment temperature and heat treatment time.
  • the heat treatment temperature means the temperature of the lithium-ion secondary battery, which is the object of heat treatment.
  • the heat treatment temperature can be measured by inserting a thermometer such as a couple or thermistor into the object being heat treated.
  • the temperature in the heat treatment is 660° C. or higher, preferably 700° C. or higher and 1,080° C. or lower, and more preferably 750° C. or higher and 900° C. or lower.
  • the heat treatment temperature is 660° C. or higher, the aluminum (Al) member used for the outer container or the like can be melted and separated from the other components of the lithium ion secondary battery, while the foil-shaped Al used for the positive electrode current collector is embrittled and recovered into fine grain products in the subsequent crushing step and classification step, so that the Al in this fine grain product can be used for boron removal in the neutralization step. Further, by setting the heat treatment temperature to 660° C.
  • the cobalt oxide and nickel oxide contained in the positive electrode active material are reduced to metal.
  • these metals can be grown to a grain size that facilitates magnetization in subsequent magnetic separation. This grain size increase is more likely to occur as the heat treatment is performed at a higher temperature.
  • the loss of lithium to the magnetized side the undecomposed positive electrode active material may be caught in the cobalt oxide and recovered) can be reduced.
  • heat treatment is preferably performed in a low oxygen atmosphere with an oxygen concentration of 11 vol% or less, or at least inside the lithium ion secondary battery during roasting (in particular, the positive electrode current collector and the negative electrode current collector arranged in the outer container of the lithium ion secondary battery) so that the oxygen concentration is 11 vol% or less.
  • a positive electrode, or a negative electrode may be placed in an oxygen-shielding container and heat-treated.
  • the material of the oxygen shielding container is not particularly limited as long as it has a melting point equal to or higher than the heat treatment temperature, and can be appropriately selected according to the purpose.
  • An opening is preferably provided in the oxygen shielding container in order to release the gas pressure due to electrolyte combustion in the lithium ion secondary battery or laminate. It is preferable that the opening area of the opening is 12.5% or less of the surface area of the outer container in which the opening is provided.
  • the opening area of the opening is 6.3% or less of the surface area of the outer container provided with the opening.
  • the shape, size, formation location, etc. of the opening are not particularly limited, and can be appropriately selected according to the purpose.
  • heat treatment time is not particularly limited and can be appropriately selected according to the purpose, but is preferably 1 minute or more and 5 hours or less, and more preferably 1 minute or more and 2 hours or less.
  • the heat treatment time may be a heat treatment time for the lithium-containing compound to reach a desired temperature, but by slowing the temperature increase rate, the decomposition of the positive electrode active material is promoted and the loss of lithium to the magnetized side can be reduced. In addition, it is possible to reduce the amount of acid used in acid leaching of non-magnetic substances, which will be described later. Also, after the temperature is raised, the temperature may be maintained for a short period of time. If the heat treatment time exceeds 5 hours, loss due to burning of carbon occurs, metals such as copper recovered as coarse grain products in the classification process are oxidized, and the quality as a valuable resource is lowered, and the fuel and power costs required for the heat treatment increase. Therefore, the heat treatment time is preferably 5 hours or less. When the heat treatment time is within the above preferred time, it is advantageous in terms of cost and productivity required for the heat treatment.
  • the method for recovering valuables of the present invention by setting the heat treatment temperature to 660° C. or higher, the aluminum derived from the outer container can be melted and separated.
  • the positive electrode active material is sufficiently decomposed by the heat treatment step into the form of lithium carbonate and lithium oxide, which are easily soluble in water, and the leaching rate in water increases . Even in this case, since lithium aluminate can be dissolved in the acid leaching step, lithium (Li) can be recovered at a high recovery rate.
  • the crushing/classifying step (crushing treatment) includes a treatment for obtaining crushed products by crushing a heat-treated product (a heat-treated lithium-ion secondary battery).
  • the crushing treatment is not particularly limited as long as the heat-treated product (roasted product) can be crushed to obtain a crushed product, and it can be appropriately selected according to the purpose.
  • the crushed product means a product obtained by crushing the heat-treated product.
  • As the crushing treatment for example, it is preferable to crush the heat-treated product by impact to obtain a crushed product.
  • the outer container of the lithium ion secondary battery does not melt during the heat treatment, it is more preferable to preliminarily crush the heat-treated material by cutting it with a cutter before applying an impact to the heat-treated material. You may perform a wet crushing process. In this case, it is possible to prevent loss due to scattering of the positive electrode and negative electrode active materials such as carbon, cobalt, and nickel during crushing, and reduce the dust collector for preventing this loss. Moreover, all of the water-soluble lithium in the heat-treated material can be recovered in water at the time of the crushing treatment.
  • Examples of the method of crushing by impact include a method of throwing the heat-treated product with a rotating impact plate and hitting it against the impact plate to give an impact, a method of hitting the heat-treated product with a rotating beater (beater), and the like.
  • a method of crushing by impact for example, a method of hitting the heat-treated material with a ceramic ball or the like may be used, and this method can be performed with a ball mill or the like.
  • crushing by impact can also be carried out by using, for example, a twin-screw crusher with a short blade width and a short blade length for crushing by compression.
  • a method of crushing by impact for example, there is a method of hitting the heat-treated material with two rotating chains to give an impact, and for example, it can be performed with a chain mill.
  • Crushing the heat-treated product by impact promotes crushing of the positive electrode current collector (e.g., aluminum (Al)), but the negative electrode current collector (e.g., copper (Cu)), whose shape has not changed significantly, exists in a form such as a foil. Therefore, in the crushing/classifying step, the negative electrode current collector is only cut, so that in the crushing/classifying step described later, a valuable substance (e.g., aluminum) derived from the positive electrode current collector and a valuable substance (e.g., copper (Cu)) derived from the negative electrode current collector can be efficiently separated.
  • the positive electrode current collector e.g., aluminum (Al)
  • the negative electrode current collector e.g., copper (Cu)
  • the crushing time in the crushing process is not particularly limited and can be appropriately selected according to the purpose, but the crushing time per 1 kg of the lithium ion secondary battery is preferably 1 second or longer and 30 minutes or shorter, more preferably 2 seconds or longer and 10 minutes or shorter, and particularly preferably 3 seconds or longer and 5 minutes or shorter.
  • the crushing/classification process includes a process of obtaining coarse-grained products and fine-grained products containing valuables by classifying crushed materials.
  • the classification process is not particularly limited as long as the crushed material can be classified to obtain a coarse-grained product (screened material) and a fine-grained product (unscreened material), and can be appropriately selected according to the purpose.
  • the classification method is not particularly limited and can be appropriately selected according to the purpose. Classification can separate copper (Cu), iron (Fe), etc. into coarse grained products and concentrate lithium, cobalt, nickel, or carbon into fine grained products.
  • the classification treatment may be performed by a wet method. In this case, it is possible to prevent loss due to scattering of the positive electrode and negative electrode active materials such as carbon, cobalt, and nickel during crushing, and reduce the dust collector for preventing this loss.
  • the crushed material Prior to classification, the crushed material may be conditioned in order to prevent scattering. As a humidity control method, spraying water in the form of a mist may be used. By doing so, it is possible to prevent scattering of carbon, cobalt, and nickel when water is sprinkled over the crushed material.
  • the particle size for classification is not particularly limited and can be appropriately selected according to the purpose.
  • copper (Cu), iron (Fe), aluminum (Al), etc. are separated into coarse-grained products, and carbon (C), lithium (Li), cobalt (Co), nickel (Ni), manganese (Mn), etc. are intended to be concentrated into fine-grained products.
  • the particle size of the classification is 2.4 mm or less, it is possible to suppress the mixing of copper (Cu), iron (Fe), aluminum (Al), etc. into the fine-grained product.
  • the particle size of the classification is 0.15 mm or more, it is possible to suppress the contamination of carbon (C), lithium (Li), cobalt (Co), nickel (Ni), manganese (Mn), etc. into the coarse-grained product.
  • classifying is performed by placing, for example, stainless steel balls or alumina balls as a crushing accelerator on the sieve, thereby separating the small crushed substances adhering to the large crushed substances from the large crushed substances.
  • the crushing treatment and the classification treatment can be performed simultaneously. For example, while crushing the heat-treated product obtained in the heat treatment step, the crushed product may be classified into a coarse-grained product and a fine-grained product (crushing and classifying).
  • the classification of the coarse-grained product and the fine-grained product may be repeated multiple times. This re-classification can further reduce the impurity grade of each product.
  • cobalt (Co) and nickel (Ni) for example, by performing two-step sieving at each classification point of more than 1.2 mm and 0.3 mm or more and 1.2 mm or less, the constituent members of the lithium ion secondary battery having a larger average particle size than cobalt and nickel such as copper or iron can be separated on the sieve in the first step, and the cobalt and nickel that are insufficiently separated from the anode current collector copper and the cathode current collector aluminum are recovered on the second sieve. Cobalt, nickel and carbon are recovered under the sieve of the stage. The second-stage sieve may be crushed again to promote the separation of cobalt, nickel, and aluminum into elements, and then sieved again to recover cobalt and nickel under the sieve.
  • the slurrying step is a step of immersing the fine-grained product obtained in the crushing/classifying step in water to obtain a fine-grained product slurry.
  • the slurrying step is not particularly limited as long as it is a step in which the fine grain product recovered in the crushing/classifying step can be immersed in water to obtain a slurry, and can be appropriately selected according to the purpose.
  • the crushing step or classifying step may be a slurrying step.
  • the water in which the fine grain product is leached is not particularly limited and can be appropriately selected according to the purpose. Among these, it is preferable to use ion-exchanged water because the production cost is relatively low and the concentration of potassium, which is an impurity of lithium carbonate, is low.
  • the fine-grained slurrying method in the slurrying step is not particularly limited, and can be appropriately selected according to the purpose. Examples include a method of simply putting the fine-grained product into water, a method of putting the fine-grained product into water and stirring, a method of putting the fine-grained product into water and gently stirring it while applying ultrasonic waves, a method of adding water to the fine-grained product, a method of spraying water in the form of a mist on the fine-grained product to adjust the humidity, and then putting it into water.
  • a method of putting the fine granule product into water and stirring is preferred, and a method of spraying the fine granule product with water in the form of a mist to adjust the humidity and then putting the product into water is more preferred.
  • This method enables magnetic separation while preventing dusting of fine-grained products.
  • the solid-liquid ratio in the slurrying step is not particularly limited and can be appropriately selected according to the purpose, but is preferably 5% or more and 67% or less, more preferably 10% or more and 40% or less. When the solid-liquid ratio is less than 5%, the concentration of lithium dissolved in the leachate is lowered, and the recovery rate and concentration efficiency of lithium are likely to be lowered.
  • the stirring speed of the slurry in the slurrying step is not particularly limited and can be appropriately selected according to the purpose.
  • the stirring time in the slurrying step is not particularly limited and can be appropriately selected according to the purpose, and can be, for example, 1 hour.
  • the fine grain product slurry is wet magnetically separated to separate the magnetic and non-magnetic slurry.
  • non-magnetic slurry means a suspension containing non-magnetic substances.
  • the wet magnetic separation step is not particularly limited as long as it is a step capable of sorting the fine-grained product slurry into magnetic substance slurry and non-magnetic substance slurry by wet magnetic separation, and can be appropriately selected according to the purpose.
  • by separating cobalt and nickel as magnetites from the non-magnetite slurry it is possible to reduce the amounts of acid and neutralizing agent that are consumed by cobalt and nickel during acid leaching.
  • the magnetite has high cobalt and nickel grades and low impurity grades. For this reason, the cobalt and nickel obtained in the wet magnetic separation process do not require an additional Co and Ni concentration process such as acid leaching, neutralization, or solvent extraction, and can be used as they are as raw materials (for example, cobalt sulfate, nickel sulfate, etc.) for obtaining secondary battery manufacturing materials, or as raw materials for smelting cobalt and nickel.
  • Lithium in the magnetic substance may be recovered as lithium carbonate or lithium hydroxide in the process of obtaining the production materials for these secondary batteries or in the process of obtaining raw materials for smelting cobalt and nickel. By recovering the lithium in the magnetic substance, 10% by mass or more of the lithium contained in the lithium ion secondary battery can be recovered as lithium carbonate or lithium hydroxide.
  • the magnetic substance means a substance that can be attracted to the magnetic force source side by generating an attractive force between the magnetic force source and the magnetic force source (for example, a magnet, an electromagnet, etc.) that generates a magnetic force (magnetic field).
  • Magnetic substances include, for example, ferromagnetic metals. Ferromagnetic metals include, for example, iron (Fe), nickel (Ni), and cobalt (Co).
  • a non-magnetic object means an object that is not attracted to the magnetic force source by the magnetic force generated by the magnetic force source.
  • the non-magnetic material is not particularly limited and can be selected depending on the purpose.
  • examples of non-magnetic metal objects include paramagnetic or semimagnetic metals. Examples of paramagnetic or semimagnetic metals include aluminum (Al), manganese (Mn), gold (Au), silver (Ag), and copper (Cu).
  • the wet magnetic separation step is not particularly limited, and can be performed using a known wet magnetic force sorter (magnetic sorter) or the like.
  • the wet magnetic separator that can be used in the present invention is not particularly limited and can be appropriately selected according to the purpose. Examples thereof include a drum type magnetic separator and a high gradient magnetic separator.
  • the conditions for the wet magnetic separation when performing the wet magnetic separation process are not particularly limited, and can be appropriately selected according to the purpose.
  • cobalt (Co), nickel (Ni), manganese (Mn) integrated with cobalt, and the like are recovered as magnetic substances.
  • magnetically separating the fine-grained product obtained in the crushing/classifying step for example, when the magnetic separation is performed in a dry method, the particles are aggregated due to the moisture adhering between the particles, and the negative electrode current collector-derived metal particles and the fine-grained product may not be sufficiently separated from the negative electrode active material fine particles and the cobalt and nickel particles that are contained at 10% or more.
  • the wet magnetic separation step it is preferable to separate the material derived from the negative electrode active material and the metal derived from the negative electrode current collector into a non-magnetic slurry and recover cobalt and nickel as magnetic substances.
  • the solid-liquid ratio of the slurry supplied to the wet magnetic separation is not particularly limited and can be appropriately selected according to the purpose, but is preferably 5% or more and 67% or less, more preferably 10% or more and 40% or less. If the solid-liquid ratio is less than 5%, the recovery rate may decrease as magnetic substances of cobalt and nickel in the wet magnetic separator. If the solid-liquid ratio exceeds 67%, problems such as clogging of the pump during slurry supply are likely to occur, and the performance of separating cobalt and nickel (magnetic substances) from non-magnetic substances such as carbon may deteriorate.
  • the fine-grained product slurry obtained in the slurrying step may be supplied as it is, or the fine-grained product slurry obtained in the slurrying step may be concentrated or diluted by solid-liquid separation such as sedimentation to adjust the solid-liquid ratio. Alternatively, water may be added to dilute the fine grain product slurry to adjust the solid-liquid ratio.
  • the method of supplying the slurry is not particularly limited and can be appropriately selected depending on the intended purpose.
  • the slurry may be supplied by a pump while stirring the slurry in the tank.
  • the magnetic field strength of the magnetic separator used in wet magnetic separation is preferably 500 G or more and 20,000 G or less, more preferably 1,000 G or more and 10,000 G or less, and particularly preferably 1,500 G or more and 8,000 G or less.
  • the magnetic field strength is less than 500 G, it is difficult to magnetize the fine particles of cobalt and nickel, and the recovery rate of cobalt and nickel to the magnetized particles tends to decrease.
  • the magnetic field intensity exceeds 20,000 G, the recovery rate of impurities other than cobalt and nickel into the magnetic substance increases, and the quality of cobalt and nickel in the magnetic substance may decrease.
  • the magnetic substance collected in the wet magnetic separation process contains water, it can be solid-liquid separated using a filter paper, a filter press, a centrifuge, etc., air-dried, or dried by heating in a dryer.
  • the water may be removed.
  • the obtained magnetic substance may be subjected to solid-liquid separation after washing with water.
  • the fluorine that could not be removed from the magnetic substance in the slurrying process can be reduced to, for example, less than 1%.
  • this water washing can be carried out by pouring water into the filter chamber containing the magnetic substance in the filter press.
  • the weight used for washing it is preferable to pass 0.1 kg or more of water per 1 kg of acid-leached residue, and it is particularly preferable to pass 1 kg or more of water.
  • the wet magnetic separation step may perform wet magnetic separation multiple times (multistage). For example, the quality of cobalt (Co) in the magnetic substances can be improved by subjecting the magnetic substances recovered in the first wet magnetic separation process to the second wet magnetic separation (selection).
  • Co cobalt
  • the conditions for the wet magnetic separation in the second stage may be different from those in the first stage, and by setting conditions that make it more difficult to collect magnetic substances than in the first stage wet magnetic separation (e.g., low magnetic field strength, high magnetic separator drum rotation speed, high feed speed, etc.), the cobalt (Co) quality of the magnetic substances recovered in the second wet magnetic separation can be made higher than the cobalt (Co) quality of the magnetic substances recovered in the first wet magnetic separation, and carbon (C) recovered as a non-magnetic slurry. ) can be improved as compared with the case where one-stage wet magnetic separation is performed.
  • conditions that make it more difficult to collect magnetic substances than in the first stage wet magnetic separation e.g., low magnetic field strength, high magnetic separator drum rotation speed, high feed speed, etc.
  • the cobalt (Co) quality of the magnetic substances recovered in the second wet magnetic separation can be made higher than the cobalt (Co) quality of the magnetic substances recovered in the first wet magnetic separation
  • the cobalt (Co) quality of the non-magnetic slurry can be reduced by performing the second-stage wet magnetic separation (cleaning) on the non-magnetic slurry recovered in the first-stage wet magnetic separation process.
  • the conditions for the wet magnetic separation in the second stage may be different from those in the first stage, and by setting conditions that make it easier to collect magnetic substances than in the first stage wet magnetic separation (e.g., high magnetic field strength, low magnetic separator drum rotation speed, low feed speed, etc.), the cobalt grade of the non-magnetic slurry recovered in the second stage wet magnetic separation can be reduced below the cobalt grade recovered in the first stage wet magnetic separation, and the recovery rate of cobalt recovered as magnetic particles is increased by the first stage wet magnetic separation. can be improved compared to implementing Water may be added to the non-magnetic slurry obtained by wet magnetic separation. By adjusting the lithium (Li) concentration, loss of lithium to the neutralization residue can be prevented, as shown in
  • ⁇ Acid leaching process> sulfuric acid is added to the non-magnetic substance obtained by solid-liquid separation of the non-magnetic substance slurry and/or the non-magnetic substance slurry, the pH is adjusted to 0 or more and 3.5 or less, and the non-magnetic substance is leached, followed by solid-liquid separation to obtain an acid leaching solution and an acid leaching residue.
