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JP7815938B2 - Method for leaching electrode materials, method for separating cobalt and nickel - Google Patents
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JP7815938B2 - Method for leaching electrode materials, method for separating cobalt and nickel - Google Patents

Method for leaching electrode materials, method for separating cobalt and nickel

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JP7815938B2 JP2022059890A JP2022059890A JP7815938B2 JP 7815938 B2 JP7815938 B2 JP 7815938B2 JP 2022059890 A JP2022059890 A JP 2022059890A JP 2022059890 A JP2022059890 A JP 2022059890A JP 7815938 B2 JP7815938 B2 JP 7815938B2
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Description

本発明は、リチウムイオン二次電池の電極材料を浸出する電極材料の浸出方法、およびこれを用いたコバルトおよびニッケルの分離方法に関する。 The present invention relates to a method for leaching electrode materials for lithium-ion secondary batteries, and a method for separating cobalt and nickel using the same.

リチウムイオン二次電池は、各種電子機器等の小型の物から電気自動車等の大型の物まで、幅広い分野の電源として利用されている。こうしたリチウムイオン二次電池が廃棄された際には、有用な金属を回収して再利用することが求められている。 Lithium-ion secondary batteries are used as power sources in a wide range of fields, from small devices such as various electronic devices to large devices such as electric vehicles. When these lithium-ion secondary batteries are discarded, there is a need to recover and reuse the useful metals.

リチウムイオン二次電池は、負極材と正極材とを、多孔質のポリプロピレン等のセパレータで分画し層状に重ね、六フッ化リン酸リチウム(LiPF)等の電解質および電解液と共にアルミニウムやステンレス等のケースに封入して形成されている。 A lithium ion secondary battery is formed by stacking negative and positive electrode materials in layers, separated by a separator such as porous polypropylene, and sealing them in a case made of aluminum or stainless steel together with an electrolyte such as lithium hexafluorophosphate (LiPF 6 ) and an electrolytic solution.

リチウムイオン二次電池の負極材は銅箔などからなる負極集電体にバインダーが混合された黒鉛などの負極活物質を塗布して形成されている。また、正極材はアルミニウム箔などからなる正極集電体にバインダーが混合されたマンガン酸リチウム、コバルト酸リチウム、ニッケル酸リチウムなどの正極活物質を塗布して形成されている。 The negative electrode material for lithium-ion secondary batteries is formed by applying a negative electrode active material such as graphite mixed with a binder to a negative electrode current collector made of copper foil or the like. The positive electrode material is formed by applying a positive electrode active material such as lithium manganese oxide, lithium cobalt oxide, or lithium nickel oxide mixed with a binder to a positive electrode current collector made of aluminum foil or the like.

このようにリチウムイオン二次電池の正極活物質にはコバルトおよびニッケルが多く含まれているが、リサイクル過程で予め粉砕分離された正極活物質には、コバルト、ニッケル以外にも、マンガン、銅、アルミニウム、リチウムなどが含まれている。このため、リチウムイオン二次電池からコバルトおよびニッケルを高い収率で分離、回収するためには、これら以外の金属を正確に取り除く必要がある。 As such, the positive electrode active material of lithium-ion secondary batteries contains large amounts of cobalt and nickel, but the positive electrode active material that is crushed and separated in advance during the recycling process also contains manganese, copper, aluminum, lithium, and other elements in addition to cobalt and nickel. Therefore, in order to separate and recover cobalt and nickel from lithium-ion secondary batteries with a high yield, it is necessary to accurately remove metals other than these.

従来、リチウムイオン二次電池に含まれるコバルトおよびニッケルを分離、回収する方法として、例えば、特許文献1には、リチウムイオン二次電池の電極材料を、硫酸を用いて酸浸出を行って浸出液を生成し、この浸出液に硫化物を加えて硫化銅を沈殿させ、更に、水酸化アルミニウムおよびマンガン酸化物を沈殿させた後の溶液からコバルトおよびニッケルを回収するコバルトおよびニッケルの回収方法が開示されている。 Conventionally, one method for separating and recovering cobalt and nickel contained in lithium-ion secondary batteries is disclosed in Patent Document 1, which discloses a method for recovering cobalt and nickel in which electrode material for lithium-ion secondary batteries is acid-leached using sulfuric acid to produce a leachate, sulfide is added to this leachate to precipitate copper sulfide, and then aluminum hydroxide and manganese oxide are precipitated, and the cobalt and nickel are recovered from the resulting solution.

特開2015-183292号公報JP 2015-183292 A

しかしながら、特許文献1に開示された回収方法では、電極材料を酸浸出して浸出液を生成する浸出工程において、電極材料の主成分が負極材料に由来する疎水性のカーボンであるため、硫酸および水と混和しにくく、更に、酸浸出を行う際に発生するガスによって、電極材料の一部が硬い泡状物となって浮き上がるために、電極材料と硫酸の反応が緩慢になり、反応時間が長くなる。その結果、浸出工程が長くなり、また、反応を進行させるために反応等量以上の過剰の硫酸を添加する必要が生じるといった課題があった。 However, in the recovery method disclosed in Patent Document 1, in the leaching step in which the electrode material is leached with acid to produce a leachate, the electrode material is primarily composed of hydrophobic carbon derived from the negative electrode material, making it difficult to mix with sulfuric acid and water. Furthermore, gas generated during the acid leaching causes some of the electrode material to become hard foam and float up, slowing the reaction between the electrode material and sulfuric acid and lengthening the reaction time. As a result, there are issues with the leaching step being lengthened and the need to add an excess amount of sulfuric acid, more than the reaction equivalent, to drive the reaction.

この発明は、前述した事情に鑑みてなされたものであって、リチウムイオン二次電池に含まれる電極材料を、過剰な量の酸を用いることなく、短時間で効率的に酸浸出することが可能な電極材料の浸出方法、およびこの浸出方法を含むコバルトおよびニッケルの分離方法を提供することを目的とする。 This invention was made in consideration of the above-mentioned circumstances, and aims to provide a method for leaching electrode materials contained in lithium-ion secondary batteries that can be acid-leached efficiently in a short time without using an excessive amount of acid, and a method for separating cobalt and nickel that includes this leaching method.

上述の背景から、本発明者は、電極材料を酸浸出する浸出工程において、電極材料を予め少量の硫酸と混錬してペースト状の浸出物である浸出ペーストを形成し、この浸出ペーストを水で希釈するという、2段階の過程を経ることにより、過剰の硫酸を使用せず、短時間で効率的に電極材料を酸浸出できることを見出した。 In light of the above background, the inventors discovered that by using a two-step process in the leaching process for acid-leaching electrode material, in which the electrode material is first mixed with a small amount of sulfuric acid to form a leaching paste, which is a paste-like leachate, and then diluting this leach paste with water, it is possible to acid-leach electrode material efficiently in a short time without using excess sulfuric acid.

即ち、上記の課題を解決するために、本発明の電極材料の浸出方法は、リチウムイオン二次電池の電極材料を酸浸出させる電極材料の浸出方法であって、リチウムイオン二次電池の電極材料と硫酸とを反応させて、前記電極材料に含まれる金属を浸出させた浸出液を得る浸出工程、を有し、前記浸出工程は、前記硫酸と前記電極材料とを混錬して浸出ペーストを形成する混練過程と、前記浸出ペーストに水を加えて希釈する希釈過程と、を含む工程であることを特徴とする。 That is, in order to solve the above-mentioned problems, the electrode material leaching method of the present invention is a method for acid-leaching an electrode material for a lithium-ion secondary battery, and includes a leaching process in which the electrode material for a lithium-ion secondary battery is reacted with sulfuric acid to obtain a leachate in which metals contained in the electrode material are leached, and the leaching process is characterized by including a kneading process in which the sulfuric acid and the electrode material are kneaded to form a leached paste, and a dilution process in which the leached paste is diluted with water.

本発明によれば、浸出工程として、混練過程と希釈過程の2段階の過程を経ることによって、電極材料を、過剰な量の酸を用いることなく、短時間で効率的に酸浸出することが可能になる。 According to the present invention, the leaching process involves two steps: a kneading step and a dilution step. This makes it possible to acid-leach the electrode material efficiently in a short time without using an excessive amount of acid.

また、本発明は、前記混練過程では、前記電極材料の質量(g)をEA、前記硫酸の容量(mL)をSV、前記硫酸の濃度(mol/L)をSCとした時に、1≦(SV/EA)≦2、かつ、5.5EA≦(SC×SV)≦10.3EA、を満たすように混練を行ってもよい。 In addition, in the present invention, the kneading process may be performed so that, when the mass (g) of the electrode material is EA, the volume (mL) of the sulfuric acid is SV, and the concentration (mol/L) of the sulfuric acid is SC, the following relationships are satisfied: 1≦(SV/EA)≦2 and 5.5EA≦(SC×SV)≦10.3EA.

また、本発明は、前記混練過程、または前記希釈過程のうち、少なくとも何れか一方において、過酸化水素を更に添加してもよい。 In addition, in the present invention, hydrogen peroxide may be further added during at least one of the kneading process and the dilution process.

また、本発明は、前記希釈過程では、pHを2.0以下、液温を50℃以上にした後、過酸化水素を添加してもよい。 Furthermore, in the present invention, hydrogen peroxide may be added during the dilution process after the pH is adjusted to 2.0 or less and the liquid temperature is adjusted to 50°C or higher.

また、本発明は、前記希釈過程では、希釈後の浸出液のpHが2.0以下の範囲になるように、更に硫酸を添加してもよい。 Furthermore, in the present invention, sulfuric acid may be further added during the dilution process so that the pH of the diluted leachate is in the range of 2.0 or less.

また、本発明は、前記混練過程、または前記希釈過程のうち、少なくとも何れか一方において、更にアルコールを添加してもよい。 In addition, in the present invention, alcohol may be further added during at least one of the kneading process and the dilution process.