  • Water-soluble lithium such as lithium carbonate, lithium fluoride, and lithium oxide, and lithium derived from poorly water-soluble LiAlO 2 (lithium aluminate) are dissolved in the obtained acid leach solution.
  • carbon (C) is highly concentrated in the obtained acid leaching residue, it can be recovered and utilized as a carbon (C) concentrate.
  • the acid leaching solution and acid leaching residue (carbon concentrate) are preferably separated into solid and liquid using, for example, filter paper, a filter press, or a centrifugal separator.
  • Sulfuric acid is used as the acid solution in the acid leaching step.
  • concentration of sulfuric acid to be added is preferably 5% by mass or more and 90% by mass or less, more preferably 10% by mass or more and 80% by mass or less.
  • the pH of the acidic solution used in the acid leaching step is 0 or more and 3.5 or less, more preferably 0 or more and 3 or less, still more preferably 1 or more and 3 or less, and particularly preferably 1.5 or more and 2.5 or less. If the pH exceeds 3.5, the lithium aluminate in the filtration residue will not dissolve effectively.
  • the pH of the acid solution means the final pH of the acid leaching process. When the pH of the acidic solution is 0 or more and 3.5 or less, 80% or more of lithium in the non-magnetic substance can be leached, and a carbon concentrate (acid leaching residue) having a carbon quality of 80% or more can be obtained.
  • a pH of 0 or more and 3 or less is preferable because lithium can be leached by suppressing the amount of acid added without lowering the acid leaching rate of lithium as compared with the case of pH 0.
  • the pH is 1.5 or more and 2.5 or less, leaching can be performed without lowering the acid leaching rate of lithium compared to the case of pH 0, copper leaching in the non-magnetizable slurry can be suppressed, and an acid leaching solution with a lower impurity concentration can be obtained, which is particularly preferable.
  • the copper contained in the acid leaching residue may not cause any problems when used as a raw material (reducing agent) for smelting, and by carrying out acid leaching with an oxidizing agent added to the acid leaching residue, it is possible to remove copper into the leachate and recover a higher-grade carbon concentrate.
  • the pH is less than 0, the concentration of sulfate ions in the acid leachate will be high and the loss of lithium in the neutralization cake produced in the neutralization step will be large.
  • the lithium concentration and sulfate ion concentration of the acid leaching solution are preferably less than 4,000 mg/L and less than 60,000 mg/L for lithium coprecipitation and adsorption loss due to the generation of a large amount of neutralization cake in the neutralization step.
  • the leaching method in the acid leaching step is not particularly limited and can be appropriately selected according to the purpose. Examples include a method of simply putting the non-magnetic slurry into acid, a method of putting the non-magnetic slurry into acid and stirring, a method of putting the non-magnetic slurry into acid and stirring, a method of adding acid to the non-magnetic slurry, and a method of adding acid to the non-magnetic slurry and then stirring.
  • an acid leaching method for example, a method of adding an acid to a non-magnetic slurry is preferable, and a method of stirring after adding an acid to a non-magnetic slurry is more preferable.
  • the stirring speed of sulfuric acid in the acid leaching step is not particularly limited and can be appropriately selected according to the purpose, and can be set to 200 rpm, for example.
  • the liquid temperature during acid leaching is preferably 0° C. or higher and 80° C. or lower, more preferably 10° C. or higher and 60° C. or lower.
  • Fluorine derived from LiPF 6 (lithium hexafluorophosphate), which is the electrolyte in the electrolyte of the lithium ion secondary battery, is dissolved in the acid leaching solution as hydrofluoric acid, and by setting the liquid temperature to 60° C. or less during acid leaching, generation of hydrofluoric acid vapor, which is a harmful and corrosive gas, can be suppressed.
  • an oxidizing agent may be added. By adding an oxidizing agent, it is possible to promote the dissolution of impurities (for example, copper) that are difficult to dissolve in acid such as copper, and to further improve the carbon (C) quality of the carbon (C) concentrate (acid leaching residue).
  • the oxidizing agent is not particularly limited and can be appropriately selected depending on the purpose. Examples include hydrogen peroxide, hypochlorous acid, chlorous acid, chloric acid, perchloric acid, halogen, permanganate, ozone, and air.
  • the leaching time in the acid leaching step is not particularly limited and can be appropriately selected according to the purpose. For example, it can be 1 hour.
  • the carbon (C) quality of the acid leaching residue obtained in the acid leaching step is preferably 80% or higher, more preferably 90% or higher.
  • phosphorus (P) is a repellent element in steel smelting
  • fluorine (F) is an element that imposes a load on exhaust gas treatment in smelting. Therefore, it is preferable to remove phosphorus and fluorine from the acid leaching residue (carbon (C) concentrate) as much as possible.
  • carbon (C) concentrates contain copper (Cu) as a major impurity.
  • This copper separation can be carried out by dispersing carbon with a dispersant and sedimentation of copper, recovery of copper into tailings by flotation, recovery of copper into heavy products by gravity separation, and the like.
  • Water may be added to the acid leaching solution for the purpose of adjusting the lithium (Li) concentration of the acid leaching solution obtained in the acid leaching step. By reducing the lithium (Li) concentration, loss of lithium (Li) to the purified liquid residue can be prevented, as shown in the neutralization step described later.
  • the acid-leached residue may be washed with water, and after washing with water, solid-liquid separation may be performed. Acidic solution may adhere to the acid leaching residue, and washing with water can reduce the adhesion amount of this acidic solution.
  • the acid leaching residue when sulfuric acid is used as the acidic solution, the acid leaching residue can be washed with water and then subjected to solid-liquid separation to reduce the sulfuric acid quality of the acid leaching residue.
  • this water washing can be carried out by pouring water into the filter chamber containing the acid-leached residue in the filter press.
  • the weight used for washing it is preferable to pass 0.1 kg or more of water per 1 kg of acid-leached residue, more preferably 1 kg or more of water.
  • the neutralization step is a step of neutralizing the acid leaching solution obtained in the acid leaching step with calcium hydroxide.
  • the purpose of the neutralization step is to neutralize the acid leachate and solidify impurity ions other than lithium (Li) (e.g., boron ions, fluorine ions, sulfate ions, cobalt ions, nickel ions, aluminum ions, copper ions, etc.) (neutralization cake formation) and separation by solid-liquid separation.
  • the present inventors have found that the addition of calcium hydroxide to an acid leach solution containing sulfate ions and aluminum ions can reduce the concentration of boron ions in the post-neutralization solution to less than 0.1 mg/L.
  • the mechanism for this is thought to be the formation of ettringite by aluminum sulfate and calcium hydroxide, and the formation of hydroxyapatite by phosphorus and ammonium ions in the leachate (presumably derived from aluminum nitride generated by heat treatment) and calcium hydroxide.
  • it preferably contains 500 mg/L or more of aluminum ions, more preferably 1,000 mg/L or more.
  • the neutralization step may include neutralization at multiple levels of pH and multiple solid-liquid separations. For example, after performing the first-stage neutralization at pH 9, the first-stage solid-liquid separation liquid may be subjected to the second-stage solid-liquid separation after raising the pH again to pH 12 (second-stage neutralization).
  • At least calcium hydroxide (Ca(OH) 2 ; slaked lime) is used, and two or more of calcium carbonate, calcium oxide, calcium aluminate, calcium phosphate and the like may be used in combination.
  • an aluminum compound such as aluminum sulfate, calcium aluminate, aluminum chloride, or aluminum hydroxide before adding the alkali, the amount of boron removed may be further reduced than when the alkali is used alone.
  • Alkali may be added in the form of solid or in the form of slurry.
  • the pH after neutralization is preferably 10.5 or more and 14 or less, more preferably 11 or more and 13 or less.
  • the pH of the solution means the final pH of the neutralization process.
  • the CO 2 added in the lithium carbonate crystallization step can be stably absorbed and dissolved as CO 3 2- ions.
  • manganese ions can be removed as a precipitate at a high removal rate.
  • the lithium content in the liquid obtained by solid-liquid separation of the slurry obtained in the neutralization step is preferably 50% by mass or more, and more preferably 70% by mass or more, with respect to 100% by mass of the lithium content contained in the fine granule product.
  • water may be added to these slurries or liquids.
  • the neutralization cake solid-liquid separation step is a step of solid-liquid separation of the post-neutralization liquid obtained in the neutralization step.
  • the solid-liquid separation method is not particularly limited and can be appropriately selected depending on the intended purpose.
  • a solid-liquid separation method such as suction filtration using filter paper or the like, pressure filtration using a filter press or the like, or centrifugation using a centrifugal separator or the like is preferred, and among these, pressure filtration is particularly preferred.
  • pressure filtration By using pressure filtration, the water content in the cake can be efficiently reduced compared with other filtration methods such as suction filtration, and the loss of lithium in the neutralization cake can be reduced. Further, by passing water through the neutralization cake in the pressurized filter, the lithium contained in the water contained in the neutralization cake can be recovered in the water passing liquid.
  • the calcium carbonate crystallization step is a step of adding CO 2 to the liquid obtained in the neutralization cake solid-liquid separation step.
  • the liquid obtained in the neutralization cake solid-liquid separation step contains about 100 mg/L to 1,000 mg/L of calcium ions. This dissolved calcium reacts with CO 2 in the air to crystallize calcium carbonate, and when the calcium adsorption removal step is performed on this liquid, the calcium adsorption removal efficiency may decrease due to clogging of the resin tower or adhesion of calcium carbonate on the resin surface. Therefore, in the calcium carbonate crystallization step, CO 2 is added to the liquid obtained in the solid-liquid separation step of the neutralized cake to crystallize calcium as calcium carbonate, thereby reducing the dissolved amount of calcium.
  • the method of adding CO2 is not particularly limited and can be appropriately selected according to the purpose. Examples include a method of adding a gas containing CO2 such as air to a liquid, and a method of adding a carbonate such as sodium carbonate. Methods for adding a gas containing CO2 include, for example, a method in which the liquid is simply left standing in a gas containing CO2 , a method in which the gas containing CO2 is diffused into the liquid, and a method in which the gas containing CO2 is blown into the liquid while stirring.
  • the amount of CO 2 added is preferably 0.1 or more in terms of molar ratio to calcium ions and 0.5 or less in terms of molar ratio to lithium ions in the liquid obtained in the neutralization cake solid-liquid separation step, more preferably 0.5 or more in terms of molar ratio to calcium ions and 0.25 or less in terms of molar ratio to lithium ions, and particularly preferably 0.8 or more in terms of molar ratio to calcium ions and 0.1 or less in terms of molar ratio to lithium ions.
  • the calcium carbonate solid-liquid separation step is a step of solid-liquid separation of the liquid obtained in the calcium carbonate crystallization step to remove calcium carbonate from the liquid.
  • the solid-liquid separation method is not particularly limited and can be appropriately selected according to the purpose. Examples thereof include methods of solid-liquid separation by suction filtration using filter paper or the like, pressure filtration using a filter press or the like, and centrifugation using a centrifugal separator or the like. Among these, pressure filtration is particularly preferred. By using pressure filtration, the water content in the neutralization cake can be efficiently reduced compared with other filtration methods such as suction filtration, and the loss of lithium in the neutralization cake can be reduced.
  • the method for recovering valuables of the present invention preferably includes a first concentration step of concentrating lithium contained in the liquid obtained in the calcium carbonate crystallization step by electrodialysis before the calcium adsorption removal step described later.
  • the concentration of lithium contained in the solution can be increased to a concentration that allows easy crystallization as lithium carbonate in the lithium carbonate crystallization step.
  • concentration is carried out by electrodialysis, so that the production rate of lithium carbonate can be increased five times or more in a facility of the same scale as compared with the case of evaporative concentration.
  • a small amount of lithium is dissolved in the dilute liquid recovered by electrodialysis, it is possible to recover the lithium and reduce the amount of water used by using the lithium again in the slurrying step.
  • the calcium ions When calcium ions are contained in the raw material liquid, the calcium ions may be adsorbed on the ion-exchange membrane of the electrodialyzer, clogging the membrane.
  • the first concentration step to the liquid after the calcium carbonate separation step (liquid with calcium reduced to 10 mg/L or less), the occurrence of the above problem can be avoided.
  • Ion-exchange membranes used in electrodialysis may adsorb and retain calcium.
  • the cation exchange membrane has cation exchange groups fixed in the membrane, and cations in the liquid pass through the membrane as counter ions while repeating adsorption and dissociation. Therefore, a certain amount of cations are retained in the ion exchange membrane even after electrodialysis.
  • the first concentration step is a step preceding the calcium adsorption removal step, even when the calcium ions retained by the ion exchange membrane are mixed into the lithium solution, the calcium ion concentration is reduced in the calcium adsorption removal step, making it possible to recover lithium carbonate with a calcium grade of 100 ppm or less.
  • the calcium adsorption removal step is a step of adsorbing and removing calcium using a chelate resin after the neutralization step.
  • a plurality of types of resin towers may be used in the calcium adsorption removal step.
  • slaked lime is used in the neutralization process, and the calcium concentration in the neutralized liquid can be suppressed to 1,000 mg/L or less. Furthermore, by the calcium carbonate crystallization step and the calcium carbonate solid-liquid separation step, the calcium concentration in the liquid after the calcium carbonate solid-liquid separation step can be suppressed to 10 mg/L or less. For this reason, the amount of chelate resin used per unit amount of the neutralized liquid is small, and calcium can be removed at low cost (economically).
  • a chelate resin having an aminophosphoric acid group or a chelate resin having an iminodiacetic acid group is preferable, and a chelate resin having an iminodiacetic acid group is particularly preferable.
  • Some copper ions may remain in the liquid after neutralization, but by using a chelate resin having an iminodiacetic acid group, the copper ions can be removed by adsorption, the copper ion concentration in the liquid after adsorption and removal of calcium can be less than 0.1 mg/L, and the copper grade in the recovered lithium carbonate can be less than 10 ppm.
  • the liquid passing rate through the chelate resin is preferably SV 0.5 or more and 15 or less, more preferably SV 1 or more and 10 or less, and particularly preferably SV 2 or more and 5 or less.
  • the calcium concentration in the liquid after calcium adsorption removal can be made less than 0.1 mg/L.
  • the method for recovering valuables of the present invention preferably includes a second concentration step of concentrating lithium contained in the post-calcium adsorption-removal liquid by electrodialysis after the calcium adsorption-removal step.
  • the concentration of lithium contained in the solution can be increased to a concentration that allows easy crystallization as lithium carbonate in the lithium carbonate crystallization step.
  • concentration is performed by electrodialysis, so that the production rate of lithium carbonate can be increased five times or more in a facility of the same scale as compared with the case of evaporative concentration.
  • the second concentration step it is preferable to wash the membrane by passing and electrodialyzing a part of the liquid obtained in the calcium adsorption removal step before the second concentration step.
  • Ion-exchange membranes used in electrodialysis may adsorb and retain calcium.
  • the cation exchange membrane has cation exchange groups fixed in the membrane, and cations in the liquid pass through the membrane as counter ions while repeating adsorption and dissociation.
  • Calcium in the ion-exchange membrane can be replaced with lithium by passing and electrodialyzing a part of the liquid obtained in the calcium adsorption-removing step. This washing can prevent contamination of calcium derived from the ion-exchange membrane in the second concentration step. The washed liquid containing calcium can be returned to the calcium adsorption removal step for treatment.
  • Lithium carbonate crystallization step In the lithium carbonate crystallization step, lithium carbonate is selectively crystallized by utilizing the difference in solubility between lithium carbonate and other lithium salts (eg, lithium sulfate and lithium fluoride).
  • lithium carbonate is selectively crystallized by utilizing the difference in solubility between lithium carbonate and other lithium salts (eg, lithium sulfate and lithium fluoride).
  • Carbon dioxide (CO 2 ) is added to the concentrated liquid containing lithium after the calcium adsorption removal step or after the second concentration step.
  • the lithium carbonate in the concentrated liquid containing lithium is more likely to be deposited, and lithium carbonate is preferentially deposited over lithium (for example, lithium fluoride) bound to other impurities (for example, fluorine). Therefore, it is possible to recover higher-grade lithium carbonate.
  • the method of adding carbon dioxide to the concentrated liquid containing lithium is not particularly limited, and can be appropriately selected according to the purpose.
  • the carbonate ion concentration of the concentrated liquid containing lithium after supplying carbon dioxide is preferably a carbonate ion concentration of 2 or more relative to the lithium concentration of 1, more preferably a carbonate ion concentration of 3 or more relative to the lithium concentration of 1, and particularly preferably a carbonate ion concentration of 4 or more and 32.3 or less relative to the lithium concentration of 1. If the carbonate ion concentration is less than 2 with respect to the lithium concentration of 1, the amount of lithium sulfate precipitated in addition to lithium carbonate increases, and industrial grade (99.0% or more lithium carbonate quality) lithium carbonate may not be crystallized.
  • the lithium carbonate will hydrate the liquid in which the carbonate-derived metal added for dissolving the carbonate ion is dissolved, and the carbonate-derived metal grade in the lithium carbonate may become excessive.
  • the concentrations of carbonate ions and impurity ions (for example, fluorine ions and sulfate ions) in the liquid can be made uniform, and the particle size of the precipitates of lithium carbonate can be made uniform.
  • the crystallization step may be started or continued in a state in which lithium carbonate crystals are added in advance or during crystallization.
  • the lithium carbonate crystallization step is preferably performed while heating the concentrated liquid containing lithium. By heating the concentrated liquid containing lithium, the solubility of lithium carbonate can be lowered, and the recovery amount of lithium carbonate can be increased.
  • the method of heating the concentrated liquid containing lithium is not particularly limited, and can be appropriately selected according to the purpose.
  • Examples thereof include an electric heater, or a method of heating with a pipe made of copper, stainless steel, Teflon (registered trademark) or the like through which heating steam passes.
  • the temperature of the solution when heating the concentrated liquid containing lithium to deposit lithium carbonate is not particularly limited as long as it is a temperature at which lithium carbonate can be deposited, and can be appropriately selected according to the purpose.
  • Lithium carbonate can be recovered by subjecting the slurry containing lithium carbonate obtained in the lithium carbonate crystallization step to solid-liquid separation, and separating the lithium carbonate (solid) from the post-crystallization liquid.
  • the solid-liquid separation method is not particularly limited and can be appropriately selected according to the purpose.
  • a method of performing solid-liquid separation by suction filtration using filter paper or the like, pressure filtration using a filter press or the like, or centrifugation using a centrifugal separator or the like is preferred, and among these, pressure filtration is particularly preferred.
  • pressure filtration the water content in lithium carbonate can be efficiently reduced compared to other filtration methods such as suction filtration.
  • sulfate ions, sodium ions, and potassium ions in the lithium carbonate cake can be recovered in the water passing liquid.
  • Contamination of sulfuric acid in the lithium carbonate recovered in the present invention is caused not by crystals (lithium sulfate) but by sulfate ions contained in the water content of lithium carbonate.
  • potassium derived from the collected constituent members of the lithium carbonate ion secondary battery is contained, this potassium can also be removed by washing with hot water.
  • the temperature of hot water is preferably 60°C or higher, more preferably 80°C or higher. The higher the temperature of the hot water, the smaller the amount of lithium carbonate dissolved in the hot water, and the smaller the loss of lithium in the hot water.
  • lithium carbonate having a sulfuric acid grade and a sodium grade of 0.5% by mass or less and a potassium grade of 50 ppm or less can be obtained.
  • the post-crystallization liquid after recovery of lithium carbonate contains lithium ions, fluorine ions, and sulfate ions. By repeating the neutralization step again, the recovery rate of lithium can be further improved.
  • lithium carbonate having a boron content of less than 1 ppm and a calcium content of 100 ppm or less can be recovered from the lithium ion secondary battery.
  • FIG. 1 is a diagram showing an example of the flow of processing in the first embodiment of the method for collecting valuables of the present invention.
  • a heat treatment heat treatment step
  • LIB lithium ion secondary battery
  • the LIB heat-treated product is crushed and classified (crushing/classifying step) to obtain a coarse-grained product and a fine-grained product.
  • copper (Cu) or iron (Fe) can be separated as coarse grain products.
  • a fine product slurry is then obtained by soaking the fine product in water.
  • the fine product slurry is then wet magnetically sorted into magnetizable and non-magnetizable slurries.
  • Magnetites include nickel (Ni), cobalt (Co), and manganese (Mn) integrated with cobalt.
  • Non-magnetizable slurries contain lithium aluminate, carbon, copper (not recovered in coarse product) and lithium (aqueous).
  • sulfuric acid is added to the non-magnetic substance slurry to acid-leach the lithium in the lithium aluminate contained in the non-magnetic substance, followed by solid-liquid separation into a filtrate (acid leachate) and a filtration residue (carbon concentrate). Solid-liquid separation is performed.
  • a fine-grained product obtained by heat-treating a lithium-ion secondary battery, crushing and classifying is immersed in water to obtain a fine-grained product slurry.
  • the resulting fine-grained product slurry is subjected to wet magnetic separation, and the resulting non-magnetic slurry is acid-leached by adding sulfuric acid.
  • CO 2 is added to the obtained neutralized liquid
  • solid-liquid separation is performed to remove calcium as calcium carbonate, and the liquid is recovered, and a trace amount of calcium ions remaining in the liquid is removed by adsorption with a chelate resin.
  • lithium carbonate having a boron content of less than 1 ppm and a calcium content of 100 ppm or less can be recovered from a lithium ion secondary battery.
  • FIG. 2 is a diagram showing an example of the flow of processing in the second embodiment of the valuables recovery method of the present invention.
  • a heat treatment heat treatment step
  • LIB lithium ion secondary battery
  • the LIB heat-treated product is crushed and classified (crushing/classifying step) to obtain a coarse-grained product and a fine-grained product.
  • copper (Cu) or iron (Fe) can be separated as coarse grain products.
  • a fine product slurry is then obtained by soaking the fine product in water.
  • the fine product slurry is then wet magnetically sorted into magnetizable and non-magnetizable slurries.
  • Magnetites include nickel (Ni), cobalt (Co), and manganese (Mn) integrated with cobalt.
  • Non-magnetizable slurries contain lithium aluminate, carbon, copper (not recovered in coarse product) and lithium (aqueous).
  • sulfuric acid is added to the non-magnetic substance slurry to acid-leaf the lithium in the lithium aluminate contained in the non-magnetic substance, followed by solid-liquid separation into a filtrate (acid leaching solution) and a filtration residue (carbon concentrate).
  • calcium hydroxide is added to the acid leachate, and solid-liquid separation is performed by pressure filtration using a filter press to separate into a liquid containing lithium (liquid after neutralization) and a solidified substance containing impurities such as boron, fluorine, and aluminum.
  • solid-liquid separation is performed by pressure filtration.
  • a trace amount of calcium ions that could not be completely removed by calcium carbonate crystallization are removed by calcium adsorption with a chelate resin to obtain a solution after calcium adsorption removal.
  • a portion of the obtained post-calcium adsorption-removal solution is subjected to liquid flow and electrodialysis, the ion-exchange membrane of the electrodialyser is washed, and the remaining post-calcium adsorption-removal solution is concentrated by electrodialysis to obtain a lithium concentrated solution.
  • Lithium carbonate serving as seed crystals is added to the concentrated lithium solution, heated, and then sodium carbonate is added to crystallize and recover lithium as lithium carbonate (Li 2 CO 3 ).
  • the lithium-ion secondary battery is heat-treated, crushed and classified, and the resulting fine-grained product is immersed in water to obtain a fine-grained product slurry.
  • the resulting fine-grained product slurry is subjected to wet magnetic separation, and the resulting non-magnetic slurry is acid-leached by adding sulfuric acid.
  • CO 2 is added to the obtained neutralized liquid
  • solid-liquid separation is performed to remove calcium as calcium carbonate, and the liquid is recovered, and a trace amount of calcium ions remaining in the liquid is removed by adsorption with a chelate resin.
  • lithium carbonate having a boron content of less than 1 ppm and a calcium content of 100 ppm or less can be recovered from a lithium ion secondary battery.
  • Example 1 ⁇ Heat treatment> As shown in the process flow of FIG. 1, a 300 kg lithium-ion secondary battery pack for vehicle use with an aluminum exterior case (housing) (partially containing iron) (the lithium-ion secondary battery had an aluminum foil positive electrode current collector and a copper foil negative electrode current collector, a negative electrode active material was a carbon material, and an electrolyte contained fluorine) was subjected to a heat treatment process, a crushing process, a classification process, a magnetic separation process, and a wet separation process to recover valuable resources. Specifically, it is as follows. The lithium ion secondary battery pack was heat-treated at a heat treatment temperature of 800 ° C. (heated from 20 ° C. to 800 ° C.
  • the in-vehicle lithium ion secondary battery pack was placed on a tray for collecting aluminum derived from the housing, and the aluminum derived from the housing was melted and collected as a molten material in the tray.
  • ⁇ Wet magnetic separation> The resulting fine grain product slurry was subjected to wet magnetic separation using a drum-type magnetic separator (product name: WD L-8 Lab Model, manufactured by Eriez Magnetics Co., Ltd.) at a magnetic force of 1500 G, a drum rotation speed of 45 rpm, a solid-liquid ratio of 20%, and a slurry supply rate of 100 L/h/min to recover 250 L of magnetic (hydrous) and non-magnetic slurry.
  • the magnetic substance (containing water) was subjected to pressure filtration at a pressure of 0.6 MPa using a filter press using a filter cloth (product name: PP934K, manufactured by Nakao Filter Industry Co., Ltd.) to obtain a magnetic substance (dehydrated).
  • This magnetic substance (dehydrated) was dried at 105° C. for 24 hours using a dryer (product name: DRM620DD, manufactured by Advantec Toyo Co., Ltd.) to obtain a magnetic substance.
  • the non-magnetizable slurry 250 L was acid leached with sulfuric acid. Add 75% dilute sulfuric acid and water to the non-magnetic slurry in a 1,000 L capacity FRP tank (product, diameter 1,084 mm, height 1,500 mm) to adjust the pH to 1.5. After the acid leaching, the leached slurry was pressure filtered at a pressure of 0.6 MPa with a filter press using a filter cloth (product name: PP934K, manufactured by Nakao Filter Industry Co., Ltd.) to recover an acid leached solution containing lithium. The lithium concentration in the acid leachate was 3,400 mg/L, and the sulfate ion concentration was 42,000 mg/L.
  • the resulting acid leaching solution was prepared in an FRP tank (work piece, diameter 1,084 mm, height 1,500 mm).
  • a chelate resin tower product name: Sumichelate MC770, manufactured by Sumika Chemtex Co., Ltd.
  • Fluorine grade was analyzed by ion chromatography based on JIS K0202:2008.
  • the non-magnetic slurry was suction-filtered with a 5C filter paper to separate the non-magnetic substances (solid) and the liquid into solid-liquid.
  • the grade of the non-magnetic substances was determined in the same manner as the analysis method for the fine grain product, the magnetic substances, the carbon concentrate, and the lithium carbonate.
  • Components other than fluorine were measured by a direct high-frequency inductively coupled plasma atomic emission spectrometer (product name: iCaP6300, manufactured by Thermo Fisher Scientific Co., Ltd.), and fluorine was determined by ion chromatography to determine the content ratio (concentration) of various impurities.
  • the content of lithium in the non-magnetic slurry was obtained from the formula lithium grade (mg/kg) in the non-magnetic substance x non-magnetic substance mass (kg) + lithium concentration in the liquid (mg/L) x liquid volume (L).
  • the mass ratio (%) of the lithium recovery amount in the acid leachate (lithium concentration in acid leachate x acid leachate amount) and the lithium recovery amount in lithium carbonate (lithium grade in lithium carbonate x lithium carbonate recovery mass) when the lithium content in the non-magnetic slurry is 100% was defined as the lithium recovery rate.
  • Example 1 the lithium carbonate had a boron grade of less than 1 ppm, a calcium grade of 44 ppm, a phosphorus grade of less than 10 ppm, a fluorine grade of less than 100 ppm, a potassium grade of 57 ppm, a sodium grade of 3.5 wt %, and an SO4 grade of 2.0 wt %.
  • the recovery rate of Li (100%) in the non-magnetic slurry was 98% in the acid leaching solution, and the recovery rate in crude lithium carbonate was 77%.
  • Example 2 Hot water washing of lithium carbonate>
  • the procedure was carried out in the same manner as in Example 1 except that the crude lithium carbonate crystallized product 1 in the filter press was washed by passing water 2 at 90° C. to obtain purified lithium carbonate, and the quality and recovery rate of lithium carbonate were evaluated in the same manner as in Example 1.
  • Example 2 the lithium carbonate had a boron content of less than 1 ppm, a calcium content of 49 ppm, a fluorine content of less than 100 ppm, a phosphorus content of less than 10 ppm, a potassium content of less than 10 ppm, a sodium content of 0.01% by weight, and a SO4 content of 0.01% by weight.
  • the recovery rate of Li (100%) in the non-magnetic slurry was 98% in the acid leaching solution and 69% in refined lithium carbonate.
  • Example 3 ⁇ Heat treatment> As shown in the process flow of FIG. 1, a 300 kg lithium-ion secondary battery pack for vehicle use with an aluminum exterior case (housing) (partially containing iron) (the lithium-ion secondary battery had an aluminum foil positive electrode current collector and a copper foil negative electrode current collector, a negative electrode active material was a carbon material, and an electrolyte contained fluorine) was subjected to a heat treatment process, a crushing process, a classification process, a magnetic separation process, and a wet separation process to recover valuable resources. Specifically, it is as follows. The lithium ion secondary battery pack was heat-treated at a heat treatment temperature of 800 ° C. (heated from 20 ° C. to 800 ° C.
  • the in-vehicle lithium ion secondary battery pack was placed on a tray for collecting aluminum derived from the housing, and the aluminum derived from the housing was melted and collected as a molten material in the tray.
  • ⁇ Wet magnetic separation> The resulting fine-grained product slurry was subjected to wet magnetic separation using a drum-type magnetic separator (product name: WD L-8 Lab Model, manufactured by Eriez Magnetics Co., Ltd.) at a magnetic force of 1500 G, a drum rotation speed of 45 rpm, a solid-liquid ratio of 20%, and a slurry supply rate of 100 L/h/min to recover 250 L of magnetic (water-containing) and non-magnetic slurry.
  • the magnetic substance (containing water) was subjected to pressure filtration at a pressure of 0.6 MPa with a filter press using a filter cloth (product name: PP934K, manufactured by Nakao Filter Industry Co., Ltd.) to obtain a magnetic substance (dehydrated).
  • This magnetic substance (dehydrated) was dried at 105° C. for 24 hours using a dryer (product name: DRM620DD, manufactured by Advantec Toyo Co., Ltd.) to obtain a magnetic substance.
  • the non-magnetizable slurry (250 L) was acid leached with sulfuric acid. Dilute sulfuric acid of 75% concentration and water were added to the non-magnetic slurry in a 1,000 L FRP tank (product, diameter 1,084 mm, height 1,500 mm) to adjust the pH to 1.5.
  • the leaching slurry was pressure-filtered at a pressure of 0.6 MPa with a filter press using a filter cloth (product name: PP934K, manufactured by Nakao Filter Industry Co., Ltd.) to recover an acid leaching solution containing lithium.
  • the lithium concentration in the acid leachate was 3,400 mg/L, and the sulfate ion concentration was 42,000 mg/L.
  • the resulting acid leaching solution was prepared in an FRP tank (work piece, diameter 1,084 mm, height 1,500 mm).
  • Fluorine grade was analyzed by ion chromatography based on JIS K0202:2008.
  • the non-magnetic slurry was suction-filtered with a 5C filter paper to separate the non-magnetic substances (solid) and the liquid into solid-liquid.
  • the grade of the non-magnetic substances was determined in the same manner as the analysis method for the fine grain product, the magnetic substances, the carbon concentrate, and the lithium carbonate.
  • Components other than fluorine were measured by a direct high-frequency inductively coupled plasma atomic emission spectrometer (product name: iCaP6300, manufactured by Thermo Fisher Scientific Co., Ltd.), and fluorine was determined by ion chromatography to determine the content ratio (concentration) of various impurities.
  • the content of lithium in the non-magnetic slurry was obtained from the formula lithium grade (mg/kg) in the non-magnetic substance x non-magnetic substance mass (kg) + lithium concentration in the liquid (mg/L) x liquid volume (L).
  • the mass ratio (%) of the lithium recovery amount in the acid leachate (lithium concentration in acid leachate x acid leachate amount) and the lithium recovery amount in lithium carbonate (lithium quality in lithium carbonate x lithium carbonate recovery mass) when the lithium content in the non-magnetic slurry is 100% was taken as the lithium recovery rate.
  • Example 3 the lithium carbonate had a boron grade of less than 1 ppm, a calcium grade of 97 ppm, a phosphorus grade of less than 10 ppm, a fluorine grade of less than 100 ppm, a potassium grade of 53 ppm, a sodium grade of 3.5 wt %, and an SO4 grade of 2.0 wt %.
  • the recovery rate of Li (100%) in the non-magnetic slurry was 98% in the acid leaching solution, and the recovery rate in crude lithium carbonate was 77%.
  • Example 4 ⁇ Washing the ion exchange membrane of the electrodialysis device>
  • 10 L and 15 L of the post-calcium adsorption removal liquid were added to the concentrated liquid tank and the diluted liquid tank of the electrodialysis apparatus (product name: AC-10, manufactured by Astom Co., Ltd.), and electrodialysis was performed for 30 minutes.
  • the same procedure as in Example 3 was followed except that the ion exchange membrane was washed by exchanging the calcium ions in the ion exchange membrane of the electrodialyser with the lithium in the liquid after calcium adsorption, and the quality and recovery rate of lithium carbonate were evaluated in the same manner as in Example 1.
  • Example 4 the lithium carbonate had a boron content of less than 1 ppm, a calcium content of 51 ppm, a phosphorus content of less than 10 ppm, a fluorine content of less than 100 ppm, a potassium content of 52 ppm, a sodium content of 3.5% by weight, and an SO4 content of 2.0% by weight.
  • the recovery rate of Li (100%) in the non-magnetic slurry was 98% in the acid leaching solution, and the recovery rate in crude lithium carbonate was 74%.
  • Example 5 ⁇ Hot water washing of lithium carbonate>
  • Example 4 the procedure was carried out in the same manner as in Example 4, except that water 2 at 90° C. was passed through the crude lithium carbonate crystallized product 1 in the filter press to wash it to obtain purified lithium carbonate, and the quality and recovery rate of lithium carbonate were evaluated in the same manner as in Example 1.
  • Example 5 the lithium carbonate had a boron content of less than 1 ppm, a calcium content of 53 ppm, a fluorine content of less than 100 ppm, a phosphorus content of less than 10 ppm, a potassium content of less than 10 ppm, a sodium content of 0.01% by weight, and a SO4 content of 0.01% by weight.
  • the recovery rate of Li (100%) in the non-magnetic slurry was 98% in the acid leaching solution and 65% in refined lithium carbonate.
  • Example 1 In Example 1, the procedure was carried out in the same manner as in Example 1 except that hydrochloric acid was used for acid leaching, and the quality and recovery rate of lithium carbonate were evaluated in the same manner as in Example 1.
  • lithium carbonate had a boron grade of 4 ppm, a calcium grade of 60 ppm, a fluorine grade of less than 100 ppm, a potassium grade of 67 ppm, a sodium grade of 3.5 mass %, and an SO4 grade of 0.01 mass %.
  • the recovery rate of Li (100%) in the non-magnetic slurry was 98% in the acid leaching solution, and the recovery rate in crude lithium carbonate was 85%.
  • Example 2 In Example 1, the procedure was carried out in the same manner as in Example 1 except that the pH during acid leaching was changed to 4, and the quality and recovery rate of lithium carbonate were evaluated in the same manner as in Example 1.
  • Example 3 (Comparative Example 3) In Example 1, the same procedure as in Example 1 was performed except that the neutralization step was performed using sodium hydroxide, and the quality and recovery rate of lithium carbonate were evaluated in the same manner as in Example 1.
  • lithium carbonate had a boron content of 6 ppm, a calcium content of 57 ppm, a potassium content of 64 ppm, and a fluorine content of 8,200 ppm.
  • the recovery rate of Li (100%) in the non-magnetic slurry was 98% in the acid leaching solution, and the recovery rate in crude lithium carbonate was 86%.
  • Example 4 In Example 1, the same procedure as in Example 1 was performed except that a cation exchange resin tower (product name: Duolite C20SC, manufactured by Sumika Chemtex Co., Ltd.) was used instead of the chelate resin, and the quality and recovery rate of lithium carbonate were evaluated in the same manner as in Example 1.
  • a cation exchange resin tower product name: Duolite C20SC, manufactured by Sumika Chemtex Co., Ltd.
  • lithium carbonate had a boron grade of less than 1 ppm, a calcium grade of 660 ppm, a fluorine grade of less than 100 ppm, and a potassium grade of 59 ppm.
  • the recovery rate of Li (100%) in the non-magnetic slurry was 98% in the acid leaching solution, and the recovery rate in crude lithium carbonate was 45%.
  • Example 5 (Comparative Example 5) In Example 1, the procedure was carried out in the same manner as in Example 1, except that the calcium carbonate crystallization step was not performed, and the quality and recovery rate of lithium carbonate were evaluated in the same manner as in Example 1.
  • lithium carbonate had a boron grade of less than 1 ppm, a calcium grade of 162 ppm, a fluorine grade of less than 100 ppm, and a potassium grade of 55 ppm.
  • the recovery rate of Li (100%) in the non-magnetic slurry was 98% in the acid leaching solution, and the recovery rate in crude lithium carbonate was 77%.