本発明のコバルトおよびニッケルの分離方法は、リチウムイオン二次電池からコバルトおよびニッケルを分離する、コバルトおよびニッケルの分離方法であって、前記リチウムイオン二次電池を粉砕および分級し、少なくともコバルト、ニッケル、銅、およびリチウムを含む電極材料を得る粉砕選別工程、請求項1から6のいずれか一項に記載の電極材料の浸出方法によって浸出液を生成する浸出工程、前記浸出液に硫化水素化合物を加えて撹拌し、硫化銅として銅を沈殿させる銅沈殿工程、前記銅沈殿工程で得られた沈殿を含む混合液にアルカリ金属水酸化物を加えてpH調整を行い、第1中和液を得る第1中和過程と、前記第1中和液の固液分離を行い、コバルトおよびニッケルを含む第1溶出液と硫化銅を含む残渣を得る第1濾過過程と、を順に含む第1処理工程、または、前記銅沈殿工程で得られた沈殿を含む混合液の固液分離を行い、コバルトおよびニッケルを含む第2溶出液と硫化銅を含む残渣を得る第2濾過過程と、前記第2溶出液にアルカリ金属水酸化物を加えてpH調整を行い、第2中和液を得る第2中和過程と、を順に含む第2処理工程、のうちいずれか一方、前記第1処理工程で得た前記第1溶出液、または第2処理工程で得た前記第2中和液に硫化水素化合物を加えて撹拌、固液分離を行い、硫化コバルトおよび硫化ニッケルを含む沈殿物と、リチウムを含む残液とを得るコバルト・ニッケル分離工程、を備えることを特徴とする。 The cobalt and nickel separation method of the present invention is a method for separating cobalt and nickel from a lithium ion secondary battery, and includes a crushing and sorting step in which the lithium ion secondary battery is crushed and classified to obtain an electrode material containing at least cobalt, nickel, copper, and lithium; a leaching step in which a leachate is produced by the electrode material leaching method described in any one of claims 1 to 6; a copper precipitation step in which a hydrogen sulfide compound is added to the leachate and stirred to precipitate copper as copper sulfide; a first neutralization step in which an alkali metal hydroxide is added to the mixed liquid containing the precipitate obtained in the copper precipitation step to adjust the pH and obtain a first neutralization solution; and a solid-liquid separation of the first neutralization solution to separate cobalt and nickel. The method is characterized by comprising either a first treatment process including, in order, a first filtration process to obtain a first eluate containing nickel and a residue containing copper sulfide, or a second treatment process including, in order, a second filtration process to perform solid-liquid separation of a mixed liquid containing the precipitate obtained in the copper precipitation process to obtain a second eluate containing cobalt and nickel and a residue containing copper sulfide, and a second neutralization process to adjust the pH of the second eluate by adding an alkali metal hydroxide to obtain a second neutralized liquid; or a cobalt-nickel separation process to add a hydrogen sulfide compound to the first eluate obtained in the first treatment process or the second neutralized liquid obtained in the second treatment process, stir the mixture, and perform solid-liquid separation to obtain a precipitate containing cobalt sulfide and nickel sulfide and a residual liquid containing lithium.

また、本発明は、前記銅沈殿工程の後工程として、前記第1処理工程を行ってもよい。 In addition, the present invention may also perform the first treatment step as a subsequent step following the copper precipitation step.

また、本発明は、前記粉砕選別工程の前工程として、前記リチウムイオン二次電池を加熱して熱処理を行う熱処理工程を備えていてもよい。 The present invention may also include a heat treatment step, prior to the crushing and sorting step, in which the lithium-ion secondary battery is heated and subjected to heat treatment.

本発明によれば、リチウムイオン二次電池に含まれる電極材料を、過剰な量の酸を用いることなく、短時間で効率的に酸浸出することが可能な電極材料の浸出方法、およびこの浸出方法を含むコバルトおよびニッケルの分離方法を提供することができる。 The present invention provides a method for leaching electrode materials that can efficiently leach electrode materials contained in lithium-ion secondary batteries in a short time without using an excessive amount of acid, and a method for separating cobalt and nickel that includes this leaching method.

本発明の一実施形態の電極材料の浸出方法を含むコバルトおよびニッケルの分離方法を段階的に示したフローチャートである。1 is a flow chart showing the steps of a method for separating cobalt and nickel, including a method for leaching electrode materials, according to one embodiment of the present invention. 本発明の第2実施形態の浸出方法を含むコバルトおよびニッケルの分離方法を段階的に示したフローチャートである。1 is a flowchart showing the steps of a method for separating cobalt and nickel, including a leaching method according to a second embodiment of the present invention. 式1、式2に基づく添加した硫酸容量と濃度との適切な範囲を示すグラフである。1 is a graph showing an appropriate range of added sulfuric acid volume and concentration based on Equations 1 and 2.

以下、図面を参照して、本発明の一実施形態の電極材料の浸出方法、およびこれを含むコバルトおよびニッケルの分離方法について説明する。なお、以下に示す各実施形態は、発明の趣旨をより良く理解させるために具体的に説明するものであり、特に指定のない限り、本発明を限定するものではない。 Below, we will explain a method for leaching electrode materials according to one embodiment of the present invention, and a method for separating cobalt and nickel that includes this method, with reference to the drawings. Note that each of the embodiments shown below is provided as a specific explanation to better understand the spirit of the invention, and does not limit the present invention unless otherwise specified.

(第1実施形態)
図1は、本発明の第1実施形態の電極材料の浸出方法を含むコバルトおよびニッケルの分離方法を段階的に示したフローチャートである。
(First embodiment)
FIG. 1 is a flow chart showing the steps of a method for separating cobalt and nickel, including a method for leaching an electrode material according to a first embodiment of the present invention.

(熱処理工程S1)
廃棄されたリチウムイオン二次電池(以下、廃LIBと称する)を構成する電極材料を分離する前処理工程として、加熱炉を用いて、廃LIBを過熱水蒸気によって例えば約500℃程度まで加熱して熱処理を行う。
(Heat treatment step S1)
As a pretreatment process for separating the electrode materials that make up discarded lithium ion secondary batteries (hereinafter referred to as waste LIBs), a heating furnace is used to heat the waste LIBs with superheated steam to, for example, about 500°C, thereby performing heat treatment.

熱処理は、真空でも常圧でもよいが、酸素を含まない不活性雰囲気中の加熱が好ましい。廃LIBは、バインダー及び電解液の存在により正極活物質や負極活物質と、集電体であるアルミニウム箔や銅箔との付着力が大きい。このため、400℃以上の熱処理工程を行うことによって、これら活物質と集電体との分離を容易にする。廃LIBの加熱温度を650℃以下にすることにより、アルミニウムが溶融して活物質を巻き込んで冷却固化して、活物質だけを取り出すことが困難になることを防止できる。 Heat treatment can be performed in a vacuum or at atmospheric pressure, but heating in an oxygen-free inert atmosphere is preferable. Due to the presence of binders and electrolyte, waste LIBs have strong adhesive forces between the positive and negative electrode active materials and the aluminum or copper foil current collectors. Therefore, heat treatment at 400°C or higher facilitates separation of these active materials from the current collectors. By setting the heating temperature of waste LIBs to 650°C or below, it is possible to prevent the aluminum from melting and enveloping the active material, which would then solidify upon cooling, making it difficult to extract the active material alone.

(粉砕選別工程S2)
次に、熱処理後の廃LIBを粉砕した後、篩分けによって電極材料を選別分離する。廃LIBの粉砕は、例えば、二軸剪断破砕機やハンマーミルを用いて行う。
(Crushing and sorting step S2)
Next, the waste LIB after the heat treatment is crushed, and then the electrode material is separated by sieving. The crushing of the waste LIB is performed using, for example, a biaxial shear crusher or a hammer mill.

そして、粉砕した廃LIBを、適切な目開きの篩を用いて分級し,電池容器,アルミニウム箔,銅箔,ニッケル端子を篩の上産物として、正極活物質(LiCoOなど)および負極活物質(グラファイト)を含む電極材料を篩の下産物として回収する。こうした電極材料は、例えば、目開きが0.5mm程度の篩を通過したものであればよい。 The crushed waste LIB is then classified using a sieve with appropriate mesh size, and the battery container, aluminum foil, copper foil, and nickel terminals are collected as the upper product of the sieve, while the electrode material containing the positive electrode active material (e.g., LiCoO2 ) and the negative electrode active material (graphite) is collected as the lower product. Such electrode material may be one that passes through a sieve with mesh size of about 0.5 mm, for example.

分離された電極材料は、主に正極活物質の構成材料および不純物であるコバルト、ニッケル、マンガン、銅、鉄、アルミニウム、リチウム、カルシウム等、および負極活物質の構成材料である炭素等を含んでいる。 The separated electrode material mainly contains the constituent materials of the positive electrode active material and impurities such as cobalt, nickel, manganese, copper, iron, aluminum, lithium, and calcium, as well as the constituent materials of the negative electrode active material such as carbon.

(浸出工程S3)
次に、本実施形態の電極材料の浸出方法を構成する浸出工程S3として、粉砕選別工程S2で分離された電極材料を硫酸を含む処理液によって酸浸出を行って浸出液を得る。
浸出工程S3は、電極材料を少量の硫酸(処理液)と混錬して浸出ペーストを形成する混練過程S3-1と、得られた浸出ペーストを水で希釈して浸出液を形成する希釈工程S3-2の、2段階の過程を経て行われる。
(Leaching step S3)
Next, in the leaching step S3 constituting the leaching method for an electrode material of this embodiment, the electrode material separated in the crushing and sorting step S2 is subjected to acid leaching with a treatment liquid containing sulfuric acid to obtain a leachate.
The leaching step S3 is carried out in two stages: a kneading step S3-1 in which the electrode material is kneaded with a small amount of sulfuric acid (treatment liquid) to form a leaching paste, and a dilution step S3-2 in which the obtained leaching paste is diluted with water to form a leaching solution.

混練過程S3-1では、例えば、濃度が45~47質量%程度の少量の硫酸と、電極材料とを混錬する。具体的には、例えば、電極材料を容器に入れて、少量の硫酸を加えた後、ゴムへら、ガラス棒などを用いて、電極材料と硫酸とがペースト状になるまで混錬する。この時、電極材料が硫酸によって溶解する際に生じるガスにより、混練物が発泡するが、生じた泡を物理的に砕くように練り混ぜることが好ましい。なお、混練は、脱泡機能のある混練機、例えば、減圧式混練機などを用いることもできる。 In the kneading step S3-1, the electrode material is kneaded with a small amount of sulfuric acid, for example, with a concentration of approximately 45 to 47% by mass. Specifically, for example, the electrode material is placed in a container, a small amount of sulfuric acid is added, and the electrode material and sulfuric acid are then kneaded using a rubber spatula, glass rod, or the like until they form a paste. At this time, the kneaded mixture will foam due to the gas generated when the electrode material is dissolved by the sulfuric acid, but it is preferable to knead the mixture in a way that physically breaks up the bubbles that have formed. Note that kneading can also be performed using a kneader with a degassing function, such as a vacuum kneader.

混練過程S3-1において、ペースト状態で混錬することにより、従来の液状での撹拌よりも電極材料と硫酸との接触が容易になる。また、浸出による気泡が混錬で砕かれて、電極材料と硫酸とがなじみやすくなる。これにより、電極材料を短時間で効率的に酸浸出できる。 In the kneading process S3-1, kneading in a paste state makes it easier for the electrode material to come into contact with sulfuric acid than with conventional liquid stirring. Furthermore, the kneading process breaks down any air bubbles that may have formed during leaching, making it easier for the electrode material and sulfuric acid to blend together. This allows the electrode material to be acid-leached efficiently in a short amount of time.

混練過程S3-1で用いる電極材料と、これに加える硫酸との混合比率は、電極材料の質量(g)をEA、硫酸の容量(mL)をSV、硫酸の濃度(mol/L)をSCとした時に、下記の式1、および式2を満たすようにすることが好ましい。
1≦(SV/EA)≦2・・・(1)
5.5EA≦(SC×SV)≦10.3EA・・・(2)
The mixing ratio of the electrode material used in the kneading step S3-1 to the sulfuric acid added thereto is preferably such that the following formulas 1 and 2 are satisfied, where EA is the mass (g) of the electrode material, SV is the volume (mL) of the sulfuric acid, and SC is the concentration (mol/L) of the sulfuric acid.
1≦(SV/EA)≦2...(1)
5.5EA≦(SC×SV)≦10.3EA...(2)

式1のSV/EAが1未満である場合、混練物が硬すぎてペースト状の混練物(浸出ペースト)にすることが困難である。一方、SV/EAが2を超える場合、流動性が大きくなりすぎて、液状物になってしまう。 If the SV/EA ratio in Equation 1 is less than 1, the kneaded product will be too hard and difficult to turn into a paste-like kneaded product (leached paste). On the other hand, if the SV/EA ratio is more than 2, the fluidity will be too high and the product will become liquid.

また、式2のSC×SVが5.5EA未満である場合、電極材料に含まれる活物質を充分に浸出させるだけの硫酸イオンが不足する。一方、SC×SVが10.3EAを超える場合、硫酸イオンが過剰になる、即ち、浸出に寄与しない硫酸が多くなりすぎて、無駄な処理コストが生じる懸念がある。 Furthermore, if SC x SV in Equation 2 is less than 5.5 EA, there will not be enough sulfate ions to fully leach the active material contained in the electrode material. On the other hand, if SC x SV exceeds 10.3 EA, there will be an excess of sulfate ions, i.e., too much sulfuric acid will not contribute to leaching, which could result in unnecessary processing costs.

こうした式1、式2に基づく硫酸の添加量と濃度との適切な範囲を示すグラフを図3に示す。図3では、EA=1としている。図3によれば、硫酸の添加量と濃度とを、適正範囲とされる領域内にすることで、浸出ペーストを形成することができ、かつ、電極材料に含まれる活物質を充分に浸出させ、反応に不要な硫酸を低減することができる。 Figure 3 shows a graph illustrating the appropriate range of sulfuric acid addition amount and concentration based on Equations 1 and 2. In Figure 3, EA = 1. As Figure 3 shows, by keeping the sulfuric acid addition amount and concentration within the appropriate range, it is possible to form a leaching paste, sufficiently leach the active material contained in the electrode material, and reduce the amount of sulfuric acid unnecessary for the reaction.

混練過程S3-1では、電極材料に硫酸を加えるとともに、更に過酸化水素を添加することもできる。
電極材料に含まれるCo,Niは、硫酸に溶解しにくい3価,4価の状態も含まれるため、過酸化水素を還元剤として添加することで、より硫酸に溶解しやすい2価のCo,Niに還元された状態にすることができる。過酸化水素は、濃度が30~35質量%の過酸化水素水の状態で添加されればよい。
In the kneading step S3-1, sulfuric acid is added to the electrode material, and hydrogen peroxide may also be added.
The Co and Ni contained in the electrode material include trivalent and tetravalent Co and Ni that are difficult to dissolve in sulfuric acid, so adding hydrogen peroxide as a reducing agent can reduce them to divalent Co and Ni that are more easily soluble in sulfuric acid. Hydrogen peroxide may be added in the form of a hydrogen peroxide solution with a concentration of 30 to 35 mass %.

混練過程S3-1において過酸化水素を添加する場合、過酸化水素の還元性を発揮させるために、混練物の温度を50℃以上にすることが好ましい。50℃未満であると反応時間が長くなってしまい、60℃を超えると必要以上の熱を加えていることになり熱エネルギーが無駄となる。
混練過程S3-1では、電極材料に硫酸を加える際に、正の反応熱によって混練物が室温よりも昇温していることが多いので、条件によっては特に外部から加熱操作を行わなくてもよい。
When hydrogen peroxide is added in the kneading step S3-1, it is preferable to set the temperature of the kneaded mixture to 50° C. or higher in order to exert the reducing properties of hydrogen peroxide. If the temperature is lower than 50° C., the reaction time will be long, and if the temperature is higher than 60° C., more heat than necessary will be added, resulting in a waste of thermal energy.
In the kneading step S3-1, when sulfuric acid is added to the electrode material, the temperature of the kneaded mixture is often higher than room temperature due to the positive heat of reaction, so that, depending on the conditions, external heating may not be necessary.

更に、混練過程S3-1において、アルコールを添加することもできる。添加するアルコールとしては、例えば、エタノール、ブタノールに代表される炭素原子数が8以下の飽和直鎖状アルコールを挙げることができる。こうしたアルコールは、疎水基および親水基が存在するため、疎水性の電極活物質と水を含む硫酸との親和性を高めて混錬を容易にするとともに、消泡性が有るために、混練中に発泡を低減して、混練ペーストの形成を容易にする。 Alcohol can also be added in the kneading step S3-1. Examples of alcohols that can be added include saturated, straight-chain alcohols with eight or fewer carbon atoms, such as ethanol and butanol. The presence of hydrophobic and hydrophilic groups in such alcohols increases the affinity between the hydrophobic electrode active material and the aqueous sulfuric acid, facilitating kneading. Furthermore, their antifoaming properties reduce foaming during kneading, making it easier to form a kneaded paste.

希釈工程S3-2では、混練過程S3-1で得られた浸出ペーストに対して水、例えば蒸留水を加えて攪拌し、浸出液を生成させる。この時、浸出液のpHが2.0以下になるように希釈すれば、硫酸で溶解可能な電極材料の成分は、ほぼ溶解された状態になる。 In the dilution step S3-2, water, such as distilled water, is added to the leaching paste obtained in the kneading step S3-1 and stirred to produce a leachate. At this time, if the leachate is diluted so that its pH is 2.0 or less, the components of the electrode material that are soluble in sulfuric acid will be almost completely dissolved.

なお、希釈工程S3-2で浸出ペーストを水で希釈した際に、浸出液のpHが2を超える場合、更に硫酸を添加してpHが2.0以下になるようにpH調整を行うことが好ましい。浸出液のpHを2以下にしておけば、後工程である銅分離工程S4でpH調整を行う必要が無い。 If the pH of the leachate exceeds 2 when the leaching paste is diluted with water in the dilution step S3-2, it is preferable to further add sulfuric acid to adjust the pH so that it is 2.0 or less. If the pH of the leachate is kept at 2 or less, there is no need to adjust the pH in the subsequent copper separation step S4.

希釈過程S3-2においても、更に過酸化水素を添加することもできる。希釈過程S3-2において過酸化水素を添加する場合、過酸化水素の還元性を発揮させるために、浸出液の温度を50℃以上、60℃以下の範囲にすることが好ましい。50℃未満であると反応時間が長くなってしまい、60℃を超えると必要以上の熱を加えていることになり熱エネルギーが無駄となる。また、浸出液のpHが2.0以下になるようにしてから過酸化水素を添加することが好ましい。 Hydrogen peroxide can also be added in the dilution step S3-2. When adding hydrogen peroxide in the dilution step S3-2, it is preferable to set the temperature of the leaching solution in the range of 50°C or higher and 60°C or lower to maximize the reducing properties of the hydrogen peroxide. If the temperature is below 50°C, the reaction time will be longer, and if it exceeds 60°C, more heat than necessary will be added, resulting in a waste of thermal energy. It is also preferable to add hydrogen peroxide only after the pH of the leaching solution has reached 2.0 or lower.

希釈過程S3-2において過酸化水素を添加することにより、電極材料に含まれる3価,4価の状態のCo,Niなどを硫酸に溶解しやすい2価のCo,Niに還元された状態にして、Co,Niの溶解性を高めることができる。過酸化水素は、水溶液の状態、即ち、濃度が30~35質量%の過酸化水素水の状態で添加されればよい。 By adding hydrogen peroxide in the dilution step S3-2, trivalent and tetravalent Co and Ni contained in the electrode material are reduced to divalent Co and Ni, which are easily soluble in sulfuric acid, thereby increasing the solubility of Co and Ni. The hydrogen peroxide can be added in the form of an aqueous solution, i.e., a hydrogen peroxide solution with a concentration of 30 to 35% by mass.

以上のような浸出工程S3によって、電極材料の活物質を浸出させた、pHが2.0以下の浸出液を得ることができる。なお、電極材料に含まれる炭素は浸出されないので、炭素残渣として固体状態で残留している。 By performing the leaching step S3 described above, it is possible to obtain a leaching solution with a pH of 2.0 or less, in which the active material of the electrode material has been leached. Note that the carbon contained in the electrode material is not leached, and therefore remains in a solid state as a carbon residue.