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Abstract

リチウムイオン二次電池からホウ素品位1ppm未満かつカルシウム品位100ppm以下である炭酸リチウムを回収する有価物の回収方法であって、前記リチウムイオン二次電池を660℃以上の温度で熱処理することにより、熱処理物を得る熱処理工程と、前記熱処理物を破砕した破砕物を分級することにより、前記有価物を含む、粗粒産物と細粒産物とを得る破砕・分級工程と、前記細粒産物を水に浸けることにより細粒産物スラリーとするスラリー化工程と、前記細粒産物スラリーを湿式磁選することにより、磁着物と非磁着物スラリーとに選別する湿式磁選工程と、前記非磁着物スラリーおよび/又は前記非磁着物スラリーを固液分離して得た非磁着物に硫酸を添加し、pHを0以上3.5以下として非磁着物を浸出した後に固液分離して酸浸出液と酸浸出残渣を得る酸浸出工程と、前記酸浸出液を水酸化カルシウムで中和する中和工程と、前記中和工程で得られた液を固液分離する中和ケーク固液分離工程と、前記中和ケーク固液分離工程で得られた液に対してCOを添加する炭酸カルシウム晶析工程と、前記炭酸カルシウム晶析工程で得られた液を固液分離する炭酸カルシウム固液分離工程と、前記炭酸カルシウム固液分離工程後に、キレート樹脂によりカルシウムを吸着除去するカルシウム吸着除去工程と、を含む有価物の回収方法を提供する。

Description

有価物の回収方法
 本発明は、リチウムイオン二次電池からの有価物の回収方法に関する。
 リチウムイオン二次電池は、従来の鉛蓄電池、ニッカド二次電池などに比較して軽量、高容量、高起電力の二次電池であり、パソコン、電気自動車、携帯機器などの二次電池として使用されている。例えば、リチウムイオン二次電池の正極には、コバルトおよびニッケルなどの有価物が、コバルト酸リチウム(LiCoO)、三元系正極材(LiNiCoMn(x+y+z=1))などとして使用されている。
 リチウムイオン二次電池は、今後も使用の拡大が予想されていることから、製造過程で発生した不良品又は使用機器および電池の寿命などに伴い廃棄されるリチウムイオン二次電池からリチウムなどの有価物を回収することが、資源リサイクルの観点から望まれている。リチウムイオン二次電池からリチウムなどの有価物を回収する際には、リチウムイオン二次電池に使用されている種々の金属又は不純物を分離して回収することが、回収物の価値を高める点から重要である。
 リチウムイオン二次電池の焙焼物の破砕物からリチウムを回収する手法としては、例えば、リチウムイオン二次電池の廃棄物を焙焼して得られた電池滓から、リチウムを回収する方法であって、アルミン酸リチウムを含有する前記電池滓を、酸性溶液中に浸出させる浸出工程と、浸出工程で得られる浸出後液のpHを上昇させて中和すると共に固液分離して、リチウム溶液を得る中和工程と、を含むリチウム回収方法が提案されている(例えば、特許文献1参照)。
 また、本発明者は、既に、リチウムイオン二次電池から有価物を回収する有価物の回収方法であって、リチウムイオン二次電池を750℃以上の温度で熱処理することにより、熱処理物を得る熱処理工程と、前記熱処理物を破砕した破砕物を分級することにより、前記有価物を含む、粗粒産物と細粒産物とを得る破砕・分級工程と、前記細粒産物を水に浸けることにより、水浸出スラリーを得る水浸出工程と、前記水浸出スラリーに湿式磁選を行うことにより、前記水浸出スラリーを、磁着物と非磁着物スラリーとに選別する湿式磁選工程と、前記湿式磁選で回収される非磁着物スラリーおよび/又は非磁着物スラリーを固液分離して得た非磁着物に酸性溶液を添加し、pHを0以上3.5以下として非磁着物を浸出した後に固液分離して酸浸出液と酸浸出残渣を得る酸浸出工程と、を含む有価物の回収方法を提案している(例えば、特許文献2参照)。
特開2019-160429号公報 特許第6948481号公報
 しかしながら、上記特許文献1の従来技術では、回収した炭酸リチウム中のホウ素品位が1ppm以上となる場合がある。リチウムイオン二次電池を焙焼して得られる電池滓には、電解質に由来するホウ素が含まれ、電池滓を酸浸出した場合、ほとんど全量が酸性溶液に移行することを本発明者は知見した。この酸性溶液から回収した炭酸リチウム中に含まれるホウ素はホウ酸塩として含まれるが、このホウ素の含有により、回収した炭酸リチウムを使用したリチウムイオン二次電池の充放電に関する性能に悪影響を与えるおそれがあることを本発明者は知見した。
 また、特許文献1のように中和工程で水酸化ナトリウムを用いる場合、リチウム溶解液に多量のナトリウムが溶解するため、リチウム溶解液から回収される炭酸リチウムには0.5質量%以上のナトリウムが含有される場合があり、リチウムイオン二次電池に使用可能な品質の炭酸リチウムを回収できない場合があることを本発明者は知見した。また、酸浸出工程における酸性溶液として硫酸を用いる場合、リチウム溶解液に硫酸イオンが含まれるためにその液から回収される炭酸リチウムには0.5質量%以上のSOが含有される場合があり、リチウムイオン二次電池に使用可能な品質の炭酸リチウムを回収できない場合があることを本発明者は知見した。また、特許文献1では、コバルト又はニッケル等も浸出し中和工程で水酸化物の沈殿を形成するが、この残渣量が多くなり多量のリチウムを残渣側にロスする場合があることを本発明者は知見した。
 上記特許文献2には、イオン交換樹脂によりカルシウムを吸着除去できるという記載があるが、イオン交換樹脂によりカルシウムを吸着除去する場合、リチウムもイオン交換樹脂に吸着されることがあり、更にイオン交換樹脂ではカルシウムの吸着除去が十分ではないことを本発明者は知見した。
 また、特許文献2では、中和工程でアルカリとして消石灰を用いているが、中和工程で得られた液のpHがアルカリであるために空気中のCOを吸収して液中のカルシウムイオンが炭酸カルシウムとして析出し、この炭酸カルシウムがイオン交換樹脂に通水されることで樹脂塔の閉塞トラブルが発生し、カルシウム吸着除去量の低下が生じる場合があることを本発明者は知見した。
 本発明は、従来における諸問題を解決し、以下の目的を達成することを課題とする。即ち、本発明は、リチウムイオン二次電池からホウ素品位1ppm未満かつカルシウム品位100ppm以下である高品質な炭酸リチウムを高回収率で回収できる有価物の回収方法を提供することを目的とする。
 前記課題を解決するための手段としては、以下のとおりである。即ち、
 <1> リチウムイオン二次電池からホウ素品位1ppm未満かつカルシウム品位100ppm以下である炭酸リチウムを回収する有価物の回収方法であって、
 前記リチウムイオン二次電池を660℃以上の温度で熱処理することにより、熱処理物を得る熱処理工程と、
 前記熱処理物を破砕した破砕物を分級することにより、前記有価物を含む、粗粒産物と細粒産物とを得る破砕・分級工程と、
 前記細粒産物を水に浸けることにより細粒産物スラリーとするスラリー化工程と、
 前記細粒産物スラリーを湿式磁選することにより、磁着物と非磁着物スラリーとに選別する湿式磁選工程と、
 前記非磁着物スラリーおよび/又は前記非磁着物スラリーを固液分離して得た非磁着物に硫酸を添加し、pHを0以上3.5以下として非磁着物を浸出した後に固液分離して酸浸出液と酸浸出残渣を得る酸浸出工程と、
 前記酸浸出液を水酸化カルシウムで中和する中和工程と、
 前記中和工程で得られた液を固液分離する中和ケーク固液分離工程と、
 前記中和ケーク固液分離工程で得られた液に対してCOを添加する炭酸カルシウム晶析工程と、
 前記炭酸カルシウム晶析工程で得られた液を固液分離する炭酸カルシウム固液分離工程と、
 前記炭酸カルシウム固液分離工程後に、キレート樹脂によりカルシウムを吸着除去するカルシウム吸着除去工程と、
 を含むことを特徴とする有価物の回収方法である。
 <2> 前記炭酸カルシウム晶析工程におけるCOの添加量が、前記中和ケーク固液分離工程で得られた液のカルシウムイオンに対するモル比で0.1以上、かつリチウムイオンに対するモル比で0.5以下である、前記<1>に記載の有価物の回収方法である。
 <3> 前記キレート樹脂がイミノジ酢酸基を有するキレート樹脂である、前記<1>から<2>のいずれかに記載の有価物の回収方法である。
 <4> 前記炭酸カルシウム晶析工程後に、炭酸カルシウム晶析工程で得られた液に含まれるリチウムを電気透析により濃縮する第1の濃縮工程を含む、前記<1>に記載の有価物の回収方法である。
 <5> 前記カルシウム吸着除去工程後に、カルシウム吸着除去後液に含まれるリチウムを電気透析により濃縮する第2の濃縮工程を含む、前記<1>に記載の有価物の回収方法である。
 <6> 前記第1又は第2の濃縮工程後の濃縮液に炭酸を添加して炭酸リチウムを晶析する炭酸リチウム晶析工程を含む、前記<4>から<5>のいずれかに記載の有価物の回収方法である。
 <7> 前記炭酸リチウムを温水で洗浄して硫酸品位およびナトリウム品位がいずれも0.5質量%以下である炭酸リチウムを得る、前記<6>に記載の有価物の回収方法である。
 <8> 前記炭酸リチウムのカリウム品位が50ppm以下である、前記<1>から<2>のいずれかに記載の有価物の回収方法である。
 本発明によると、従来における諸問題を解決することができ、リチウムイオン二次電池からホウ素品位1ppm未満かつカルシウム品位100ppm以下である高品質な炭酸リチウムを高回収率で回収できる有価物の回収方法を提供することができる。
図1は、第1の実施形態に係る有価物の回収方法の処理の流れの一例を示す図である。 図2は、第2の実施形態に係る有価物の回収方法の処理の流れの一例を示す図である。
(有価物の回収方法)
 本発明の有価物の回収方法は、熱処理工程と、破砕・分級工程と、スラリー化工程と、湿式磁選工程と、酸浸出工程と、中和工程と、中和ケーク固液分離工程と、炭酸カルシウム晶析工程と、炭酸カルシウム固液分離工程と、カルシウム吸着除去工程とを含み、第1の濃縮工程、第2の濃縮工程、および炭酸リチウム晶析工程を含むことが好ましく、更に必要に応じてその他の工程を含む。
 本発明の有価物の回収方法によると、リチウムイオン二次電池からホウ素品位1ppm未満かつカルシウム品位100ppm以下である高品質な炭酸リチウムを高回収率で回収できる。また、前記有価物の回収方法によると、少ない工程数でかつ短時間で効率よく高品質な炭酸リチウムを回収することができる。
 本発明の有価物の回収方法は、リチウムイオン二次電池から有価物を回収するための方法である。
 ここで、有価物とは、廃棄せずに取引対象たりうる価値のあるものを意味し、例えば、各種金属などが挙げられる。リチウムイオン二次電池における有価物としては、例えば、高品位の炭素(C)濃縮物、銅(Cu)、アルミニウム(Al)、リチウム(Li)、コバルト(Co)、ニッケル(Ni)などが挙げられる。これらの中でも、ホウ素品位1ppm未満かつカルシウム品位10ppm未満である高品質な炭酸リチウムが該当する。
-リチウムイオン二次電池-
 リチウムイオン二次電池としては、特に制限はなく、目的に応じて適宜選択することができ、例えば、リチウムイオン二次電池の製造過程で発生した不良品のリチウムイオン二次電池、使用機器の不良、使用機器の寿命などにより廃棄されるリチウムイオン二次電池、寿命により廃棄される使用済みのリチウムイオン二次電池などが挙げられる。
 リチウムイオン二次電池の形状、構造、大きさ、および材質としては、特に制限はなく、目的に応じて適宜選択することができる。
 リチウムイオン二次電池の形状としては、特に制限はなく、目的に応じて適宜選択することができ、例えば、ラミネート型、円筒型、ボタン型、コイン型、角型、平型などが挙げられる。
 また、リチウムイオン二次電池の形態としては、特に制限はなく、目的に応じて適宜選択することができ、例えば、バッテリーセル、バッテリーモジュール、バッテリーパックなどが挙げられる。ここで、バッテリーモジュールは、単位電池であるバッテリーセルを複数個接続して一つの筐体にまとめたものを意味し、バッテリーパックとは、複数のバッテリーモジュールを一つの筐体にまとめたものを意味する。また、バッテリーパックは、制御コントローラー又は冷却装置を備えたものであってもよい。
 リチウムイオン二次電池としては、例えば、正極と、負極と、セパレーターと、電解質および有機溶剤を含有する電解液と、正極、負極、セパレーター、および電解液を収容する電池ケースである外装容器と、を備えたものなどが挙げられる。なお、リチウムイオン二次電池は、正極および負極などが脱落した状態であってもよい。
--正極--
 正極としては、正極活物質を有していれば特に制限はなく、目的に応じて適宜選択することができる。
 正極の形状としては、特に制限はなく、目的に応じて適宜選択することができ、例えば、平板状、シート状などが挙げられる。
---正極集電体---
 正極集電体としては、その形状、構造、大きさ、および材質などに、特に制限はなく、目的に応じて適宜選択することができる。
 正極集電体の形状としては、例えば、箔状などが挙げられる。
 正極集電体の材質としては、例えば、ステンレススチール、ニッケル、アルミニウム、銅、チタン、タンタルなどが挙げられる。これらの中でも、アルミニウムが好ましい。
 正極材としては、特に制限はなく、目的に応じて適宜選択することができ、例えば、リチウムを含有する正極活物質を少なくとも含み、必要により導電剤と、結着樹脂とを含む正極材などが挙げられる。
 正極活物質としては、例えば、LMO系と称されるマンガン酸リチウム(LiMn)、LCO系と称されるコバルト酸リチウム(LiCoO)、3元系およびNCM系と称されるLiNiCoMn(x+y+z=1)、NCA系と称されるLiNiCoAl(x+y+z=1)、リン酸鉄リチウム(LiFePO)、コバルト・ニッケル酸リチウム(LiCo1/2Ni1/2)、チタン酸リチウム(LiTiO)などが挙げられる。また、正極活物質としては、これらの材料を組合せて用いてもよい。
 導電剤としては、特に制限はなく、目的に応じて適宜選択することができ、例えば、カーボンブラック、グラファイト、カーボンファイバー、金属炭化物などが挙げられる。
 結着樹脂としては、特に制限はなく、目的に応じて適宜選択することができ、例えば、フッ化ビニリデン、四フッ化エチレン、アクリロニトリル、エチレンオキシド等の単独重合体又は共重合体、スチレン-ブタジエンゴムなどが挙げられる。
--負極--
 負極としては、カーボン(C)を含有する負極活物質を有していれば特に制限はなく、目的に応じて適宜選択することができる。
 負極の形状としては、特に制限はなく、目的に応じて適宜選択することができ、例えば、平板状、シート状などが挙げられる。
---負極集電体---
 負極集電体としては、その形状、構造、大きさ、および材質などに、特に制限はなく、目的に応じて適宜選択することができる。
 負極集電体の形状としては、例えば、箔状などが挙げられる。
 負極集電体の材質としては、例えば、ステンレススチール、ニッケル、アルミニウム、銅、チタン、タンタルなどが挙げられる。これらの中でも、銅が好ましい。
 負極活物質としては、カーボン(C)を含有するものであれば特に制限はなく、目的に応じて適宜選択することができ、例えば、グラファイト、ハードカーボン等の炭素材料などが挙げられる。また、負極活物質としては、チタネイト、シリコンなどの非炭素材料がカーボンに組合せて用いてられていてもよい。
 また、リチウムイオン二次電池の外装容器(筐体)の材質としては、特に制限はなく、目的に応じて適宜選択することができ、例えば、アルミニウム、鉄、ステンレススチール、樹脂(プラスチック)などが挙げられる。
 以下、本発明の有価物の回収方法における各工程について、詳細に説明する。
<熱処理工程>
 熱処理工程は、リチウムイオン二次電池を熱処理することにより、熱処理物を得る工程である。熱処理物(焙焼物)とは、リチウムイオン二次電池を熱処理して得られたものを意味する。
 熱処理工程における熱処理を行う手法としては、特に制限はなく、目的に応じて適宜選択することができ、例えば、公知の焙焼炉により対象物を加熱することにより熱処理を行うことができる。
 焙焼炉としては、特に制限はなく、目的に応じて適宜選択することができ、例えば、ロータリーキルン、流動床炉、トンネル炉、マッフル炉等のバッチ式炉、キュポラ、ストーカー炉などが挙げられる。
 熱処理に用いる雰囲気としては、特に制限はなく、目的に応じて適宜選択することができ、例えば、大気雰囲気、不活性雰囲気、還元性雰囲気、低酸素雰囲気などが挙げられる。
 大気雰囲気(空気雰囲気)とは、酸素が約21体積%、窒素が約78体積%の大気(空気)を用いた雰囲気を意味する。
 不活性雰囲気とは、窒素又はアルゴンからなる雰囲気を例示できる。
 還元性雰囲気とは、例えば、窒素又はアルゴン等の不活性雰囲気中にCO、H、HS、SOなどを含む雰囲気を意味する。
 低酸素雰囲気とは、酸素分圧が11%以下である雰囲気を意味する。
<<熱処理の条件>>
 対象物を熱処理(加熱)する条件(熱処理条件)としては、対象物の各構成部品を、後述する破砕・分級工程において分離して破砕可能な状態とすることができる条件であれば特に制限はなく、目的に応じて適宜選択することができる。
 ここで、熱処理条件としては、例えば、熱処理温度、熱処理時間などが挙げられる。
 熱処理温度とは、熱処理時の対象物であるリチウムイオン二次電池の温度のことを意味する。熱処理温度は、熱処理中の対象物に、カップル、サーミスタなどの温度計を差し込むことにより、測定することができる。
 熱処理における温度(熱処理温度)としては、660℃以上であり、700℃以上1,080℃以下が好ましく、750℃以上900℃以下がより好ましい。熱処理温度を660℃以上とすることにより、外装容器などに用いられるアルミニウム(Al)部材を熔融し、他リチウムイオン二次電池構成物から分離でき、一方正極集電体に用いられる箔状Alを脆化して後工程の破砕工程および分級工程で細粒産物に回収することにより、この細粒産物中のAlを中和工程でのホウ素除去に利用できる。また、熱処理温度を660℃以上とすることによって、正極活物質に含まれるコバルト酸化物およびニッケル酸化物のメタルへの還元が生じる。また、これらのメタルを後段の磁選において磁着し易い粒径まで成長させることができる。この粒径増加はより高温度で熱処理するほど生じやすい。また、正極活物質中のLiがLiFやLiOなどに分解することで、磁着物側(コバルト酸化物に未分解の正極活物質が巻き込まれて回収される場合がある)へのリチウムのロスを低減できる。
 また、リチウムイオン二次電池の外装容器には、熱処理温度より高い融点を有する材料が用いられることが好ましい。
 リチウムイオン二次電池の外装容器に熱処理温度より低い融点を有する材料が用いられる場合は、酸素濃度が11vol%以下の低酸素雰囲気下、又は、少なくとも焙焼中のリチウムイオン二次電池内部(特に、リチウムイオン二次電池の外装容器内に配置された正極集電体と負極集電体)において酸素濃度が11vol%以下となるように、熱処理することが好ましい。
 また、低酸素雰囲気の実現方法としては、例えば、リチウムイオン二次電池、正極、又は負極を、酸素遮蔽容器に収容し熱処理してもよい。酸素遮蔽容器の材質としては、熱処理温度以上の融点である材質であれば、特に制限はなく、目的に応じて適宜選択することができ、例えば、熱処理温度が800℃である場合は、この熱処理温度よりも高い融点を有する鉄、ステンレス鋼などが挙げられる。
 リチウムイオン二次電池又は積層体中の電解液燃焼によるガス圧を放出するために、酸素遮蔽容器には開口部を設けることが好ましい。開口部の開口面積は、開口部が設けられている外装容器の表面積に対して12.5%以下となるように設けることが好ましい。開口部の開口面積は、開口部が設けられている外装容器の表面積に対して6.3%以下であることがより好ましい。開口部は、その形状、大きさ、および形成箇所などについては特に制限はなく、目的に応じて適宜選択することができる。
 前記酸素遮蔽容器にリチウムイオン二次電池を収容した状態で熱処理することで、負極活物質のカーボンを燃焼させることなく残存させることができ、炭素の回収率を向上できる。
 リチウムイオン二次電池を熱処理する時間(熱処理時間)としては、特に制限はなく、目的に応じて適宜選択することができるが、1分間以上5時間以下が好ましく、1分間以上2時間以下がより好ましい。熱処理時間はリチウムを含む化合物が所望の温度まで到達する熱処理時間であればよいが、昇温速度を緩やかにすることで正極活物質の分解を促進し、磁着物側へのリチウムのロスを低減できる。加えて、後述の非磁着物の酸浸出における酸使用量を低減できる。また、昇温した後に、温度を保持する時間は短くても構わない。熱処理時間が5時間を超えると、炭素の燃焼によるロスが生じ、分級工程で粗粒産物に回収される銅などの金属が酸化し有価物としての品質が低下し、また熱処理にかかる燃料および電力コストが上昇するため、熱処理時間は5時間以下が好ましい。
 熱処理時間が、上記好ましい時間であると、熱処理にかかるコストおよび生産性の点から有利である。
 また、本発明の有価物の回収方法においては、熱処理温度を660℃以上とすることによって、外装容器由来のアルミニウムを溶融させて分離することができる。
 また、本発明の有価物の回収方法においては、熱処理工程によって、正極活物質が十分に分解され、水に溶けやすい炭酸リチウムおよび酸化リチウムの形態となり、水での浸出率が高くなる一方、外装容器、正極集電体等に含まれるアルミニウムが反応して水に難溶なアルミン酸リチウム(LiAlO)も生じる。この場合でも、酸浸出工程においてアルミン酸リチウムを溶解することができるので、高い回収率でリチウム(Li)を回収することができる。
<破砕・分級工程(破砕処理)>
 破砕・分級工程(破砕処理)には、熱処理物(リチウムイオン二次電池を熱処理したもの)を破砕することにより、破砕物を得る処理を含む。
 破砕処理としては、熱処理物(焙焼物)を破砕して破砕物を得ることができれば特に制限はなく、目的に応じて適宜選択することができる。また、破砕物とは、熱処理物を破砕したものを意味する。
 破砕処理としては、例えば、熱処理物を衝撃により破砕して破砕物を得ることが好ましい。また、リチウムイオン二次電池の外装容器が熱処理中に溶融しない場合には、熱処理物に衝撃を与える前に、切断機により熱処理物を切断する予備破砕しておくことがより好ましい。
 破砕処理は湿式で行ってもよい。この場合、破砕時のカーボン、コバルト、ニッケル等の正極および負極活物質の飛散によるロスを防止でき、このロスを防ぐための集塵装置を削減できる。また、破砕処理時点において熱処理物中の全ての水溶性リチウムを水中に回収可能である。
 衝撃により破砕を行う方法としては、例えば、回転する打撃板により熱処理物を投げつけ、衝突板に叩きつけて衝撃を与える方法、回転する打撃子(ビーター)により熱処理物を叩く方法などが挙げられ、例えば、ハンマークラッシャーなどにより行うことができる。また、衝撃により破砕を行う方法としては、例えば、セラミックなどのボールにより熱処理物を叩く方法でもよく、この方法は、ボールミルなどにより行うことができる。また、衝撃による破砕は、例えば、圧縮による破砕を行う刃幅、刃渡りの短い二軸破砕機等を用いて行うこともできる。
 更に、衝撃により破砕を行う方法としては、例えば、回転させた2本のチェーンにより、熱処理物を叩いて衝撃を与える方法なども挙げられ、例えば、チェーンミルなどにより行うことができる。
 衝撃により熱処理物を破砕することで、正極集電体(例えば、アルミニウム(Al))の破砕が促進されるが、形態が著しく変化していない負極集電体(例えば、銅(Cu))は、箔状などの形態で存在する。そのため、破砕・分級工程において、負極集電体は切断されるにとどまるため、後述する破砕・分級工程において、正極集電体由来の有価物(例えば、アルミニウム)と負極集電体由来の有価物(例えば、銅(Cu))とを、効率的に分離できる状態の破砕物を得ることができる。
 破砕処理における破砕時間としては、特に制限はなく、目的に応じて適宜選択することができるが、リチウムイオン二次電池1kgあたりの破砕時間としては、1秒間以上30分間以下が好ましく、2秒間以上10分間以下がより好ましく、3秒間以上5分間以下が特に好ましい。
<破砕・分級工程(分級処理)>
 破砕・分級工程(分級処理)は、破砕物を分級することにより、有価物を含む、粗粒産物と細粒産物とを得る処理を含む。
 分級処理としては、破砕物を分級して粗粒産物(篩上物)と細粒産物(篩下物)を得ることができれば、特に制限はなく、目的に応じて適宜選択することができる。
 分級方法としては、特に制限はなく、目的に応じて適宜選択することができ、例えば、振動篩、多段式振動篩、サイクロン、JIS Z8801の標準篩などを用いて行うことができる。分級により、銅(Cu)、鉄(Fe)等を粗粒産物中に分離でき、リチウム、コバルト、ニッケル、又は炭素を細粒産物中に濃縮できる。
 分級処理は湿式で行ってもよい。この場合、破砕時のカーボン、コバルト、ニッケル等の正極および負極活物質の飛散によるロスを防止でき、このロスを防ぐための集塵装置を削減できる。分級前に前記飛散防止のために破砕物を調湿してもよい。調湿方法としては水を霧状に噴霧することを用いてもよい。こうすることで、破砕物に水を散水する際のカーボン、コバルト、ニッケルの飛散を防ぐことができる。
 分級の粒度(分級点、篩の目開き)としては、特に制限はなく、目的に応じて適宜選択することができる。分級により、銅(Cu)、鉄(Fe)、アルミニウム(Al)等を粗粒産物中に分離し、炭素(C)、リチウム(Li)、コバルト(Co)、ニッケル(Ni)、マンガン(Mn)等を細粒産物中に濃縮することを目的とする場合は、分級の粒度としては、0.15mm以上2.4mm以下が好ましく、0.3mm以上1.7mm以下がより好ましい。分級の粒度が2.4mm以下であると、細粒産物中への銅(Cu)、鉄(Fe)、アルミニウム(Al)等の混入を抑制できる。分級の粒度が0.15mm以上であると、粗粒産物中への炭素(C)、リチウム(Li)、コバルト(Co)、ニッケル(Ni)、マンガン(Mn)等の混入を抑制できる。
 また、分級方法として篩を用いる場合に、篩上に解砕促進物として、例えば、ステンレス球又はアルミナボールを載せて分級を行うことにより、大きな破砕物に付着している小さな破砕物を、大きな破砕物から分離させることにより、大きな破砕物と小さな破砕物を、より効率的に分離することができる。こうすることにより、回収する金属の品位を更に向上させることができる。
 なお、破砕処理と分級処理は、同時進行で行うこともできる。例えば、熱処理工程で得られた熱処理物を破砕しながら、破砕物を粗粒産物と細粒産物とに分級する破砕・分級工程(破砕および分級)として行ってもよい。
 なお、粗粒産物と細粒産物との分級を複数回繰り返してもよい。この再度の分級により、各産物の不純物品位を更に低減することができる。
 例えば、細粒産物のコバルト(Co)およびニッケル(Ni)の品位を高める観点から、例えば、1.2mm超、0.3mm以上1.2mm以下、の各分級点で2段の篩分けを行うことによって、1段目では銅又は鉄などのコバルトおよびニッケルよりも平均粒径が大きいリチウムイオン二次電池の構成部材を篩上に分離でき、2段目の篩上には負極集電体の銅や正極集電体のアルミニウムとの単体分離が不十分なコバルトおよびニッケルが回収され、2段目の篩下にはコバルト、ニッケルおよびカーボンが回収される。この2段目の篩上を再度破砕しコバルトおよびニッケルとアルミニウムの単体分離を促進したうえで再度篩い分けし篩下にコバルトおよびニッケルを回収してもよい。
<スラリー化工程>
 スラリー化工程は、前記破砕・分級工程で得られた細粒産物を水に浸けることにより細粒産物スラリーとする工程である。
 前記スラリー化工程としては、前記破砕・分級工程において回収した細粒産物を水に浸けてスラリーを得ることができる工程であれば特に制限はなく、目的に応じて適宜選択することができる。
 前記破砕工程又は分級工程を湿式で行う場合は、前記破砕工程又は分級工程をスラリー化工程としてもよい。
 細粒産物を浸出させる水としては、特に制限はなく、目的に応じて適宜選択することができ、例えば、工業用水、水道水、イオン交換水、限外濾過水、逆浸透水、蒸留水等の純水、超純水などが挙げられる。これらの中でも、製造コストが比較的低く、かつ炭酸リチウムの不純物となるカリウムの濃度が低いことから、イオン交換水を用いることが好ましい。
 ここで、スラリー化工程における細粒スラリー化手法としては、特に制限はなく、目的に応じて適宜選択することができ、例えば、単に細粒産物を水に投入しておく手法、細粒産物を水に投入して攪拌する手法、細粒産物を水に投入して、超音波を当てながら緩やかに攪拌する手法、細粒産物に水を添加する方法、細粒産物に水を霧状に噴霧して調湿したうえで水に投入する方法、などが挙げられる。細粒産物を水に投入して攪拌する手法が好ましく、細粒産物に水を霧状に噴霧して調湿したうえで水に投入する方法、がより好ましい。この方法により、細粒産物の発塵を防ぎながら磁選が可能となる。
 スラリー化工程における固液比は、特に制限はなく、目的に応じて適宜選択することができるが、5%以上67%以下が好ましく、10%以上40%以下がより好ましい。固液比が5%未満であると、浸出液に溶解するリチウムの濃度が低下し、リチウムの回収率および濃縮効率が低下し易い。固液比が67%を超えると、リチウムの水への浸出率が低下する場合があり、スラリーを希釈せずに次工程に送液した場合、配管の閉塞等の問題を生じる場合があり、また後述の湿式磁選工程にスラリーを供給した場合、磁着物へのコバルト・ニッケルの回収率および非磁着物への炭素の回収率が低下する(つまりコバルトおよびニッケルと炭素の分離成績が低下する)場合がある。
 スラリー化工程におけるスラリーの攪拌速度としては、特に制限はなく、目的に応じて適宜選択することができ、例えば、400rpmとすることができる。
 スラリー化工程における攪拌時間としては、特に制限はなく、目的に応じて適宜選択することができ、例えば、1時間とすることができる。
<湿式磁選工程>
 湿式磁選工程は、細粒産物スラリーを湿式磁選することにより、磁着物と非磁着物スラリーとに選別する。なお、「非磁着物スラリー」とは、非磁着物を含む懸濁液を意味する。
 前記湿式磁選工程としては、湿式磁選により、細粒産物スラリーを、磁着物と非磁着物スラリーとに選別できる工程であれば特に制限はなく、目的に応じて適宜選択することができる。
 本発明においては、磁着物としてコバルトおよびニッケルを非磁着物スラリーから分離することで、酸浸出時にコバルトおよびニッケルに消費される分の酸および中和剤の使用量を低減できる。
 磁着物はコバルトおよびニッケル品位が高く、また、不純物品位が低い。このため、湿式磁選工程で得られたコバルトおよびニッケルを酸浸出、中和、溶媒抽出などの追加のCoおよびNiの濃縮工程を必要とせず、そのまま、二次電池の製造材料を得るための原料(例えば、硫酸コバルト、硫酸ニッケルなど)、又はコバルトおよびニッケルの製錬原料として利用できる。
 また、磁着物中のリチウムは、これら二次電池の製造材料を得るプロセス、又はコバルトおよびニッケルの製錬原料を得るプロセスで炭酸リチウムもしくは水酸化リチウムとして回収してもよい。磁着物中のリチウムを回収することにより、リチウムイオン二次電池に含まれていたリチウムのうち10質量%以上を炭酸リチウムもしくは水酸化リチウムとして回収できる。
 ここで、磁着物とは、磁力(磁界)を発生させる磁力源(例えば、磁石、電磁石など)が発生させた磁力により、当該磁力源との間で引力を生じて、当該磁力源側に吸着可能なものを意味する。磁着物としては、例えば、強磁性体の金属などが挙げられる。強磁性体の金属としては、例えば、鉄(Fe)、ニッケル(Ni)、コバルト(Co)などが挙げられる。
 非磁着物とは、上記磁力源が発生させた磁力では、当該磁力源側に吸着されないものを意味する。前記非磁着物としては、特に制限はなく、目的に応じて選択することができる。また、金属の非磁着物としては、例えば、常磁性体又は半磁性体の金属などが挙げられる。常磁性体又は半磁性体の金属としては、例えば、アルミニウム(Al)、マンガン(Mn)、金(Au)、銀(Ag)、銅(Cu)などが挙げられる。
 湿式磁選工程は、特に制限はなく、公知の湿式の磁力選別機(磁選機)などを用いて行うことができる。
 本発明で用いることができる湿式の磁力選別機としては、特に制限はなく、目的に応じて適宜選択することができ、例えば、ドラム型磁選機、高勾配磁選機などが挙げられる。
 湿式磁選工程を行う際の湿式磁選の条件としては、特に制限はなく、目的に応じて適宜選択することができる。
 湿式磁選工程では、例えば、磁着物としてコバルト(Co)、ニッケル(Ni)、コバルトと一体化しているマンガン(Mn)などが回収される。
 ここで、破砕・分級工程で得られた細粒産物を磁選する際に、例えば、乾式で磁選した場合、粒子間の付着水分により粒子の凝集が生じ、負極集電体由来金属粒子および細粒産物に10%以上含まれる負極活物質微粒子とコバルトおよびニッケル粒子を十分に分離できない場合がある。このため、本発明では、湿式磁選工程において、負極活物質由来の物質と負極集電体由来金属を非磁着物スラリーに分離し、コバルトおよびニッケルを磁着物として回収することが好ましい。
 湿式磁選に供給するスラリーの固液比は、特に制限はなく、目的に応じて適宜選択することができるが、5%以上67%以下が好ましく、10%以上40%以下がより好ましい。固液比が5%未満であると、湿式磁選機内でのコバルトおよびニッケルの磁着物として回収率が低下することがある。固液比が67%を超えると、スラリー供給時のポンプの閉塞などの問題が生じやすく、またコバルトおよびニッケル(磁着物)とカーボン等の非磁着物の分離成績が低下することがある。
 スラリーはスラリー化工程で得られた細粒産物スラリーをそのまま供給してもよく、スラリー化工程で得られた細粒産物スラリーを沈降分離等の固液分離により濃縮もしくは希釈し固液比を調整してもよい。また、細粒産物スラリーに水を加えて希釈し固液比を調整してもよい。
 スラリーの供給方法としては、特に制限はなく、目的に応じて適宜選択することができるが、タンク内のスラリーを攪拌しながらポンプで供給してもよい。
 湿式磁選で用いる磁選機の磁場強度は、500G以上20,000G以下が好ましく、1,000G以上10,000G以下がより好ましく、1,500G以上8,000G以下が特に好ましい。磁場強度が500G未満であると、微粒のコバルトおよびニッケルの粒子を磁着しにくく、コバルトおよびニッケルの磁着物への回収率が低下し易いことがある。一方、磁場強度が20,000Gを超えると、コバルトおよびニッケル以外の不純物の磁着物への回収率が増加し、磁着物中のコバルトおよびニッケル品位が低下することがある。
 湿式磁選工程で回収した磁着物には水分が含まれるため、これを濾紙、フィルタープレス、又は遠心分離機などを用いて固液分離することや、風乾することや、乾燥機での加熱乾燥により水分を除去してもよい。
 得られた磁着物を水洗後に固液分離してもよく、この場合、スラリー化工程で磁着物から除去できなかったフッ素を、例えば1%未満に低減できる。この水洗は、例えば、固液分離装置としてフィルタープレスを用いた場合は、フィルタープレス内の磁着物を含む濾室内に注水することで実施できる。水洗に用いる重量としては、酸浸出残渣1kgに対して水0.1kg以上を通水することが好ましく、水1kg以上を通水することが特に好ましい。