以上のように、本実施形態の電極材料の浸出方法によれば、浸出工程S3として、混練過程S3-1と希釈過程S3-2の2段階の過程を経ることによって、電極材料を、過剰な量の硫酸を用いることなく、短時間で効率的に酸浸出することができる。 As described above, according to the electrode material leaching method of this embodiment, the leaching process S3 involves two steps: the kneading step S3-1 and the dilution step S3-2. This allows the electrode material to be acid-leached efficiently in a short time without using an excessive amount of sulfuric acid.

(銅沈殿工程S4)
次に、浸出工程S3で得られた浸出液に、硫化水素化合物を加えて撹拌し、コバルトおよびニッケルを含む溶出液と、硫化銅(CuS)を含む沈殿が混合した混合液を得る。
(Copper precipitation step S4)
Next, a hydrogen sulfide compound is added to the leachate obtained in the leaching step S3 and stirred to obtain a mixture of an eluate containing cobalt and nickel and a precipitate containing copper sulfide (CuS).

本発明において硫化水素化合物とは、硫黄分を含み、水に溶解させたときにその硫黄分がHS、HSまたはS2-の形態をとる化合物を意味する。
銅分離工程S4で用いる硫化水素化合物としては、水溶性のアルカリ金属硫化水素化物、本実施形態では硫化水素ナトリウム(NaSH)の水溶液を用いている。銅分離工程S4の具体例としては、浸出液をイオン交換水で希釈した後、硫化水素ナトリウムの水溶液を、この希釈した浸出液に添加して攪拌する。
In the present invention, the hydrogen sulfide compound means a compound that contains sulfur and in which the sulfur content takes the form of H 2 S, HS - or S 2 - when dissolved in water.
The hydrogen sulfide compound used in the copper separation step S4 is a water-soluble alkali metal hydrogen sulfide, and in this embodiment, an aqueous solution of sodium hydrogen sulfide (NaSH) is used. In a specific example of the copper separation step S4, the leachate is diluted with ion-exchanged water, and then an aqueous solution of sodium hydrogen sulfide is added to the diluted leachate and stirred.

硫化水素ナトリウムの水溶液の添加は、例えば、酸化・還元電位(vs Ag/AgCl)が0mV以下になるまで行う。酸化・還元電位が0mV以下になるまで硫化水素ナトリウムを添加することで、浸出液に含まれる銅をほぼ全量沈殿させることができる。 The aqueous solution of sodium hydrogen sulfide is added, for example, until the oxidation-reduction potential (vs. Ag/AgCl) falls below 0 mV. By adding sodium hydrogen sulfide until the oxidation-reduction potential falls below 0 mV, it is possible to precipitate almost all of the copper contained in the leachate.

硫化水素化合物の添加開始から終了に至るまでの浸出液のpHを2.0以下に維持することが好ましい。浸出液のpHが2.0を超えると、コバルト、ニッケルの硫化物が生じて、これらの溶出液への回収率が低下するおそれがある。
なお、硫化水素化合物としては、硫化水素ナトリウム以外にも、例えば、硫化ナトリウム、チオ硫酸ナトリウム、または亜ジチオン酸ナトリウムであってもよい。
It is preferable to maintain the pH of the leaching solution at 2.0 or less from the start to the end of the addition of the hydrogen sulfide compound. If the pH of the leaching solution exceeds 2.0, sulfides of cobalt and nickel may be produced, which may reduce the recovery rate of these metals in the eluate.
The hydrogen sulfide compound may be, for example, sodium sulfide, sodium thiosulfate, or sodium dithionite, in addition to sodium hydrogen sulfide.

浸出液に硫化水素化合物を加えることにより、浸出液に溶解している金属成分のうち、銅と硫黄とが反応し、硫化銅(CuS)が生成して沈殿する。一方、銅を除いた金属成分(コバルト、ニッケル、マンガン、鉄、アルミニウム、リチウム、カルシウム等)は、液相に残留し、コバルトおよびニッケルを含む溶出液が得られる。 By adding a hydrogen sulfide compound to the leachate, the copper and sulfur dissolved in the leachate react to form copper sulfide (CuS), which precipitates. Meanwhile, the metal components excluding copper (cobalt, nickel, manganese, iron, aluminum, lithium, calcium, etc.) remain in the liquid phase, resulting in an eluate containing cobalt and nickel.

(第1処理工程S5A)
次に、第1処理工程S5Aとして、第1中和過程S5A-1と、第1濾過過程S5A-2と、を順に行う。
第1中和過程S5A-1は、銅沈殿工程S4で得られた沈殿を含む混合液に対してアルカリ金属水酸化物を加えてpH調整を行い、第1中和液を得る。
(First processing step S5A)
Next, as the first treatment step S5A, a first neutralization step S5A-1 and a first filtration step S5A-2 are carried out in this order.
In the first neutralization step S5A-1, an alkali metal hydroxide is added to the mixed solution containing the precipitate obtained in the copper precipitation step S4 to adjust the pH, thereby obtaining a first neutralized solution.

前工程である銅沈殿工程S4では、硫化水素化合物の添加開始から終了に至るまでの浸出液のpHを2.0以下に維持しているため、このままでは、後工程のコバルト・ニッケル分離工程S6において、硫化水素化合物とコバルト、ニッケルが反応しにくくなる虞があるが、硫化水素化合物の添加に伴って、溶出液のpHは低下していく。pH調整後、硫化水素化合物の添加開始時のpHが3.0未満であると、硫化水素化合物の添加終了に至る前に過度のpH低下が生じ、再度のpH調整が必要になる。このため、コバルト・ニッケル分離工程S6の前工程においてpHを3.0以上にした方が効率的である。 In the upstream copper precipitation process S4, the pH of the leachate is maintained at 2.0 or below from the start to the end of the addition of the hydrogen sulfide compound. If this continues, there is a risk that the hydrogen sulfide compound will not react with cobalt and nickel in the downstream cobalt-nickel separation process S6. However, the pH of the leachate decreases as the hydrogen sulfide compound is added. If the pH is below 3.0 at the start of the addition of the hydrogen sulfide compound after pH adjustment, an excessive decrease in pH will occur before the addition of the hydrogen sulfide compound is completed, requiring further pH adjustment. For this reason, it is more efficient to maintain the pH at 3.0 or above in the process prior to the cobalt-nickel separation process S6.

また、pH調整時にpHを4.0を超える値にすると、pH調整に時間がかかるが、硫化水素化合物を添加するとすぐにpH4.0以下となるため、非効率である。そのため、pH調整範囲としては3.0~4.0の範囲が望ましい。 Furthermore, if the pH is adjusted to a value above 4.0, it takes time to adjust the pH, and adding the hydrogen sulfide compound immediately drops the pH to 4.0 or below, making this an inefficient process. Therefore, the pH adjustment range is preferably between 3.0 and 4.0.

また、この第1中和過程S5A-1では、水酸化ナトリウム(NaOH)を用いて、銅沈殿工程S5で得られた沈殿を含む混合液のpHを3.0~4.0程度にすることで、この混合液に含まれるアルミニウムを水酸化アルミニウム(Al(OH))にして沈殿させることができる。 In addition, in this first neutralization step S5A-1, sodium hydroxide (NaOH) is used to adjust the pH of the mixed solution containing the precipitate obtained in the copper precipitation step S5 to approximately 3.0 to 4.0, so that the aluminum contained in this mixed solution can be converted into aluminum hydroxide (Al(OH) 3 ) and precipitated.

こうしたコバルト・ニッケル分離工程S6の前処理のpH調整である第1中和過程S5A-1においては、pH調整液として、水酸化ナトリウム(NaOH)以外にも、水酸化カリウム(KOH)、pH4.0越えであれば更に酸、例えば、硫酸を用いることができる。本実施形態では、溶出液のpHを3.0~4.0の範囲内、例えば3.5に調整した。 In the first neutralization process S5A-1, which is the pH adjustment for pretreatment in the cobalt/nickel separation process S6, the pH adjustment solution can be sodium hydroxide (NaOH), potassium hydroxide (KOH), or even an acid such as sulfuric acid if the pH is above 4.0. In this embodiment, the pH of the eluate was adjusted to a range of 3.0 to 4.0, for example 3.5.

次に、第1濾過過程S5A-2では、第1中和過程S5A-1で得られた第1中和液の固液分離を行い、コバルトおよびニッケルを含む第1溶出液と硫化銅(CuS)を含む残渣とを分離する。これにより、浸出工程S3で生じた炭素残渣、銅沈殿工程S4で生じた硫化銅(CuS)を含む沈殿残渣、および第1中和過程S5A-1において生じた水酸化アルミニウム(Al(OH))を含む固相と、第1溶出液(液相)とが分離される。第1溶出液には、浸出工程S3で用いた消泡剤に含まれる炭素原子数が8以下の飽和直鎖状アルコールが移行する。 Next, in the first filtration step S5A-2, the first neutralized solution obtained in the first neutralization step S5A-1 is subjected to solid-liquid separation to separate a first eluate containing cobalt and nickel from a residue containing copper sulfide (CuS). As a result, the first eluate (liquid phase) is separated from the carbon residue produced in the leaching step S3, the precipitate residue containing copper sulfide (CuS) produced in the copper precipitation step S4, and a solid phase containing aluminum hydroxide (Al(OH) 3 ) produced in the first neutralization step S5A-1. Saturated linear alcohols having 8 or less carbon atoms contained in the antifoaming agent used in the leaching step S3 are transferred to the first eluate.

なお、本実施形態では、第1濾過過程S5A-2での固液分離によって、浸出工程S3で生成した炭素残渣も濾別しているが、浸出工程S3においても固液分離を行うことで、第1濾過過程S5A-2を行う前に、予め炭素残渣を分離しておくこともできる。 In this embodiment, the carbon residue produced in the leaching process S3 is also filtered out by solid-liquid separation in the first filtration process S5A-2. However, by also performing solid-liquid separation in the leaching process S3, the carbon residue can be separated in advance before the first filtration process S5A-2 is performed.

第1濾過過程S5A-2で分離された固相は、リパルプ(固相に水を加えて再懸濁させた後、脱水することにより精製)、またはケーキ洗浄してから廃棄物として処理されればよい。 The solid phase separated in the first filtration process S5A-2 can be repulped (purified by adding water to the solid phase to resuspend it and then dehydrating it) or the cake washed before being disposed of as waste.

(コバルト・ニッケル分離工程S6)
次に、第1処理工程S5Aで得られた第1溶出液に水溶性の硫化水素化合物を添加することによって、溶出液に含まれるコバルトおよびニッケルは、それぞれ水に不溶性の硫化コバルト(CoS)および硫化ニッケル(NiS)になり沈殿する。
(Cobalt/nickel separation step S6)
Next, by adding a water-soluble hydrogen sulfide compound to the first eluate obtained in the first treatment step S5A, the cobalt and nickel contained in the eluate become water-insoluble cobalt sulfide (CoS) and nickel sulfide (NiS), respectively, and are precipitated.

コバルト・ニッケルを硫化するための硫化水素化合物としては、例えば、水溶性のアルカリ金属硫化水素化物が挙げられる。硫化水素化合物は、銅沈殿工程S4で用いるものと同じであってもよく、異なっていてもよい。本実施形態では、濃度が200g/Lの硫化水素ナトリウムの水溶液を用いた。
硫化水素ナトリウムの水溶液の添加は、例えば、酸化・還元電位(vs Ag/AgCl)が-400mV以下になるまで行う。酸化・還元電位が-400mV以下になるまで硫化水素ナトリウムを添加することで、溶出液に含まれるコバルト、ニッケルをほぼ全量沈殿させることができる。
The hydrogen sulfide compound for sulfurizing the cobalt-nickel may be, for example, a water-soluble alkali metal hydrogen sulfide. The hydrogen sulfide compound may be the same as or different from that used in the copper precipitation step S4. In this embodiment, an aqueous solution of sodium hydrogen sulfide with a concentration of 200 g/L was used.
The aqueous solution of sodium hydrogen sulfide is added until the oxidation-reduction potential (vs. Ag/AgCl) becomes -400 mV or less. By adding sodium hydrogen sulfide until the oxidation-reduction potential becomes -400 mV or less, it is possible to precipitate almost all of the cobalt and nickel contained in the eluate.

硫化水素化合物の添加開始から終了に至るまでの間の浸出液のpHは2.0~5.0、好ましくは2.0~3.5の範囲内に維持することが好ましい。浸出液のpHが2.0未満となった場合、硫化水素ナトリウムと硫酸との反応(NaSH+HSO→HS+NaSO)が生じ、硫化水素ナトリウムが消費されてコバルト、ニッケルの硫化が進みにくくなる。一方、浸出液のpHが5.0を超えると、他の金属の水酸化物が生じて沈殿物の純度が低下するおそれがある。また、高い領域でpHをコントロールすることは困難である。 The pH of the leaching solution from the start to the end of the addition of the hydrogen sulfide compound is preferably maintained within the range of 2.0 to 5.0, preferably 2.0 to 3.5. If the pH of the leaching solution falls below 2.0, a reaction occurs between sodium hydrogen sulfide and sulfuric acid (NaSH + H2SO4H2S + Na2SO4 ), sodium hydrogen sulfide is consumed , and sulfidation of cobalt and nickel becomes difficult. On the other hand, if the pH of the leaching solution exceeds 5.0, hydroxides of other metals may be produced, which may reduce the purity of the precipitate. Furthermore, it is difficult to control the pH in the high range.

なお、ここでいう硫化コバルトには、硫化コバルト(II)、二硫化コバルト(CoS)、八硫化九コバルト(Co)など、各種組成の硫化コバルト化合物が含まれていてもよい。同様に、硫化ニッケル(NiS)には、硫化ニッケル(II)、二硫化ニッケル(NiS)、四硫化三ニッケル(Ni)、二硫化三ニッケル(Ni)など、各種組成の硫化ニッケル化合物が含まれていてもよい。 Cobalt sulfide herein may include cobalt sulfide compounds of various compositions, such as cobalt (II) sulfide, cobalt disulfide (CoS 2 ), nonacobalt octasulfide (Co 9 S 8 ), etc. Similarly, nickel sulfide (NiS) may include nickel sulfide compounds of various compositions, such as nickel (II) sulfide, nickel disulfide (NiS 2 ), trinickel tetrasulfide (Ni 3 S 4 ), trinickel disulfide (Ni 3 S 2 ), etc.

一方、硫化水素化合物を添加後の液相(残液)には、コバルトおよびニッケルを除いた金属成分(マンガン、鉄、アルミニウム、リチウム、カルシウム等)が残留する。ここで得られた液相は、その後、pH調整による溶媒抽出等によって、含有するマンガン、鉄、アルミニウム、リチウム、カルシウム等をそれぞれ分離、回収することができる。 Meanwhile, the liquid phase (residual liquid) after adding the hydrogen sulfide compound contains metal components (manganese, iron, aluminum, lithium, calcium, etc.) excluding cobalt and nickel. The liquid phase obtained here can then be subjected to solvent extraction with pH adjustment to separate and recover the manganese, iron, aluminum, lithium, calcium, etc. contained therein.

(再溶解工程S7)
次に、コバルト・ニッケル分離工程S6で得られた沈殿物に硫酸を含む再溶解液を加えて攪拌した後、固液分離を行い、コバルトおよびニッケルを含むコバルト・ニッケル溶液を得る。
(Remelting step S7)
Next, a redissolution liquid containing sulfuric acid is added to the precipitate obtained in the cobalt/nickel separation step S6, and the mixture is stirred, followed by solid-liquid separation to obtain a cobalt/nickel solution containing cobalt and nickel.

再溶解液としては、例えば、硫酸と酸化剤として過酸化水素とを混合したものを用いる。再溶解液の一例としては、濃度が1.5mol/Lの希硫酸100mlに対し、濃度が30wt%の過酸化水素水を20mlの比率で混合したものが挙げられる。 The re-dissolving liquid is, for example, a mixture of sulfuric acid and hydrogen peroxide as an oxidizing agent. One example of a re-dissolving liquid is a mixture of 100 ml of dilute sulfuric acid with a concentration of 1.5 mol/L and 20 ml of hydrogen peroxide solution with a concentration of 30 wt%.

再溶解工程S7の具体例としては、例えば60℃以上に加熱した再溶解液に、沈殿物を加え、4時間以上浸漬する。この時、更に攪拌することが好ましい。また、再溶解液に過酸化水素水を入れずに、沈殿物を浸漬する際にエアバブリングを行うこともできる。
この時、処理液温度を60℃以上、浸出時間を1時間以上とすることで、コバルトおよびニッケルの溶解率を高めることができる。特に制限はないが、それ以上にしても溶解率のさらなる向上は望めないため、処理液温度の上限は90℃、浸出時間の上限は15時間である。
In a specific example of the re-dissolving step S7, the precipitate is added to a re-dissolving solution heated to 60° C. or higher and immersed for 4 hours or more. It is preferable to further stir the solution. Alternatively, air bubbling can be performed when immersing the precipitate in the re-dissolving solution without adding hydrogen peroxide to the re-dissolving solution.
In this case, the dissolution rate of cobalt and nickel can be increased by setting the treatment solution temperature to 60°C or higher and the leaching time to 1 hour or longer. Although there are no particular limitations, the upper limit of the treatment solution temperature is 90°C and the upper limit of the leaching time is 15 hours, since further improvement in the dissolution rate cannot be expected at higher temperatures.

こうした再溶解液を用いた沈殿物の処理によって、コバルトおよびニッケルが再溶解液に溶解する。また、再溶解液に溶解しない不純物、コバルト・ニッケル分離工程S6で生成する単体硫黄などが固相として残る。この後、濾材などを用いて固液分離を行うことにより、コバルトおよびニッケルの純度が高められた(精製された)コバルト・ニッケル溶液が得られる。 By treating the precipitate with this re-dissolution liquid, the cobalt and nickel dissolve in the re-dissolution liquid. Impurities that do not dissolve in the re-dissolution liquid, such as elemental sulfur produced in the cobalt-nickel separation step S6, remain as a solid phase. Subsequent solid-liquid separation using a filter or similar tool yields a cobalt-nickel solution with increased cobalt and nickel purity (refined).

こうして得られた、コバルト・ニッケル溶液は、コバルトおよびニッケル以外の電極材料の他の成分(銅、鉄、アルミニウム、リチウム、カルシウム等)は殆ど含まれておらず、コバルトおよびニッケルの高純度な回収原料として好適である。 The cobalt-nickel solution obtained in this way contains almost no other electrode material components (copper, iron, aluminum, lithium, calcium, etc.) other than cobalt and nickel, making it suitable as a highly pure recovered raw material for cobalt and nickel.

なお、再溶解工程S7の前工程として、沈殿物をリパルプすることにより、コバルト硫化物、ニッケル硫化物以外の不純物を取り除いておくことも好ましい。
銅沈殿工程S4において、固液分離を行う前にアルミニウムを除去する手順について上述したが、そのような手順を実施していない場合、沈殿物にはアルミニウム化合物が含まれている場合がある。この場合、沈殿物をリパルプすることにより、アルミニウム化合物を除去することができる。
It is also preferable to remove impurities other than cobalt sulfide and nickel sulfide by repulping the precipitate as a step preceding the redissolving step S7.
Although the procedure for removing aluminum before performing solid-liquid separation in the copper precipitation step S4 has been described above, if such a procedure is not performed, the precipitate may contain aluminum compounds. In this case, the aluminum compounds can be removed by repulping the precipitate.

(溶媒抽出工程S8)
次に、再溶解工程S7で得られたコバルト・ニッケル溶液に抽出剤溶液を添加して、コバルト抽出液と、ニッケル抽出液とを得る。
抽出剤溶液としては、金属抽出剤と希釈剤を混合した混合溶液を用いることができる。例えば、2-エチルヘキシル2-エチルヘキシルホスホネート(PC88A:大八化学株式会社製)を20vol%、ケロシン(希釈剤)を80vol%の割合で混合した混合溶液を用いることができる。
(Solvent extraction step S8)
Next, an extractant solution is added to the cobalt-nickel solution obtained in the redissolution step S7 to obtain a cobalt extract and a nickel extract.
The extractant solution may be a mixed solution of a metal extractant and a diluent, such as a mixed solution of 20 vol% 2-ethylhexyl 2-ethylhexylphosphonate (PC88A, manufactured by Daihachi Chemical Co., Ltd.) and 80 vol% kerosene (diluent).