 湿式磁選工程は複数回(多段)の湿式磁選を行ってもよい。例えば、1段目の湿式磁選工程で回収された磁着物に対し2段目の湿式磁選(精選)を行うことによって、磁着物のコバルト(Co)品位を向上できる。この場合、2段目の湿式磁選の条件は1段目と異なっていてもよく、1段目の湿式磁選よりもより磁着物の回収が難となる条件(例えば、低い磁場強度、高い磁選機ドラム回転数、高いフィード速度など)を設定することで、2段目の湿式磁選で回収される磁着物のコバルト(Co)品位を1段目の湿式磁選で回収される磁着物のコバルト(Co)品位よりも高めることができ、また非磁着物スラリーとして回収されるカーボン(C)の回収率を1段の湿式磁選を実施する場合に比べて向上できる。
 また、別の例としては、1段目の湿式磁選工程で回収された非磁着物スラリーに対し2段目の湿式磁選(清掃選)を行うことによって、非磁着物スラリーのコバルト(Co)品位を低減できる。この場合、2段目の湿式磁選の条件は1段目と異なっていてもよく、1段目の湿式磁選よりもより磁着物の回収が易容易となる条件(例えば、高い磁場強度、低い磁選機ドラム回転数、低いフィード速度など)を設定することで、2段目の湿式磁選で回収される非磁着物スラリーのコバルト品位を1段目の湿式磁選で回収されるコバルト品位よりも低減でき、また磁着物として回収されるコバルトの回収率を1段の湿式磁選を実施する場合に比べて向上できる。湿式磁選で得られた非磁着物スラリーに水を加えてもよい。リチウム(Li)濃度の調整により、後述する中和工程に示すように、中和残渣へのリチウムのロスを防ぐことができる。
<酸浸出工程>
 酸浸出工程は、前記非磁着物スラリーおよび/又は非磁着物スラリーを固液分離して得た非磁着物に硫酸を添加し、pHを0以上3.5以下として非磁着物を浸出した後に固液分離して酸浸出液と酸浸出残渣を得る。
 得られた酸浸出液には、炭酸リチウムやフッ化リチウム、酸化リチウムなどの水溶性のリチウムおよび難水溶性のLiAlO(アルミン酸リチウム)由来のリチウムが溶解している。一方、得られた酸浸出残渣には、炭素(C)が高品位で濃縮するため、炭素(C)濃縮物として回収および利用することができる。
 前記酸浸出液と酸浸出残渣(炭素濃縮物)は、例えば、濾紙、フィルタープレス、又は遠心分離機などを用いて固液分離する手法が好ましい。
 前記酸浸出工程では酸性溶液として硫酸を用いる。添加する硫酸の濃度は、5質量%以上90質量%以下が好ましく、10質量%以上80質量%以下がより好ましい。このような濃度の硫酸を用いることで、酸浸出工程での酸性溶液(前記添加する硫酸由来の硫酸のほか、リチウムイオン二次電池の電解質のフッ素由来のフッ酸を含む)の発熱および浸出に用いるタンクの劣化を抑制できる。
 前記酸浸出工程で用いる酸性溶液のpHは0以上3.5以下であり、0以上3以下がより好ましく、1以上3以下が更に好ましく、1.5以上2.5以下が特に好ましい。pHが3.5を超えると、濾過残渣中のアルミン酸リチウムが有効に溶解しない。ここで、酸性溶液のpHは酸浸出工程の終期のpHを意味する。酸性溶液のpHが0以上3.5以下であると、非磁着物中のリチウムを80%以上浸出でき、かつ炭素品位が80%以上の炭素濃縮物(酸浸出残渣)が得られる。pH0以上3以下では、pH0の場合と比べリチウムの酸浸出率を低下させることなく、酸の添加量を抑制してリチウムを浸出できることから好ましい。pHが1.5以上2.5以下では、pH0の場合と比べてリチウムの酸浸出率を低下させることなく浸出でき、かつ非磁着物スラリーに含まれる銅の浸出を抑制でき、より不純物濃度の小さい酸浸出液が得られ、特に好適である。なお、酸浸出残渣(炭素濃縮物)に含有される銅は製錬原料(還元剤)として用いる場合は問題を生じないことがあり、また酸浸出残渣に酸化剤を添加した酸浸出を実施することにより、銅を浸出液に除去し、より高品位の炭素濃縮物の回収が可能である。
 pHが0未満であると、酸浸出液中の硫酸イオン濃度が高くなり、中和工程で生じる中和ケーク中へのリチウムのロスが大きくなる。
 酸浸出液のリチウム濃度および硫酸イオン濃度は、中和工程での中和ケークの多量発生によるリチウムの共沈・吸着ロス低減のため、リチウム濃度は4,000mg/L未満、硫酸イオン濃度は60,000mg/L以下とすることが好ましい。
 ここで、酸浸出工程における浸出手法としては、特に制限はなく、目的に応じて適宜選択することができ、例えば、単に非磁着物スラリーを酸に投入しておく手法、非磁着物スラリーを酸に投入して攪拌する手法、非磁着物スラリーを酸に投入して、攪拌する手法、非磁着物スラリーに酸を添加する方法、非磁着物スラリーに酸を添加した後に攪拌する方法などが挙げられる。酸浸出手法としては、例えば、非磁着物スラリーに酸を添加する方法が好ましく、非磁着物スラリーに酸を添加した後に攪拌する方法がより好ましい。非磁着物スラリーに酸を添加することで、非磁着物と酸が反応する際の発熱による局所的な温度上昇および突沸を抑制できる。
 酸浸出工程における硫酸の攪拌速度としては、特に制限はなく、目的に応じて適宜選択することができ、例えば、200rpmとすることができる。
 酸浸出の際の液温は、0℃以上80℃以下が好ましく、10℃以上60℃以下がより好ましい。酸浸出液にはリチウムイオン二次電池の電解液中の電解質であるLiPF(六フッ化リン酸リチウム)に由来するフッ素がフッ酸として溶解しており、酸浸出の際の液温を60℃以下とすることによって、有害かつ腐食性ガスであるフッ酸蒸気の発生を抑制できる。
 酸浸出においては、酸化剤を添加してもよい。酸化剤を添加することで、銅等の酸に溶解しがたい不純物(例えば、銅)の溶解を促進し、炭素(C)濃縮物(酸浸出残渣)の炭素(C)品位をより向上できる。酸化剤としては、特に制限はなく、目的に応じて適宜選択することができ、例えば、過酸化水素、次亜塩素酸、亜塩素酸、塩素酸、過塩素酸、ハロゲン、過マンガン酸塩、オゾン、空気などが挙げられる。
 酸浸出工程における浸出時間としては、特に制限はなく、目的に応じて適宜選択することができ、例えば、1時間とすることができる。
 酸浸出工程で得られた酸浸出残渣の炭素(C)品位は80%以上が好ましく、90%以上がより好ましい。
 また、酸浸出残渣(炭素(C)濃縮物)を製錬の還元剤として用いる場合、リン(P)は鉄鋼製錬における忌避元素であり、フッ素(F)は製錬の排ガス処理に負荷を与える元素であることから、リンおよびフッ素は可能な限り酸浸出残渣(炭素(C)濃縮物)から除去することが好ましい。
 更に、炭素(C)濃縮物は主な不純物として銅(Cu)を含む。この銅の分離は、分散剤によるカーボンの分散および銅の沈降、浮選による銅の尾鉱への回収、比重分離による銅の重産物への回収などにより行うことができる。
 酸浸出工程で得られた酸浸出液のリチウム(Li)濃度の調整を目的とし、酸浸出液に水を加えてもよい。リチウム(Li)濃度の低減により、後述する中和工程に示すように、浄液残渣へのリチウム(Li)のロスを防ぐことができる。
 酸浸出残渣は水洗してもよく、水洗後に固液分離してもよい。酸浸出残渣には酸性溶液が付着している場合があり、水洗することでこの酸性溶液の付着量を低減できる。例えば酸性溶液として硫酸を用いた場合は、酸浸出残渣を水洗後固液分離することで酸浸出残渣の硫酸品位を低減できる。この水洗は、例えば、固液分離装置としてフィルタープレスを用いた場合は、フィルタープレス内の酸浸出残渣を含む濾室内に注水することで実施できる。水洗に用いる重量としては、酸浸出残渣1kgに対して水0.1kg以上を通水することが好ましく、水1kg以上を通水することがより好ましい。
<中和工程>
 中和工程は、前記酸浸出工程で得られた酸浸出液を水酸化カルシウムで中和する工程である。
 中和工程は酸浸出液の中和とリチウム(Li)以外の不純物イオン(例えば、ホウ素イオン、フッ素イオン、硫酸イオン、コバルトイオン、ニッケルイオン、アルミニウムイオン、銅イオンなど)の固化(中和ケーク化)および固液分離による分離を目的とする。
 硫酸イオンおよびアルミニウムイオンが含まれる酸浸出液中に水酸化カルシウムを添加すると、中和後液中のホウ素イオン濃度を0.1mg/L未満に低減できることを本発明者は知見した。このメカニズムとしては、硫酸アルミニウムと水酸化カルシウムのエトリンガイト生成反応や浸出液中のリンおよびアンモニアイオン(熱処理により生じた窒化アルミニウム由来と考えられる)と水酸化カルシウムによるヒドロキシアパタイト生成反応によりホウ素が除去されたと考えられる。ホウ素除去のために、アルミニウムイオンを500mg/L以上含むことが好ましく、1,000mg/L以上含むことがより好ましい。このアルミニウムイオン濃度は細粒産物中に含まれるアルミニウム(主に正極集電体由来)を酸浸出時に溶解することで調整できる。また、前記反応により中和後液中のリン濃度を1mg/Lまで低減でき、回収した炭酸リチウム中のリン品位を10ppm未満にできる。
 中和工程は複数水準のpHでの中和および多段の固液分離を含んでいてもよい。例えば、一段目の中和をpH9で行った後に一段目の固液分離した液を、再度pH12までpH上昇(二段目の中和)させた後に二段目の固液分離を行ってもよい。
 アルカリとしては、少なくとも水酸化カルシウム(Ca(OH);消石灰)を用い、炭酸カルシウム、酸化カルシウム、アルミン酸カルシウム、リン酸カルシウムなどを2種類以上併用してもよい。前記アルカリの添加前に、硫酸アルミニウム、アルミン酸カルシウム、塩化アルミニウム、水酸化アルミニウム等のアルミニウム化合物を添加することにより、アルカリを単独で使用した場合よりも更にホウ素の除去量を低減できる場合がある。アルカリの添加は固体で添加してもよく、スラリー状で添加してもよい。
 硫酸イオンとカルシウムイオンが硫酸カルシウムを生成するため、固液分離で硫酸イオンを固体(硫酸カルシウム)として分離できる。
 中和後のpHは10.5以上14以下が好ましく、11以上13以下がより好ましい。ここで、溶液のpHは中和工程の終期のpHを意味する。pHが10.5以上14以下であることにより、カルシウムイオンの溶存量を低減できる(後段の炭酸カルシウム晶析工程およびカルシウム吸着除去工程の負荷を低減できる)一方、このカルシウムイオンの低濃度条件にも関わらず酸浸出液中のホウ素を効率的に除去できる。このことに加え、炭酸リチウム晶析工程で添加したCOをCO 2-イオンとして安定的に吸収および溶存できる。また、マンガンイオンを高い除去率で沈殿として除去できる。
 中和工程で得られたスラリーを固液分離して得られた液中のリチウム含有量は、細粒産物中に含まれていたリチウム含有量100質量%に対して、50質量%以上が好ましく、70質量%以上がより好ましい。
 中和工程で得られたスラリーもしくは該スラリーを固液分離して得られた液のリチウム濃度の調整を目的とし、これらスラリーもしくは液に水を加えてもよい。これらのリチウム(Li)濃度の低減により、リチウム(Li)のロスを防ぐことができる。
<中和ケーク固液分離工程>
 中和ケーク固液分離工程は、前記中和工程で得られた中和後液を固液分離する工程である。
 固液分離方法としては、特に制限はなく、目的に応じて適宜選択することができるが、濾紙等を用いた吸引濾過、フィルタープレス等を用いた加圧濾過、又は遠心分離機等を用いた遠心分離などにより固液分離する手法が好ましく、これらの中でも、加圧濾過が特に好ましい。加圧濾過を用いることにより、吸引濾過等の他の濾過方法と比べケーク中の含水率を効率的に低減でき、中和ケーク中へのリチウムのロスを低減できる。また、加圧濾過機内の中和ケークに通水することで、中和ケーク中の含水中のリチウムを通水液に回収できる。
<炭酸カルシウム晶析工程>
 炭酸カルシウム晶析工程は、前記中和ケーク固液分離工程で得られた液に対してCOを添加する工程である。
 前記中和ケーク固液分離工程で得られた液には、カルシウムイオンが100mg/L~1,000mg/L程度含まれる。この溶存したカルシウムと空気中のCOが反応し、炭酸カルシウムが晶析し、この液にカルシウム吸着除去工程を実施した場合、樹脂塔の閉塞や樹脂表面での炭酸カルシウムの付着等に伴うカルシウム吸着除去効率の低下が生じる場合がある。
 このため、前記炭酸カルシウム晶析工程では中和ケーク固液分離工程で得られた液に対しCOを添加してカルシウムを炭酸カルシウムとして晶析させ、カルシウムの溶存量を低下させる。
 COの添加方法としては、特に制限はなく、目的に応じて適宜選択することができ、例えば、液に対し空気等のCOを含む気体を添加する方法、炭酸ナトリウム等の炭酸塩を添加する方法などが挙げられる。
 COを含む気体を添加する方法としては、例えば、単に液を静置した状態でCOを含む気体中に放置する方法、液中にCOを含む気体を散気する方法、液中にCOを含むガスを吹き込みながら攪拌する方法などが挙げられる。
 COの添加量は、前記中和ケーク固液分離工程で得られた液のカルシウムイオンに対するモル比で0.1以上、かつリチウムイオンに対するモル比で0.5以下であることが好ましく、カルシウムイオンに対するモル比で0.5以上、かつリチウムイオンに対するモル比で0.25以下であることがより好ましく、カルシウムイオンに対するモル比で0.8以上、かつリチウムイオンに対するモル比で0.1以下であることが特に好ましい。カルシウムイオンに対するモル比で0.1以上のCOを供給することで、カルシウムイオンを炭酸カルシウムとして晶析できる。また、リチウムイオンに対するモル比で0.5以下のCOを供給することで、炭酸カルシウム晶析工程、カルシウム吸着除去工程、第1の濃縮工程および第2の濃縮工程での炭酸リチウムの晶析を防ぐことができる。
<炭酸カルシウム固液分離工程>
 炭酸カルシウム固液分離工程は、前記炭酸カルシウム晶析工程で得られた液を固液分離し、炭酸カルシウムを液から除去する工程である。
 固液分離方法としては、特に制限はなく、目的に応じて適宜選択することができ、例えば、濾紙等を用いた吸引濾過、フィルタープレス等を用いた加圧濾過、遠心分離機等を用いた遠心分離などで固液分離する手法が挙げられる。これらの中でも、加圧濾過が特に好ましい。加圧濾過を用いることにより、吸引濾過等の他の濾過方法と比べ中和ケーク中の含水率を効率的に低減でき、中和ケーク中へのリチウムのロスを低減できる。
<第1の濃縮工程>
 本発明の有価物の回収方法においては、後述するカルシウム吸着除去工程の前に、炭酸カルシウム晶析工程で得られた液に含まれるリチウムを電気透析により濃縮する第1の濃縮工程を含むことが好ましい。
 第1の濃縮工程を含むことにより、例えば、溶液に含まれるリチウム濃度を、炭酸リチウム晶析工程で炭酸リチウムとして容易に晶析可能とする濃度に高めることができる。
 第1の濃縮工程では濃縮を電気透析により行うので、蒸発濃縮で行う場合と比べ炭酸リチウムの生産速度を同規模の設備で5倍以上に早めることができる。また、電気透析で回収された希薄液には少量のリチウムが溶存するが、前記リチウムを再度スラリー化工程に用いることで前記リチウムの回収および使用水量の削減が可能となる。
 原料液中にカルシウムイオンが含まれる場合、電気透析装置のイオン交換膜にカルシウムイオンが吸着し膜を閉塞させる問題が生じる場合があるが、第1の濃縮工程を炭酸カルシウム分離工程後の液(カルシウムが10mg/L以下に低減された液)に適用することで、前記問題の発生を回避することができる。
 電気透析に用いられるイオン交換膜はカルシウムを吸着・保持する場合がある。陽イオン交換膜は膜中に陽イオン交換基が固定されており、対イオンとして液中の陽イオンが吸着と乖離を繰り返しながら通過する。そのため、一定量の陽イオンは電気透析を行ってもイオン交換膜に保持されたままとなる。第1の濃縮工程をカルシウム吸着除去工程の前工程とすることで、このイオン交換膜に保持されたカルシウムイオンがリチウム溶液に混入した場合もカルシウム吸着除去工程でカルシウムイオン濃度を低減し、カルシウム品位が100ppm以下の炭酸リチウムを回収することが可能となる。
<カルシウム吸着除去工程>
 カルシウム吸着除去工程は、前記中和工程の後に、キレート樹脂を用いてカルシウムを吸着除去する工程である。
 カルシウム吸着除去工程には複数の種類の樹脂塔を用いてもよい。
 キレート樹脂と中和後液を接触させることで、中和後液に微量残存するカルシウムイオンをキレート樹脂に吸着させ除去できる。こうすることにより、炭酸リチウム中のカルシウム品位をより低減できる。キレート樹脂は陽イオン交換樹脂と比べ、リチウムからカルシウムをより選択的に分離できる。また、CO 2―イオンを供給せずにCa2+を除去する(カルシウム吸着除去後液を得る)ので、CO 2―イオンがCa吸着除去後液に溶存しない。その結果、炭酸リチウムを析出させずにカルシウム吸着除去後液をリチウム濃度5,000mg/Lを超えて濃縮することが可能となる。これにより、後述する第2の濃縮工程での不具合(例えば、イオン交換膜上への炭酸リチウムの析出又は閉塞)が生じないので、高濃縮倍率が実現できる。また、炭酸リチウム晶析工程前にリチウム濃度を高められるので、炭酸リチウム晶析工程での炭酸リチウムの回収にかかるコストおよび時間を低減できる。また、本発明では中和工程に消石灰を用いており、中和後液中のカルシウム濃度を1,000mg/L以下に抑制できる。更に、炭酸カルシウム晶析工程および炭酸カルシウム固液分離工程により、炭酸カルシウム固液分離工程後の液中のカルシウム濃度を10mg/L以下に抑制できる。このことから中和後液単位量当たりに使用するキレート樹脂量は少量であり、低コストで(経済的に)カルシウム除去が実施できる。
 キレート樹脂としては、アミノリン酸基を有するキレート樹脂、又はイミノジ酢酸基を有するキレート樹脂が好ましく、イミノジ酢酸基を有するキレート樹脂が特に好ましい。中和後液中に銅イオンが一部残存する場合があるが、イミノジ酢酸基を有するキレート樹脂を用いることで銅イオンを吸着除去でき、カルシウム吸着除去後液中の銅イオン濃度を0.1mg/L未満とし、回収する炭酸リチウム中の銅品位を10ppm未満とすることができる。
 キレート樹脂への通液速度は、SV0.5以上15以下が好ましく、SV1以上10以下がより好ましく、SV2以上5以下が特に好ましい。SV0.5以上15以下とすることで、カルシウム吸着除去後液中のカルシウム濃度を0.1mg/L未満にできる。