上述した抽出剤溶液を用いて、ミキサーセトラーによりコバルト・ニッケル溶液から硫酸コバルト(CoSO)溶液と、硫酸ニッケル(NiSO)溶液として分離回収する。 Using the above-mentioned extractant solution, a cobalt sulfate (CoSO 4 ) solution and a nickel sulfate (NiSO 4 ) solution are separated and recovered from the cobalt-nickel solution by a mixer-settler.

以上の工程により、廃LIBからコバルトとニッケルとを高収率で回収することができる。例えば、廃LIBから取り出した電極材料中のコバルト、ニッケルの量をそれぞれ100%とした時、本実施形態のコバルトおよびニッケルの分離方法によって、コバルトとニッケルを90質量%以上の高収率で回収することができる。 The above process allows for the recovery of cobalt and nickel from waste LIBs in high yields. For example, if the amounts of cobalt and nickel in the electrode material extracted from waste LIBs are each 100%, the cobalt and nickel separation method of this embodiment allows for the recovery of cobalt and nickel in high yields of 90% by mass or more.

(第2実施形態)
図2は、本発明の第2実施形態のコバルトおよびニッケルの分離方法を段階的に示したフローチャートである。
なお、以下に説明する第2実施形態では、第1実施形態と同様の工程については説明を省略する。
Second Embodiment
FIG. 2 is a flow chart showing the steps of a method for separating cobalt and nickel according to a second embodiment of the present invention.
In the second embodiment described below, the same steps as those in the first embodiment will not be described.

第2実施形態では、銅沈殿工程S4と、コバルト・ニッケル分離工程S6との間に、第1処理工程に代えて、第2処理工程S5Bを行う。
第2処理工程S5Bとしては、第2濾過過程S5B-1と、第2中和過程S5B-2と、を順に行う。
In the second embodiment, a second treatment step S5B is carried out between the copper precipitation step S4 and the cobalt/nickel separation step S6, instead of the first treatment step.
As the second treatment step S5B, a second filtration step S5B-1 and a second neutralization step S5B-2 are carried out in this order.

第2濾過過程S5B-1では、銅沈殿工程S4で得られた沈殿を含む混合液の固液分離を行い、コバルトおよびニッケルを含む第1溶出液と硫化銅(CuS)を含む残渣とを分離する。これにより、浸出工程S3で生じた炭素残渣、銅沈殿工程S4で生じた硫化銅(CuS)を含む沈殿残渣を含む固相と、第2溶出液(液相)とが分離される。 In the second filtration process S5B-1, solid-liquid separation is performed on the mixed liquid containing the precipitate obtained in the copper precipitation process S4, separating the first eluate containing cobalt and nickel from a residue containing copper sulfide (CuS). This separates the solid phase containing the carbon residue produced in the leaching process S3 and the precipitate residue containing copper sulfide (CuS) produced in the copper precipitation process S4 from the second eluate (liquid phase).

第2濾過過程S5B-1で分離された固相は、リパルプ(固相に水を加えて再懸濁させた後、脱水することにより精製)、またはケーキ洗浄してから廃棄物として処理されればよい。 The solid phase separated in the second filtration process S5B-1 can be repulped (purified by adding water to the solid phase to resuspend it and then dehydrating it) or the cake washed before being disposed of as waste.

第2中和過程S5B-2は、第2濾過過程S5B-1で得られた第2溶出液に対して、アルカリ金属水酸化物を加えてpH調整を行い、第2中和液を得る。 In the second neutralization process S5B-2, an alkali metal hydroxide is added to the second eluate obtained in the second filtration process S5B-1 to adjust the pH, thereby obtaining a second neutralized solution.

前工程である銅沈殿工程S4では、硫化水素化合物の添加開始から終了に至るまでの浸出液のpHを2.0以下に維持しているため、このままでは、後工程のコバルト・ニッケル分離工程S6において、硫化水素化合物とコバルト、ニッケルが反応しにくくなる虞があるが、硫化水素化合物の添加に伴って、溶出液のpHは低下していく。pH調整後、硫化水素化合物の添加開始時のpHが3.0未満であると、硫化水素化合物の添加終了に至る前に過度のpH低下が生じ、再度のpH調整が必要になる。このため、コバルト・ニッケル分離工程S6の前工程においてpHを3.0以上にした方が効率的である。 In the upstream copper precipitation process S4, the pH of the leachate is maintained at 2.0 or below from the start to the end of the addition of the hydrogen sulfide compound. If this continues, there is a risk that the hydrogen sulfide compound will not react with cobalt and nickel in the downstream cobalt-nickel separation process S6. However, the pH of the leachate decreases as the hydrogen sulfide compound is added. If the pH is below 3.0 at the start of the addition of the hydrogen sulfide compound after pH adjustment, an excessive decrease in pH will occur before the addition of the hydrogen sulfide compound is completed, requiring further pH adjustment. For this reason, it is more efficient to maintain the pH at 3.0 or above in the process prior to the cobalt-nickel separation process S6.

また、pH調整時にpHを4.0を超える値にすると、pH調整に時間がかかるが、硫化水素化合物を添加するとすぐにpH4.0以下となるため、非効率である。そのため、pH調整範囲としては3.0~4.0の範囲が望ましい。 Furthermore, if the pH is adjusted to a value above 4.0, it takes time to adjust the pH, and adding the hydrogen sulfide compound immediately drops the pH to 4.0 or below, making this an inefficient process. Therefore, the pH adjustment range is preferably between 3.0 and 4.0.

また、この第2中和過程S5B-2では、水酸化ナトリウム(NaOH)を用いて、第2濾過過程S5B-1で得られた第2溶出液のpHを3.0~4.0程度にすることで、この第2溶出液に含まれるアルミニウムを水酸化アルミニウム(Al(OH))にして沈殿させることができる。 In addition, in this second neutralization step S5B-2, sodium hydroxide (NaOH) is used to adjust the pH of the second eluate obtained in the second filtration step S5B-1 to about 3.0 to 4.0, so that the aluminum contained in this second eluate can be converted into aluminum hydroxide (Al(OH) 3 ) and precipitated.

こうしたコバルト・ニッケル分離工程S6の前処理のpH調整である第2中和過程S5B-2において、溶出液をpH3.0~4.0にするためのpH調整液としては、pH3.0未満であれば水酸化ナトリウム(NaOH)以外にも、水酸化カリウム(KOH)、pH4.0越えであれば更に酸、例えば、硫酸を用いることができる。本実施形態では、濃度が25wt%の水酸化ナトリウム水溶液を用いて、第2溶出液のpHを3.0~4.0の範囲内、例えば3.5に調整した。 In the second neutralization process S5B-2, which is the pH adjustment for pretreatment in the cobalt/nickel separation process S6, the pH adjustment liquid for adjusting the eluate to a pH of 3.0 to 4.0 can be sodium hydroxide (NaOH) or potassium hydroxide (KOH) if the pH is below 3.0, or an acid such as sulfuric acid if the pH is above 4.0. In this embodiment, a 25 wt% aqueous sodium hydroxide solution was used to adjust the pH of the second eluate to a range of 3.0 to 4.0, for example, 3.5.

以上、本発明の実施形態を説明したが、これら実施形態は例として提示したものであり、発明の範囲を限定することは意図していない。これら実施形態は、その他の様々な形態で実施されることが可能であり、発明の要旨を逸脱しない範囲で、種々の省略、置き換え、変更を行うことができる。これら実施形態やその変形は、発明の範囲や要旨に含まれると同様に、特許請求の範囲に記載された発明とその均等の範囲に含まれるものである。 Although the above describes embodiments of the present invention, these embodiments are presented as examples and are not intended to limit the scope of the invention. These embodiments can be embodied in a variety of other forms, and various omissions, substitutions, and modifications can be made without departing from the spirit of the invention. These embodiments and their variations are included within the scope of the invention and its equivalents as set forth in the claims, as well as within the scope and spirit of the invention.

本発明の電極材料の浸出方法を備えたコバルトおよびニッケルの分離方法の効果を検証した。
(実施例1)
廃LIBから取り出した電極材料(電極活物質)72.5gに濃度47wt%の硫酸を85mL加え、15分間、ゴムへらによって混錬を行い、浸出ペーストを得た(混練過程)。表1に混練過程以後の電極材料(電極活物質)の浸出試験結果を示す。表1における時間(min)は、過酸化水素添加開始時からの経過時間を示す。また、表中のpH、温度、ORP(酸化還元電位)は、それぞれの時点での値、累積添加量(硫酸、過酸化水素、NaSH、NaOH)は、それぞれの時点での合計添加量、濃度はそれぞれの時点での金属濃度の値を示す。
The effectiveness of the cobalt and nickel separation method using the electrode material leaching method of the present invention was verified.
Example 1
72.5 g of electrode material (electrode active material) extracted from waste LIB was added to 85 mL of 47 wt % sulfuric acid and kneaded with a rubber spatula for 15 minutes to obtain a leached paste (kneading process). Table 1 shows the leaching test results for the electrode material (electrode active material) after the kneading process. The time (min) in Table 1 indicates the elapsed time from the start of hydrogen peroxide addition. In addition, the pH, temperature, and ORP (oxidation-reduction potential) in the table indicate the values at each time point, the cumulative added amount (sulfuric acid, hydrogen peroxide, NaSH, NaOH) indicates the total added amount at each time point, and the concentration indicates the metal concentration at each time point.