<第2の濃縮工程>
 本発明の有価物の回収方法においては、前記カルシウム吸着除去工程の後に、カルシウム吸着除去後液に含まれるリチウムを電気透析により濃縮する第2の濃縮工程を含むことが好ましい。
 第2の濃縮工程を含むことにより、例えば、溶液に含まれるリチウム濃度を、炭酸リチウム晶析工程で炭酸リチウムとして容易に晶析可能とする濃度に高めることができる。
 第2の濃縮工程では濃縮を電気透析により行うので、蒸発濃縮で行う場合と比べ炭酸リチウムの生産速度を同規模の設備で5倍以上に早めることができる。また、電気透析で回収された希薄液には少量のリチウムが溶存するが、前記リチウムを再度スラリー化工程に用いることで前記リチウムの回収および使用水量の削減が可能となる。
 第2の濃縮工程を実施する場合は、第2の濃縮工程前に前記カルシウム吸着除去工程で得られた液を一部用いて通液および電気透析し、膜を洗浄することが好ましい。電気透析に用いられるイオン交換膜はカルシウムを吸着・保持する場合がある。陽イオン交換膜は膜中に陽イオン交換基が固定されており、対イオンとして液中の陽イオンが吸着と乖離を繰り返しながら通過する。そのため、一定量の陽イオンは電気透析を行ってもイオン交換膜に保持されたままとなる。前記カルシウム吸着除去工程で得られた液を一部用いて通液および電気透析することで、イオン交換膜中のカルシウムをリチウムに置換できる。この洗浄により、第2の濃縮工程でのイオン交換膜由来のカルシウムの混入を防ぐことができる。
 前記洗浄後のカルシウムを含む液は、カルシウム吸着除去工程に戻して処理することができる。
<炭酸リチウム晶析工程>
 炭酸リチウム晶析工程では、炭酸リチウムとその他のリチウム塩(例えば、硫酸リチウムおよびフッ化リチウム)の溶解度の差を利用して炭酸リチウムを選択的に晶析させる。
 前記カルシウム吸着除去工程後又は前記第2の濃縮工程後のリチウムを含む濃縮液に二酸化炭素(CO)を加えて行う。こうすることにより、リチウムを含む濃縮液中の炭酸リチウムがより析出しやすくなり、他の不純物(例えば、フッ素など)と結合したリチウム(例えば、フッ化リチウム)よりも炭酸リチウムが優先して析出するため、より品位の高い炭酸リチウムを回収することができる。
 また、リチウムを含む濃縮液に二酸化炭素を加える手法としては、特に制限はなく、目的に応じて適宜選択することができるが、二酸化炭素を含むガスの吹込みもしくは炭酸塩の添加により行うことができ、炭酸塩の添加が好ましく、炭酸ナトリウムの添加が特に好ましい。
 二酸化炭素を供給した後のリチウムを含む濃縮液の炭酸イオン濃度としては、リチウム濃度1に対し炭酸イオン濃度2以上が好ましく、リチウム濃度1に対し炭酸イオン濃度3以上がより好ましく、リチウム濃度1に対し炭酸イオン濃度4以上32.3以下が特に好ましい。リチウム濃度1に対し炭酸イオン濃度が2未満であると、炭酸リチウムに加えて硫酸リチウムの析出量が増加し工業グレード(炭酸リチウム品位99.0%以上)の炭酸リチウムを晶析できないことがある。一方、リチウム濃度1に対し炭酸イオン濃度が32.3を超えると、炭酸イオンを溶解させるために添加した炭酸塩由来の金属が溶存した液を炭酸リチウムが含水し、炭酸リチウム中の炭酸塩由来の金属品位が過剰となることがある。
 炭酸リチウム晶析中の液は攪拌し続けることが好ましい。攪拌することにより液の炭酸イオンおよび不純物イオン(例えば、フッ素イオンおよび硫酸イオン)の液中の濃度を均一化でき、また、炭酸リチウムの析出物の粒径を均一化でき、結果として不純物の結晶生成又は液の炭酸リチウム析出物中への巻き込みを低減できるため、炭酸リチウム回収物中の不純物品位を低減できる。
 炭酸リチウム晶析時には、あらかじめもしくは晶析中に炭酸リチウムの結晶を添加した状態で晶析工程を開始もしくは継続してもよい。この結晶(種晶)添加により晶析回収される炭酸リチウムの粒度を向上および均質化できるため、結晶の含水分量を低減でき、含水成分由来の不純物品位を更に低減できる。
 炭酸リチウム晶析工程は、リチウムを含む濃縮液を加熱しながら行うことが好ましい。リチウムを含む濃縮液を加熱することで炭酸リチウムの溶解度を低下させ、炭酸リチウムの回収量をより増やすことができる。
 リチウムを含む濃縮液を加熱する手法としては、特に制限はなく、目的に応じて適宜選択することができ、例えば、電熱式のヒーター、又は加熱蒸気が通過する銅、ステンレス、テフロン(登録商標)等の配管により加熱する手法などが挙げられる。
 例えば、リチウムを含む濃縮液を加熱して炭酸リチウムを析出させる際の溶液の温度としては、炭酸リチウムを析出させることが可能な温度であれば特に制限はなく、目的に応じて適宜選択することができるが、例えば、60℃以上105℃以下が好ましい。
<<有価物としての炭酸リチウムの回収>>
 前記炭酸リチウム晶析工程で得られた炭酸リチウムを含むスラリーを固液分離し、炭酸リチウム(固体)と晶析後液を分離することで炭酸リチウムを回収できる。
 固液分離方法としては、特に制限はなく、目的に応じて適宜選択することができるが、濾紙等を用いた吸引濾過、フィルタープレス等を用いた加圧濾過、又は遠心分離機等を用いた遠心分離などにより固液分離する手法が好ましく、これらの中でも、加圧濾過が特に好ましい。加圧濾過を用いることにより、吸引濾過等の他の濾過方法と比べ炭酸リチウム中の含水率を効率的に低減できる。また、加圧濾過機内の炭酸リチウムケークに通水することで、炭酸リチウムケーク中の硫酸イオン、ナトリウムイオン、カリウムイオンを通水液に回収できる。
 回収した炭酸リチウムは温水を供給して炭酸リチウムを洗浄(湯洗)することが好ましい。本発明で回収した炭酸リチウム中の硫酸分の混入は結晶(硫酸リチウム)ではなく炭酸リチウムの含水に含まれた硫酸イオンに起因するため、湯洗により除去可能であり、硫酸品位を更に低減できる。また、回収した炭酸リチウムイオン二次電池の構成部材由来のカリウムが含有されるが、このカリウムも湯洗により除去可能である。温水の温度は60℃以上が好ましく、80℃以上がより好ましい。温水温度が高いほど温水への炭酸リチウムの溶解量を低減でき、温水へのリチウムのロスを低減できる。
 前記炭酸リチウムを温水で洗浄することにより、例えば、硫酸品位およびナトリウム品位がいずれも0.5質量%以下であり、かつカリウム品位が50ppm以下の炭酸リチウムが得られる。
 炭酸リチウムを回収した後の晶析後液(晶析后液)にはリチウムイオンとフッ素イオンおよび硫酸イオンが含まれるが、これを再度中和工程に繰り返して処理することで、リチウムの回収率を更に向上できる。以上により、リチウムイオン二次電池から、ホウ素品位1ppm未満かつカルシウム品位100ppm以下である炭酸リチウムを回収できる。
<第1の実施形態>
 ここで、図面を参照して、本発明の有価物の回収方法における実施形態の一例について説明する。図1は、本発明の有価物の回収方法の第1の実施形態における処理の流れの一例を示す図である。
 まず、リチウムイオン二次電池(LIB;Lithium Ion Battery)に対して熱処理(熱処理工程)を行い、LIB熱処理物を得る。
 次に、LIB熱処理物に対して、破砕および分級(破砕・分級工程)を行い、粗粒産物と細粒産物とを得る。ここで、粗粒産物として、銅(Cu)又は鉄(Fe)などを分離することができる。
 続いて、細粒産物を水に浸けることにより、細粒産物スラリーを得る。
 次に、細粒産物スラリーを湿式磁選することにより、磁着物と非磁着物スラリーとに選別する。磁着物にはニッケル(Ni)、コバルト(Co)、コバルトと一体化しているマンガン(Mn)が含まれる。
 非磁着物スラリー中には、アルミン酸リチウム、炭素、銅(粗粒産物に回収できなかったもの)およびリチウム(水溶)が含まれる。
 次に、非磁着物スラリーに硫酸を添加し非磁着物に含まれるアルミン酸リチウム中のリチウムを酸浸出した後、固液分離することにより、濾液(酸浸出液)と濾過残渣(炭素濃縮物)とに固液分離する。
 次に、酸浸出液に水酸化カルシウムを添加して、フィルタープレスによる加圧濾過で固液分離し、リチウムを含む液(中和後液)とホウ素、フッ素、アルミニウム等の不純物を含む固化物に分離する。中和後液に対し炭酸ナトリウムを添加して炭酸カルシウム晶析を行った後、加圧濾過で固液分離する。炭酸カルシウム固液分離後液を電気透析で濃縮してリチウム濃縮液を得る。炭酸カルシウム晶析で除去しきれなかったリチウム濃縮液中の微量のカルシウムイオンをキレート樹脂でカルシウム吸着除去し、カルシウム吸着除去後液を得る。カルシウム吸着除去後液に種晶となる炭酸リチウムを添加し加熱した上で炭酸ナトリウムを添加して、リチウムを炭酸リチウム(LiCO)として晶析させて回収する。
 第1の実施形態においては、リチウムイオン二次電池を熱処理し、破砕および分級して得た細粒産物を水に浸して細粒産物スラリーを得る。得られた細粒産物スラリーを湿式磁選し、得られた非磁着物スラリーに硫酸を加えて酸浸出した後、フィルタープレスで加圧濾過して固液分離して中和後液を回収する。得られた中和後液にCOを添加した後に固液分離してカルシウムを炭酸カルシウムとして除去した液を回収し、液中に残る微量のカルシウムイオンをキレート樹脂で吸着除去することによって、リチウムイオン二次電池から、ホウ素品位1ppm未満かつカルシウム品位100ppm以下である炭酸リチウムを回収できる。
<第2の実施形態>
 図2は、本発明の有価物の回収方法の第2の実施形態における処理の流れの一例を示す図である。
 まず、リチウムイオン二次電池(LIB;Lithium Ion Battery)に対して熱処理(熱処理工程)を行い、LIB熱処理物を得る。
 次に、LIB熱処理物に対して、破砕および分級(破砕・分級工程)を行い、粗粒産物と細粒産物とを得る。ここで、粗粒産物として、銅(Cu)又は鉄(Fe)などを分離することができる。
 続いて、細粒産物を水に浸けることにより、細粒産物スラリーを得る。
 次に、細粒産物スラリーを湿式磁選することにより、磁着物と非磁着物スラリーとに選別する。磁着物にはニッケル(Ni)、コバルト(Co)、コバルトと一体化しているマンガン(Mn)が含まれる。
 非磁着物スラリー中には、アルミン酸リチウム、炭素、銅(粗粒産物に回収できなかったもの)およびリチウム(水溶)が含まれる。
 次に、非磁着物スラリーに硫酸を添加し非磁着物に含まれるアルミン酸リチウム中のリチウムを酸浸出した後、濾液(酸浸出液)と濾過残渣(炭素濃縮物)とに固液分離する。
 次に、酸浸出液に水酸化カルシウムを添加して、フィルタープレスによる加圧濾過で固液分離し、リチウムを含む液(中和後液)とホウ素、フッ素、アルミニウム等の不純物を含む固化物に分離する。中和後液に対し炭酸ナトリウムを添加して炭酸カルシウム晶析を行った後、加圧濾過で固液分離する。炭酸カルシウム晶析で除去しきれなかった微量のカルシウムイオンをキレート樹脂でカルシウム吸着除去し、カルシウム吸着除去後液を得る。得られたカルシウム吸着除去後液を一部用いて通液および電気透析し、電気透析装置のイオン交換膜を洗浄した上で残りのカルシウム吸着除去後液を電気透析で濃縮してリチウム濃縮液を得る。リチウム濃縮液に種晶となる炭酸リチウムを添加し加熱した上で炭酸ナトリウムを添加して、リチウムを炭酸リチウム(LiCO)として晶析させて回収する。
 第2の実施形態においては、リチウムイオン二次電池を熱処理し、破砕および分級して得た細粒産物を水に浸して細粒産物スラリーを得る。得られた細粒産物スラリーを湿式磁選し、得られた非磁着物スラリーに硫酸を加えて酸浸出した後、フィルタープレスで加圧濾過して固液分離して中和後液を回収する。得られた中和後液にCOを添加した後に固液分離してカルシウムを炭酸カルシウムとして除去した液を回収し、液中に残る微量のカルシウムイオンをキレート樹脂で吸着除去することによって、リチウムイオン二次電池から、ホウ素品位1ppm未満かつカルシウム品位100ppm以下である炭酸リチウムを回収できる。
 以下、本発明の実施例を説明するが、本発明は、これらの実施例に何ら限定されるものではない。
(実施例1)
<熱処理>
 外装ケース(筐体)がアルミニウム製(一部の部品に鉄を含む)である車載用リチウムイオン二次電池パック300kg(当該リチウムイオン二次電池は正極集電体がアルミニウム箔であり、負極集電体が銅箔であり、負極活物質が炭素材料であり、電解液はフッ素を含んでいた)に対して、図1の処理フローに示すように、熱処理工程、破砕工程、分級工程、磁選工程および湿式選別工程を行い、有価物を回収した。具体的には以下のとおりである。
 前記リチウムイオン二次電池パックに対して、熱処理装置として炉内が円筒型の固定床炉(直径4,300mm×高さ6,500mm)を用いて、熱処理温度800℃(20℃から15分間かけて800℃に昇温後、2時間保持)、大気雰囲気下の条件で、熱処理を行った。熱処理においては、車載用リチウムイオン二次電池パックを、筐体由来のアルミニウムを回収するための受け皿の上に配置し、当該筐体由来のアルミニウムを溶融させて溶融物として、受け皿に回収した。
<破砕および分級>
 次いで、破砕工程では、破砕装置として、ハンマークラッシャー(マキノ式スイングハンマークラッシャーHC-20-3.7、槇野産業株式会社製)を用い、50Hz(ハンマー周速38m/s)、出口部分のパンチングメタルの穴径10mmの条件で、熱処理を行ったリチウムイオン二次電池を破砕し、リチウムイオン二次電池の破砕物を得た。
 続いて、篩目の目開きが1.2mmの篩(直径200mm、東京スクリーン株式会社製)を用いて、リチウムイオン二次電池の破砕物を篩分けした。篩分け後の1.2mmの篩上(粗粒産物)と篩下(細粒産物)をそれぞれ採取した。なお、リチウムイオン二次電池に含まれるリチウム含有量を100%としたときの、粗粒産物中へのリチウムのロス量は1%であり、99%が細粒産物中に回収できた。
<スラリー化および固液分離>
 得られた細粒産物については、前記細粒産物50kgを250Lの水に浸けて、固液比20%、攪拌速度400rpm、浸出時間1時間の条件で、水にリチウムを浸出させて、細粒産物スラリーを得た。
<湿式磁選>
 得られた細粒産物スラリーを、ドラム型磁選機(品名:WD L-8ラボモデル、エリーズマグネチックス株式会社製)を用いて、磁力:1500G、ドラム回転数45rpm、固液比20%、スラリー供給速度100L/h/minで湿式磁選を行い、磁着物(含水)と非磁着物スラリー250Lを回収した。磁着物(含水)は濾布(品名:PP934K、中尾フィルター工業株式会社製)を用いたフィルタープレスで0.6MPaの圧力で加圧濾過して磁着物(脱水)を得た。この磁着物(脱水)を乾燥機(品名:DRM620DD、アドバンテック東洋株式会社製)により105℃で24時間乾燥し、磁着物を得た。
<酸浸出>
 非磁着物スラリー(250L)に対しては硫酸による酸浸出を行った。容量1,000LのFRP製タンク(製作品、直径1,084mm、高さ1,500mm)中の非磁着物スラリーに75%濃度の希硫酸および水を加えてpHを1.5に調整しながら、攪拌機(品名:スーパーアジテーター、型番:TTF-2V、トヨキ工業株式会社製)を用い攪拌速度200rpmで1時間攪拌してリチウムを浸出した。酸浸出後に浸出スラリーを濾布(品名:PP934K、中尾フィルター工業株式会社製)を用いたフィルタープレスで0.6MPaの圧力で加圧濾過し、リチウムを含む酸浸出液を回収した。酸浸出液中のリチウム濃度は3,400mg/L、硫酸イオン濃度は42,000mg/Lであった。フィルタープレス内の酸浸出残渣(25kg)に水25Lを通水して洗浄後、炭素濃縮物として回収した。フィルタープレス内の酸浸出残渣(30kg)に水30Lを通水して洗浄後、炭素濃縮物として回収した。
<中和>
 得られた酸浸出液をFRP製タンク(製作品、直径1,084mm、高さ1,500mm)内に準備した。これを攪拌機(品名:HP-5006、阪和化工機株式会社製)で攪拌した状態でスラリー濃度10%の消石灰スラリーおよび水を添加し、pH11.0に調整しながら1時間中和後、濾布(品名:PP934K、中尾フィルター工業株式会社製)を用いたフィルタープレスで0.6MPaの圧力の加圧濾過で固液分離してホウ素(B)、フッ素(F)、アルミニウム(Al)、およびSOを除去したLi溶液(中和後液)を500L得た。
<炭酸カルシウム晶析>
 中和後液中のカルシウムイオン(370mg/L)に対しモル比で2.0、リチウムイオン(2,000mg/L)に対してモル比で0.06の炭酸ナトリウムを添加し、これを攪拌機(品名:スーパーアジテーター、型番:TTF-2V、トヨキ工業株式会社製)を用い攪拌速度200rpmで1時間攪拌後、濾布(品名:PP934K、中尾フィルター工業株式会社製)を用いたフィルタープレスで0.6MPaの圧力の加圧濾過で固液分離して炭酸カルシウムを除去したLi溶液(炭酸カルシウム晶析除去後液)を得た。
<濃縮>
 炭酸カルシウム晶析除去後液(500L)を、電気透析装置(品名:AC-10、株式会社アストム製)を用いて5倍に濃縮した(濃縮後液100Lを得た)。
<カルシウム吸着除去>
 濃縮後液(Ca濃度8mg/L、100L)をFRP製タンク(製作品、内径1,084mm、高さ1,500mm)に準備し、キレート樹脂塔(品名:スミキレートMC770、住化ケムテックス株式会社製)をSV=5で通水してカルシウム吸着除去後液(Ca濃度0.1mg/L未満(定量下限)、100L)を得た。
<粗炭酸リチウム晶析>
 濃縮後液を90℃に加熱した状態で種晶となる炭酸リチウムを晶析量の10質量%分および炭酸ナトリウムを190g/L添加して1時間攪拌した後にフィルタープレスで固液分離し、粗炭酸リチウム晶析物と晶析後液を得た。
<品位および回収率の評価>
 細粒産物、磁着物、炭素濃縮物(酸浸出残渣)、および炭酸リチウムの質量は、105℃で1時間乾燥後に電磁式はかり(品名:GX-8K、エー・アンド・デイ株式会社製)を用いて測定した。その後、乾燥後試料を王水(富士フイルム和光純薬株式会社製)に加熱溶解させ、高周波誘導結合プラズマ発光分光分析装置(品名:iCaP6300、サーモフィッシャーサイエンティフィック株式会社製)により分析を行い、細粒産物、磁着物、炭素濃縮物、および炭酸リチウム中のフッ素以外の各種不純物の含有割合を求めた。
 フッ素品位に関しては、JIS K0202:2008に基づきイオンクロマトグラフ法で分析した。
 非磁着物スラリーに関しては、非磁着物スラリーを5Cろ紙で吸引ろ過して非磁着物(固体)と液に固液分離した。非磁着物は前記細粒産物、磁着物、炭素濃縮物、および炭酸リチウムの分析方法と同様にして品位を求めた。液は、フッ素以外の成分は直接高周波誘導結合プラズマ発光分光分析装置(品名:iCaP6300、サーモフィッシャーサイエンティフィック株式会社製)を用い、フッ素はイオンクロマトグラフ法により、各種不純物の含有割合(濃度)を求めた。
 前記非磁着物中のリチウム品位(mg/kg)×非磁着物質量(kg)+液中のリチウム濃度(mg/L)×液量(L)で、非磁着物スラリー中のリチウムの含有量を求めた。この非磁着物スラリー中のリチウムの含有量を100%としたときの、酸浸出液中のリチウム回収量(酸浸出液中リチウム濃度×酸浸出液量)および炭酸リチウム中のリチウム回収量(炭酸リチウム中のリチウム品位×炭酸リチウム回収質量)の質量比(%)をリチウム回収率とした。
<実施例1の結果>
 実施例1における、炭酸リチウムのホウ素品位は1ppm未満、カルシウム品位は44ppm、リン品位は10ppm未満、フッ素品位は100ppm未満、カリウム品位は57ppm、ナトリウム品位は3.5質量%、SO品位は2.0質量%であった。非磁着物スラリー中Li(100%)の酸浸出液中回収率は98%、粗炭酸リチウム中回収率は77%であった。
(実施例2)
<炭酸リチウムの湯洗>
 実施例1の粗炭酸リチウム晶析において、フィルタープレス内の粗炭酸リチウム晶析物1に対し90℃の水2を通液して洗浄し、精炭酸リチウムを得た以外は、実施例1と同様の手順で実施し、実施例1と同様にして、炭酸リチウムの品位および回収率を評価した。
<実施例2の結果>
 実施例2における、炭酸リチウムのホウ素品位は1ppm未満、カルシウム品位は49ppm、フッ素品位は100ppm未満、リン品位は10ppm未満、カリウム品位は10ppm未満、ナトリウム品位は0.01質量%、SO品位は0.01質量%であった。非磁着物スラリー中Li(100%)の酸浸出液中回収率は98%、精炭酸リチウム中回収率は69%であった。
(実施例3)
<熱処理>
 外装ケース(筐体)がアルミニウム製(一部の部品に鉄を含む)である車載用リチウムイオン二次電池パック300kg(当該リチウムイオン二次電池は正極集電体がアルミニウム箔であり、負極集電体が銅箔であり、負極活物質が炭素材料であり、電解液はフッ素を含んでいた)に対して、図1の処理フローに示すように、熱処理工程、破砕工程、分級工程、磁選工程および湿式選別工程を行い、有価物を回収した。具体的には以下のとおりである。
 前記リチウムイオン二次電池パックに対して、熱処理装置として炉内が円筒型の固定床炉(直径4,300mm×高さ6,500mm)を用いて、熱処理温度800℃(20℃から15分間かけて800℃に昇温後、2時間保持)、大気雰囲気下の条件で、熱処理を行った。熱処理においては、車載用リチウムイオン二次電池パックを、筐体由来のアルミニウムを回収するための受け皿の上に配置し、当該筐体由来のアルミニウムを溶融させて溶融物として、受け皿に回収した。
<破砕および分級>
 次いで、破砕工程では、破砕装置として、ハンマークラッシャー(マキノ式スイングハンマークラッシャーHC-20-3.7、槇野産業株式会社製)を用い、50Hz(ハンマー周速38m/s)、出口部分のパンチングメタルの穴径10mmの条件で、熱処理を行ったリチウムイオン二次電池を破砕し、リチウムイオン二次電池の破砕物を得た。
 続いて、篩目の目開きが1.2mmの篩(直径200mm、東京スクリーン株式会社製)を用いて、リチウムイオン二次電池の破砕物を篩分けした。篩分け後の1.2mmの篩上(粗粒産物)と篩下(細粒産物)をそれぞれ採取した。なお、リチウムイオン二次電池に含まれるリチウム含有量を100%としたときの、粗粒産物中へのリチウムのロス量は1%であり、99%が細粒産物中に回収できた。
<スラリー化および固液分離>
 得られた細粒産物については、当該細粒産物50kgを250Lの水に浸けて、固液比20%、攪拌速度400rpm、浸出時間1時間の条件で、水にリチウムを浸出させて、細粒産物スラリーを得た。
<湿式磁選>
 得られた細粒産物スラリーを、ドラム型磁選機(品名:WD L-8ラボモデル、エリーズマグネチックス株式会社製)を用いて、磁力:1500G、ドラム回転数45rpm、固液比20%、スラリー供給速度100L/h/minで湿式磁選を行い、磁着物(含水)と非磁着物スラリー250Lを回収した。磁着物(含水)は濾布(品名:PP934K、中尾フィルター工業株式会社製)を用いたフィルタープレスで0.6MPaの圧力で加圧濾過して磁着物(脱水)を得た。この磁着物(脱水)を乾燥機(品名:DRM620DD、アドバンテック東洋株式会社製)により105℃で24時間乾燥し、磁着物を得た。
<酸浸出>
 非磁着物スラリー(250L)に対しては硫酸による酸浸出を行った。容量1,000LのFRP製タンク(製作品、直径1,084mm、高さ1,500mm)中の非磁着物スラリーに75%濃度の希硫酸および水を加えてpHを1.5に調整しながら、攪拌機(品名:スーパーアジテーター、型番:TTF-2V、トヨキ工業株式会社製)を用い攪拌速度200rpmで1時間攪拌してリチウムを浸出した。酸浸出後に浸出スラリーを濾布(品名:PP934K、中尾フィルター工業株式会社製)を用いたフィルタープレスで0.6MPaの圧力で加圧濾過し、リチウムを含む酸浸出液を回収した。酸浸出液中のリチウム濃度は3,400mg/L、硫酸イオン濃度は42,000mg/Lであった。フィルタープレス内の酸浸出残渣(25kg)に水25Lを通水して洗浄後、炭素濃縮物として回収した。フィルタープレス内の酸浸出残渣(30kg)に水30Lを通水して洗浄後、炭素濃縮物として回収した。
<中和>
 得られた酸浸出液をFRP製タンク(製作品、直径1,084mm、高さ1,500mm)内に準備した。これを攪拌機(品名:HP-5006、阪和化工機株式会社製)で攪拌した状態でスラリー濃度10%の消石灰スラリーおよび水を添加し、pH11.0に調整しながら1時間中和後、濾布(品名:PP934K、中尾フィルター工業株式会社製)を用いたフィルタープレスで0.6MPaの圧力の加圧濾過で固液分離してホウ素(B)、フッ素(F)、アルミニウム(Al)、およびSOを除去したLi溶液(中和後液)を500L得た。
<炭酸カルシウム晶析>
 中和後液中のカルシウムイオン(370mg/L)に対しモル比で2.0、リチウムイオン(2,000mg/L)に対してモル比で0.06の炭酸ナトリウムを添加し、これを攪拌機(品名:スーパーアジテーター、型番:TTF-2V、トヨキ工業株式会社製)を用い攪拌速度200rpmで1時間攪拌後、濾布(品名:PP934K、中尾フィルター工業株式会社製)を用いたフィルタープレスで0.6MPaの圧力の加圧濾過で固液分離して炭酸カルシウムを除去したリチウム溶液(炭酸カルシウム晶析除去後液)を得た。
<カルシウム吸着除去>
 炭酸カルシウム晶析除去後液(Ca濃度4mg/L、500L)をFRP製タンク(製作品、内径1,084mm、高さ1,500mm)に準備し、キレート樹脂塔(品名:スミキレートMC770、住化ケムテックス株式会社製)をSV=5で通水してカルシウム吸着除去後液(Ca濃度0.1mg/L未満(定量下限)、500L)を得た。
<濃縮>
 カルシウム吸着除去後液(475L)を、電気透析装置(品名:AC-10、株式会社アストム製)を用いて5倍に濃縮した(濃縮後液95Lを得た)。
<粗炭酸リチウム晶析>
 濃縮後液を90℃に加熱した状態で種晶となる炭酸リチウムを晶析量の10質量%分および炭酸ナトリウムを190g/L添加して1時間攪拌した後にフィルタープレスで固液分離し、粗炭酸リチウム晶析物と晶析後液を得た。
<品位および回収率の評価>
 細粒産物、磁着物、炭素濃縮物(酸浸出残渣)、および炭酸リチウムの質量は、105℃で1時間乾燥後に電磁式はかり(品名:GX-8K、エー・アンド・デイ株式会社製)を用いて測定した。その後、乾燥後試料を王水(富士フイルム和光純薬株式会社製)に加熱溶解させ、高周波誘導結合プラズマ発光分光分析装置(品名:iCaP6300、サーモフィッシャーサイエンティフィック株式会社製)により分析を行い、細粒産物、磁着物、炭素濃縮物、および炭酸リチウム中のフッ素以外の各種不純物の含有割合を求めた。
 フッ素品位に関しては、JIS K0202:2008に基づきイオンクロマトグラフ法で分析した。
 非磁着物スラリーに関しては、非磁着物スラリーを5Cろ紙で吸引ろ過して非磁着物(固体)と液に固液分離した。非磁着物は前記細粒産物、磁着物、炭素濃縮物、および炭酸リチウムの分析方法と同様にして品位を求めた。液は、フッ素以外の成分は直接高周波誘導結合プラズマ発光分光分析装置(品名:iCaP6300、サーモフィッシャーサイエンティフィック株式会社製)を用い、フッ素はイオンクロマトグラフ法により、各種不純物の含有割合(濃度)を求めた。
 前記非磁着物中のリチウム品位(mg/kg)×非磁着物質量(kg)+液中のリチウム濃度(mg/L)×液量(L)で、非磁着物スラリー中のリチウムの含有量を求めた。この非磁着物スラリー中のリチウムの含有量を100%としたときの、酸浸出液中のリチウム回収量(酸浸出液中リチウム濃度×酸浸出液量)および炭酸リチウム中のリチウム回収量(炭酸リチウム中のリチウム品位×炭酸リチウム回収質量)の質量比(%)をリチウム回収率とした。
<実施例3の結果>
 実施例3における、炭酸リチウムのホウ素品位は1ppm未満、カルシウム品位は97ppm、リン品位は10ppm未満、フッ素品位は100ppm未満、カリウム品位は53ppm、ナトリウム品位は3.5質量%、SO品位は2.0質量%であった。非磁着物スラリー中Li(100%)の酸浸出液中回収率は98%、粗炭酸リチウム中回収率は77%であった。
(実施例4)
<電気透析装置のイオン交換膜の洗浄>
 実施例3において、カルシウム吸着除去工程後および濃縮工程の前に、電気透析装置(品名:AC-10、株式会社アストム製)の濃縮液タンクおよび希薄液タンクにカルシウム吸着除去後液を10Lおよび15L加え、30分間電気透析を行った。電気透析装置のイオン交換膜中のカルシウムイオンとカルシウム吸着後液中のリチウムを交換してイオン交換膜を洗浄した以外は、実施例3と同様の手順で実施し、実施例1と同様にして、炭酸リチウムの品位および回収率を評価した。
<実施例4の結果>
 実施例4における、炭酸リチウムのホウ素品位は1ppm未満、カルシウム品位は51ppm、リン品位は10ppm未満、フッ素品位は100ppm未満、カリウム品位は52ppm、ナトリウム品位は3.5質量%、SO品位は2.0質量%であった。非磁着物スラリー中Li(100%)の酸浸出液中回収率は98%、粗炭酸リチウム中回収率は74%であった。
(実施例5)
<炭酸リチウムの湯洗>
 実施例4の粗炭酸リチウム晶析において、フィルタープレス内の粗炭酸リチウム晶析物1に対し90℃の水2を通液して洗浄し、精炭酸リチウムを得た以外は、実施例4と同様の手順で実施し、実施例1と同様にして、炭酸リチウムの品位および回収率を評価した。
<実施例5の結果>
 実施例5における、炭酸リチウムのホウ素品位は1ppm未満、カルシウム品位は53ppm、フッ素品位は100ppm未満、リン品位は10ppm未満、カリウム品位は10ppm未満、ナトリウム品位は0.01質量%、SO品位は0.01質量%であった。非磁着物スラリー中Li(100%)の酸浸出液中回収率は98%、精炭酸リチウム中回収率は65%であった。
(比較例1)
 実施例1において、酸浸出に塩酸を用いた以外は、実施例1と同様の手順で実施し、実施例1と同様にして、炭酸リチウムの品位および回収率を評価した。
<比較例1の結果>
 比較例1における、炭酸リチウムのホウ素品位は4ppm、カルシウム品位は60ppm、フッ素品位は100ppm未満、カリウム品位は67ppm、ナトリウム品位は3.5質量%、SO品位は0.01質量%であった。非磁着物スラリー中Li(100%)の酸浸出液中回収率は98%、粗炭酸リチウム中回収率は85%であった。
(比較例2)
 実施例1において、酸浸出時のpHを4とした以外は、実施例1と同様の手順で実施し、実施例1と同様にして、炭酸リチウムの品位および回収率を評価した。
<比較例2の結果>
 比較例2における、炭酸リチウムのホウ素品位は3ppm、カルシウム品位は58ppm、カリウム品位は62ppmであった。非磁着物スラリー中Li(100%)の酸浸出液中回収率は29%、粗炭酸リチウム中回収率は11%であった。
(比較例3)
 実施例1において、水酸化ナトリウムを用いて中和工程を行った以外は、実施例1と同様の手順で実施し、実施例1と同様にして、炭酸リチウムの品位および回収率を評価した。
<比較例3の結果>
 比較例3における、炭酸リチウムのホウ素品位は6ppm、カルシウム品位は57ppm、カリウム品位は64ppm、フッ素品位は8,200ppmであった。非磁着物スラリー中Li(100%)の酸浸出液中回収率は98%、粗炭酸リチウム中回収率は86%であった。
(比較例4)
 実施例1において、キレート樹脂に代えて陽イオン交換樹脂塔(品名:デュオライトC20SC、住化ケムテックス株式会社製)を用いた以外は、実施例1と同様の手順で実施し、実施例1と同様にして、炭酸リチウムの品位および回収率を評価した。
<比較例4の結果>
 比較例4における、炭酸リチウムのホウ素品位は1ppm未満、カルシウム品位は660ppm、フッ素品位は100ppm未満、カリウム品位は59ppmであった。非磁着物スラリー中Li(100%)の酸浸出液中回収率は98%、粗炭酸リチウム中回収率は45%であった。
(比較例5)
 実施例1において、炭酸カルシウム晶析工程を行わなかった以外は、実施例1と同様の手順で実施し、実施例1と同様にして、炭酸リチウムの品位および回収率を評価した。
<比較例5の結果>
 比較例5における、炭酸リチウムのホウ素品位は1ppm未満、カルシウム品位は162ppm、フッ素品位は100ppm未満、カリウム品位は55ppmであった。非磁着物スラリー中Li(100%)の酸浸出液中回収率は98%、粗炭酸リチウム中回収率は77%であった。
 本国際出願は2022年1月20日に出願した日本国特許出願2022-007276号及び2022年12月21日に出願した日本国特許出願2022-204158号に基づく優先権を主張するものであり、日本国特許出願2022-007276号及び日本国特許出願2022-204158号の全内容を本国際出願に援用する。

 

Claims (8)

  1.  リチウムイオン二次電池からホウ素品位1ppm未満かつカルシウム品位100ppm以下である炭酸リチウムを回収する有価物の回収方法であって、
     前記リチウムイオン二次電池を660℃以上の温度で熱処理することにより、熱処理物を得る熱処理工程と、
     前記熱処理物を破砕した破砕物を分級することにより、前記有価物を含む、粗粒産物と細粒産物とを得る破砕・分級工程と、
     前記細粒産物を水に浸けることにより細粒産物スラリーとするスラリー化工程と、
     前記細粒産物スラリーを湿式磁選することにより、磁着物と非磁着物スラリーとに選別する湿式磁選工程と、
     前記非磁着物スラリーおよび/又は前記非磁着物スラリーを固液分離して得た非磁着物に硫酸を添加し、pHを0以上3.5以下として非磁着物を浸出した後に固液分離して酸浸出液と酸浸出残渣を得る酸浸出工程と、
     前記酸浸出液を水酸化カルシウムで中和する中和工程と、
     前記中和工程で得られた液を固液分離する中和ケーク固液分離工程と、
     前記中和ケーク固液分離工程で得られた液に対してCOを添加する炭酸カルシウム晶析工程と、
     前記炭酸カルシウム晶析工程で得られた液を固液分離する炭酸カルシウム固液分離工程と、
     前記炭酸カルシウム固液分離工程後に、キレート樹脂によりカルシウムを吸着除去するカルシウム吸着除去工程と、
     を含むことを特徴とする有価物の回収方法。
  2.  前記炭酸カルシウム晶析工程におけるCOの添加量が、前記中和ケーク固液分離工程で得られた液のカルシウムイオンに対するモル比で0.1以上、かつリチウムイオンに対するモル比で0.5以下である、請求項1に記載の有価物の回収方法。
  3.  前記キレート樹脂がイミノジ酢酸基を有するキレート樹脂である、請求項1から2のいずれかに記載の有価物の回収方法。
  4.  前記炭酸カルシウム晶析工程後に、炭酸カルシウム晶析工程で得られた液に含まれるリチウムを電気透析により濃縮する第1の濃縮工程を含む、請求項1に記載の有価物の回収方法。
  5.  前記カルシウム吸着除去工程後に、カルシウム吸着除去後液に含まれるリチウムを電気透析により濃縮する第2の濃縮工程を含む、請求項1に記載の有価物の回収方法。
  6.  前記第1又は第2の濃縮工程後の濃縮液に炭酸を添加して炭酸リチウムを晶析する炭酸リチウム晶析工程を含む、請求項4から5のいずれかに記載の有価物の回収方法。
  7.  前記炭酸リチウムを温水で洗浄して硫酸品位およびナトリウム品位がいずれも0.5質量%以下である炭酸リチウムを得る、請求項6に記載の有価物の回収方法。
  8.  前記炭酸リチウムのカリウム品位が50ppm以下である、請求項1から2のいずれかに記載の有価物の回収方法。

     
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