その後、得られた浸出ペーストに蒸留水415mLを加えて希釈した後(希釈工程)、撹拌しつつ液温50℃付近となるよう調整した(実験例A1)。
実験例A1に対して、30wt%過酸化水素を添加開始時からの経時変化を確認し、濃度47wt%の硫酸を適宜加えpH2.0以下を維持しつつ、75分かけて30wt%過酸化水素を25mL添加した(実験例A2)。
実験例A2に対して、200g/L水硫化ナトリウム溶液をORPが0mV以下となるまで添加した(銅分離工程、実験例A3)。
実験例A3に対して、濃度25wt%の水酸化ナトリウム溶液を浸出液に加え中和を行い、pH3.0~4.0に安定させた(中和工程、実験例A4)。
実験例A4に対して、硫酸浸出時に不溶である廃LIBの負極材のカーボンおよび、生成した残渣(硫化銅)を濾過により固液分離を行い、浸出液462mLを得た。残渣(硫化銅)36.96gの組成は表2の通りである。
Thereafter, 415 mL of distilled water was added to the obtained leached paste to dilute it (dilution step), and the liquid temperature was adjusted to about 50°C while stirring (Experimental Example A1).
For Experimental Example A1, the change over time from the start of addition of 30 wt % hydrogen peroxide was confirmed, and 25 mL of 30 wt % hydrogen peroxide was added over 75 minutes while maintaining the pH at 2.0 or less by adding 47 wt % sulfuric acid appropriately (Experimental Example A2).
To Experimental Example A2, a 200 g/L sodium hydrosulfide solution was added until the ORP became 0 mV or less (copper separation step, Experimental Example A3).
For Experimental Example A3, a 25 wt % sodium hydroxide solution was added to the leachate to neutralize it and stabilize the pH at 3.0 to 4.0 (neutralization step, Experimental Example A4).
In Experimental Example A4, the carbon from the negative electrode material of the waste LIB, which was insoluble during sulfuric acid leaching, and the resulting residue (copper sulfide) were subjected to solid-liquid separation by filtration to obtain 462 mL of leaching solution. The composition of 36.96 g of the residue (copper sulfide) is shown in Table 2.

実験例1の結果、廃LIBから取り出した電極材料中のコバルト、ニッケルを100%とした時の浸出率を計算するとコバルトが95%、ニッケル95%浸出されているため、活物質からコバルト、ニッケルは十分に浸出されており、かつ、従来の方法と比較して浸出に必要な時間や硫酸量の削減が可能であることが確認できた。 The results of Experimental Example 1 showed that when the cobalt and nickel in the electrode material extracted from the waste LIB were taken as 100%, the leaching rate was calculated to be 95% for cobalt and 95% for nickel. This confirmed that the cobalt and nickel were sufficiently leached from the active material, and that it was possible to reduce the time and amount of sulfuric acid required for leaching compared to conventional methods.

次に、黒色の沈殿物(硫化コバルト、硫化ニッケル)が十分生成したことを確認後、固液分離を行うことにより、沈殿物を回収した(コバルト・ニッケル分離工程)。一方、残液にはマンガン、アルミニウム、鉄、リチウム、カルシウムなどの不純物が残留しており、金属含有廃液として処分した。 Next, after confirming that a sufficient amount of black precipitate (cobalt sulfide and nickel sulfide) had been produced, the precipitate was recovered by solid-liquid separation (cobalt-nickel separation process). Meanwhile, the remaining liquid contained impurities such as manganese, aluminum, iron, lithium, and calcium, and was disposed of as metal-containing waste liquid.

沈殿物を、濃度が1.5mol/Lの硫酸100mLおよび濃度が30wt%の過酸化水素水20mLの再溶解液中に加え、液温60℃で加熱、撹拌を1時間行った(再溶解工程)。その後、室温下まで放冷後、未溶解分および前工程での反応で生成した単体硫黄を濾過によって除去した。 The precipitate was added to a redissolution solution of 100 mL of 1.5 mol/L sulfuric acid and 20 mL of 30 wt% hydrogen peroxide, heated to a liquid temperature of 60°C, and stirred for 1 hour (redissolution process). After cooling to room temperature, the undissolved matter and the elemental sulfur produced in the reaction in the previous process were removed by filtration.

このようにして得られたコバルト・ニッケル溶液から、金属抽出剤であるPC88A(大八化学株式会社製)が20vol%、ケロシンが80vol%の割合で混合された抽出剤溶液を用いて、ミキサーセトラーにより硫酸コバルト溶液と、硫酸ニッケル溶液として分離回収した(溶媒抽出工程)。 The cobalt-nickel solution obtained in this manner was separated and recovered as a cobalt sulfate solution and a nickel sulfate solution using a mixer-settler with an extractant solution consisting of a mixture of 20 vol% PC88A (manufactured by Daihachi Chemical Co., Ltd.) metal extractant and 80 vol% kerosene (solvent extraction process).

以上の実施例1の手順では、廃LIBから取り出した電極材料中のコバルト、ニッケルを100%とした時に、溶媒抽出で逆抽出液中に得られたコバルトは93%、ニッケルは93%であった。よって、本実施形態の電極材料の浸出方法を備えたコバルトおよびニッケルの分離方法によれば、廃LIBから高い歩留まりでコバルト、ニッケルを回収できることが確認された。
なお、金属濃度はICP-AES、pHはpH計、ORPはORP計によって測定した。%の数値は質量基準である。
In the procedure of Example 1 described above, when the cobalt and nickel in the electrode material extracted from waste LIB were taken as 100%, the cobalt and nickel obtained in the stripped solution by solvent extraction were 93% and 93%, respectively. Therefore, it was confirmed that the method for separating cobalt and nickel equipped with the electrode material leaching method of this embodiment can recover cobalt and nickel from waste LIB with a high yield.
The metal concentration was measured by ICP-AES, pH by a pH meter, and ORP by an ORP meter. The percentage values are based on mass.

(実施例2)
廃LIBから取り出した電極材料(電極活物質)29.0gに濃度47wt%の硫酸を40mL加え、15分間、ゴムへらによって混錬を行い、浸出ペーストを得た(混練過程)。この浸出ペーストに、30wt%過酸化水素を10mL加え、5分間、ゴムへらによって混錬を行った(実施例2の混練過程)。
表3に実施例2の混練過程以後の電極材料(電極活物質)の浸出試験結果を示す。表3における時間(min)は、希釈工程の蒸留水添加時からの経過時間を示す。また、表中のpH、温度、ORPは各時点での値、累積添加量(硫酸、過酸化水素、NaSH、NaOH)は各時点での合計添加量、濃度は各時点での金属濃度の値を示す。
Example 2
29.0 g of electrode material (electrode active material) extracted from waste LIB was added with 40 mL of 47 wt % sulfuric acid and kneaded with a rubber spatula for 15 minutes to obtain a leached paste (kneading process). 10 mL of 30 wt % hydrogen peroxide was added to the leached paste and kneaded with a rubber spatula for 5 minutes (kneading process of Example 2).
Table 3 shows the results of the leaching test of the electrode material (electrode active material) after the kneading process of Example 2. The time (min) in Table 3 indicates the elapsed time from the addition of distilled water in the dilution process. In addition, the pH, temperature, and ORP in the table indicate the values at each time point, the cumulative added amount (sulfuric acid, hydrogen peroxide, NaSH, NaOH) indicates the total added amount at each time point, and the concentration indicates the metal concentration at each time point.

その後、得られた浸出ペーストに蒸留水160mLを加えて希釈した後(希釈工程)、撹拌を開始した(実験例B1)。
実験例B1に対して、pH2.0以下を確認しつつ、液温50℃付近で30分間撹拌を行った(実験例B2)。
実験例B2に対して、200g/L水硫化ナトリウム溶液をORPが0mV以下となるまで添加した(銅分離工程、実験例B3)。
実験例B3に対して、濃度25wt%の水酸化ナトリウム溶液を浸出液に加え中和を行い、pH3.0~4.0に安定させた(中和工程、実験例B4)。
実験例B4に対して、硫酸浸出時に不溶である廃LIBの負極材のカーボンおよび、生成した残渣(硫化銅)を濾過により固液分離を行い、浸出液175mLを得た。残渣(硫化銅)14.41gの組成は表4の通りである。廃LIBから取り出した電極材料中のコバルト、ニッケルを100%とした時の浸出率を計算するとコバルトが95%、ニッケル95%浸出されているため、活物質からコバルト、ニッケルは十分に浸出されている。
Thereafter, the obtained leached paste was diluted with 160 mL of distilled water (dilution step), and then stirring was started (Experimental Example B1).
The solution in Experimental Example B1 was stirred for 30 minutes at a liquid temperature of about 50° C. while ensuring that the pH was 2.0 or less (Experimental Example B2).
To Experimental Example B2, a 200 g/L sodium hydrosulfide solution was added until the ORP became 0 mV or less (copper separation step, Experimental Example B3).
For Experimental Example B3, a 25 wt % sodium hydroxide solution was added to the leachate to neutralize it and stabilize the pH at 3.0 to 4.0 (neutralization step, Experimental Example B4).
For Experimental Example B4, the carbon from the negative electrode material of the waste LIB, which was insoluble during sulfuric acid leaching, and the resulting residue (copper sulfide) were subjected to solid-liquid separation by filtration, yielding 175 mL of leachate. The composition of 14.41 g of the residue (copper sulfide) is shown in Table 4. When the leaching rates are calculated assuming that the cobalt and nickel in the electrode material extracted from the waste LIB are 100%, 95% of cobalt and 95% of nickel have been leached, indicating that the cobalt and nickel have been sufficiently leached from the active material.

(比較例)
廃LIBから取り出した電極材料(電極活物質)14.5gに濃度47wt%の硫酸31mLを含む硫酸溶液100mLを加えて撹拌を行った。そして、液温を60℃、濃度30wt%の過酸化水素を10mL加え、4時間浸出を行った後、ろ過により固液分離を行い、浸出液を得た。浸出率はコバルト、ニッケルともに98%以上であった。
(Comparative Example)
14.5 g of electrode material (electrode active material) extracted from waste LIB was added to 100 mL of sulfuric acid solution containing 31 mL of sulfuric acid at a concentration of 47 wt% and stirred. Then, the liquid temperature was increased to 60°C, and 10 mL of hydrogen peroxide at a concentration of 30 wt% was added. Leaching was carried out for 4 hours, followed by solid-liquid separation by filtration to obtain a leachate. The leaching yields were 98% or higher for both cobalt and nickel.

4時間かけて浸出を行った比較例に対し、実施例1では75分(実験例A2)、実施例2では30分という短時間で、従来の比較例と同程度のコバルト、ニッケル浸出率を達成できることが確認された。 Comparative Example: Leaching took 4 hours, but it was confirmed that Example 1 achieved cobalt and nickel leaching rates comparable to those of the conventional comparative examples in a shorter time of 75 minutes (Experimental Example A2) and 30 minutes in Example 2.

本発明の電極材料の浸出方法を備えたコバルトおよびニッケルの分離方法は、使用済みのリチウムウムイオン二次電池に含まれる有価金属のうち、特にコバルトおよびニッケルを、他の金属から正確に分離、回収することを可能にし、これにより、リチウムウムイオン二次電池から純度の高いリサイクル資源を効率的に得ることができる。従って、産業上の利用可能性を有する。 The cobalt and nickel separation method incorporating the electrode material leaching method of the present invention enables the accurate separation and recovery of valuable metals contained in used lithium-ion secondary batteries, particularly cobalt and nickel, from other metals, thereby enabling the efficient production of highly pure recycled resources from lithium-ion secondary batteries. Therefore, it has industrial applicability.

Claims (9)

リチウムイオン二次電池の電極材料を酸浸出させる電極材料の浸出方法であって、
リチウムイオン二次電池の電極材料と硫酸とを反応させて、前記電極材料に含まれる金属を浸出させた浸出液を得る浸出工程、を有し、
前記浸出工程は、前記硫酸と前記電極材料とを混錬して浸出ペーストを形成する混練過程と、前記浸出ペーストに水を加えて希釈する希釈過程と、を含む工程であり、
前記混練過程では、前記電極材料の質量(g)をEA、前記硫酸の容量(mL)をSV、前記硫酸の濃度(mol/L)をSCとした時に、1≦(SV/EA)≦2、かつ、5.5EA≦(SC×SV)≦10.3EA、を満たすように混練を行うことを特徴とする電極材料の浸出方法。
A method for leaching an electrode material of a lithium ion secondary battery with acid, comprising:
a leaching step of reacting an electrode material of a lithium ion secondary battery with sulfuric acid to obtain a leachate by leaching out metals contained in the electrode material,
the leaching step includes a kneading step of kneading the sulfuric acid and the electrode material to form a leaching paste, and a dilution step of adding water to the leaching paste to dilute it;
In the kneading step, when the mass (g) of the electrode material is EA, the volume (mL) of the sulfuric acid is SV, and the concentration (mol/L) of the sulfuric acid is SC, kneading is performed so that the following relationships are satisfied: 1≦(SV/EA)≦2 and 5.5EA≦(SC×SV)≦10.3EA .
前記混練過程では、外部から加熱操作を行わないことを特徴とする請求項1に記載の電極材料の浸出方法。2. The method for leaching an electrode material according to claim 1, wherein no external heating operation is performed during the kneading process. 前記混練過程、または前記希釈過程のうち、少なくとも何れか一方において、過酸化水素を更に添加することを特徴とする請求項1または2に記載の電極材料の浸出方法。 The electrode material leaching method described in claim 1 or 2, characterized in that hydrogen peroxide is further added during at least one of the kneading process and the dilution process. 前記希釈過程では、希釈後の液温を50℃以上、60℃以下の範囲、pHを2.0以下にした後、過酸化水素を添加することを特徴とする請求項1または2に記載の電極材料の浸出方法。 The electrode material leaching method described in claim 1 or 2, characterized in that during the dilution process, the temperature of the diluted solution is adjusted to a range of 50°C or higher and 60°C or lower, and the pH is adjusted to 2.0 or lower, and then hydrogen peroxide is added. 前記希釈過程では、希釈後の前記浸出液のpHが2.0以下になるように、更に硫酸を添加する過程を更に含むことを特徴とする請求項1から4のいずれか一項に記載の電極材料の浸出方法。 The electrode material leaching method described in any one of claims 1 to 4, characterized in that the dilution process further includes a process of adding sulfuric acid so that the pH of the diluted leaching solution is 2.0 or less. 前記混練過程、または前記希釈過程のうち、少なくとも何れか一方において、更にアルコールを添加することを特徴とする請求項1から5のいずれか一項に記載の電極材料の浸出方法。 The electrode material leaching method described in any one of claims 1 to 5, characterized in that alcohol is further added during at least one of the kneading process and the dilution process. リチウムイオン二次電池からコバルトおよびニッケルを分離する、コバルトおよびニッケルの分離方法であって、
前記リチウムイオン二次電池を粉砕および分級し、少なくともコバルト、ニッケル、銅、およびリチウムを含む電極材料を得る粉砕選別工程、
請求項1から6のいずれか一項に記載の電極材料の浸出方法によって浸出液を生成する浸出工程、
前記浸出液に硫化水素化合物を加えて撹拌し、硫化銅として銅を沈殿させる銅沈殿工程、
前記銅沈殿工程で得られた沈殿を含む混合液にアルカリ金属水酸化物を加えてpH調整を行い、第1中和液を得る第1中和過程と、前記第1中和液の固液分離を行い、コバルトおよびニッケルを含む第1溶出液と硫化銅を含む残渣を得る第1濾過過程と、を順に含む第1処理工程、または、
前記銅沈殿工程で得られた沈殿を含む混合液の固液分離を行い、コバルトおよびニッケルを含む第2溶出液と硫化銅を含む残渣を得る第2濾過過程と、前記第2溶出液にアルカリ金属水酸化物を加えてpH調整を行い、第2中和液を得る第2中和過程と、を順に含む第2処理工程、のうちいずれか一方、
前記第1処理工程で得た前記第1溶出液、または第2処理工程で得た前記第2中和液に硫化水素化合物を加えて撹拌、固液分離を行い、硫化コバルトおよび硫化ニッケルを含む沈殿物と、リチウムを含む残液とを得るコバルト・ニッケル分離工程、
を備えることを特徴とするコバルトおよびニッケルの分離方法。
A method for separating cobalt and nickel from a lithium ion secondary battery, comprising:
a crushing and sorting step of crushing and classifying the lithium ion secondary battery to obtain an electrode material containing at least cobalt, nickel, copper, and lithium;
a leaching step for producing a leachate by the method for leaching an electrode material according to any one of claims 1 to 6;
a copper precipitation step in which a hydrogen sulfide compound is added to the leachate and stirred to precipitate copper as copper sulfide;
a first treatment step including, in order, a first neutralization step of adjusting the pH of a mixed solution containing the precipitate obtained in the copper precipitation step by adding an alkali metal hydroxide to obtain a first neutralized solution, and a first filtration step of performing solid-liquid separation of the first neutralized solution to obtain a first eluate containing cobalt and nickel and a residue containing copper sulfide; or
a second treatment step including, in order, a second filtration step in which a mixed solution containing the precipitate obtained in the copper precipitation step is subjected to solid-liquid separation to obtain a second eluate containing cobalt and nickel and a residue containing copper sulfide, and a second neutralization step in which an alkali metal hydroxide is added to the second eluate to adjust the pH to obtain a second neutralized solution;
a cobalt/nickel separation step in which a hydrogen sulfide compound is added to the first eluate obtained in the first treatment step or the second neutralized solution obtained in the second treatment step, and the mixture is stirred and subjected to solid-liquid separation to obtain a precipitate containing cobalt sulfide and nickel sulfide and a residual solution containing lithium;
A method for separating cobalt and nickel, comprising:
前記銅沈殿工程の後工程として、前記第1処理工程を行うことを特徴とする請求項7に記載のコバルトおよびニッケルの分離方法。 The cobalt and nickel separation method described in claim 7, characterized in that the first treatment step is carried out as a subsequent step to the copper precipitation step. 前記粉砕選別工程の前工程として、前記リチウムイオン二次電池を加熱して熱処理を行う熱処理工程を備えることを特徴とする請求項7または8に記載のコバルトおよびニッケルの分離方法。 The method for separating cobalt and nickel according to claim 7 or 8, characterized in that it includes a heat treatment step in which the lithium ion secondary battery is heated and subjected to heat treatment as a pre-processing step of the crushing and sorting step.
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Citations (8)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
JP2012001750A (en) 2010-06-15 2012-01-05 Mitsui Mining & Smelting Co Ltd METHOD FOR PRODUCING Co-CONTAINING SOLUTION
WO2013114621A1 (en) 2012-02-03 2013-08-08 住友金属鉱山株式会社 Lithium recovery method
JP2014019909A (en) 2012-07-18 2014-02-03 Sumitomo Metal Mining Co Ltd Method for leaching metal and method for recovering metal from battery
JP2016003382A (en) 2014-06-19 2016-01-12 住友金属鉱山株式会社 Method for removing phosphorus and / or fluorine, and method for recovering valuable metals
JP2016113672A (en) 2014-12-16 2016-06-23 住友金属鉱山株式会社 Method for recovering valuable metal from waste lithium-ion battery
JP2019024421A (en) 2017-07-31 2019-02-21 公立大学法人大阪府立大学 Seed coat treatment method
JP2021512215A (en) 2018-01-30 2021-05-13 デュッセンフェルト・ゲーエムベーハー How to Recycle Lithium Batteries
WO2022050248A1 (en) 2020-09-03 2022-03-10 三菱マテリアル株式会社 Method for separating cobalt and nickel

Family Cites Families (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
JPS61209914A (en) * 1985-03-13 1986-09-18 Nippon Light Metal Co Ltd How to recover gallium

Patent Citations (8)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
JP2012001750A (en) 2010-06-15 2012-01-05 Mitsui Mining & Smelting Co Ltd METHOD FOR PRODUCING Co-CONTAINING SOLUTION
WO2013114621A1 (en) 2012-02-03 2013-08-08 住友金属鉱山株式会社 Lithium recovery method
JP2014019909A (en) 2012-07-18 2014-02-03 Sumitomo Metal Mining Co Ltd Method for leaching metal and method for recovering metal from battery
JP2016003382A (en) 2014-06-19 2016-01-12 住友金属鉱山株式会社 Method for removing phosphorus and / or fluorine, and method for recovering valuable metals
JP2016113672A (en) 2014-12-16 2016-06-23 住友金属鉱山株式会社 Method for recovering valuable metal from waste lithium-ion battery
JP2019024421A (en) 2017-07-31 2019-02-21 公立大学法人大阪府立大学 Seed coat treatment method
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