JPS5967326A - 希土類元素含有合金からの有価金属の回収法 - Google Patents

Abstract

(57)【要約】本公報は電子出願前の出願データであるた
め要約のデータは記録されません。

Description

【発明の詳細な説明】 本発明は希土類元素を含み、かつＣＧ、Ｎｉ、　Ｆｅ。

Ｃｕ、　Ｚｒ　　の少くとも１種を含有する合金から希
土類元素とＣ０１Ｎｉ、　Ｆｅと　Ｃｕ、　Ｚｒ　　と
をそれぞれ分離回収する方法に関する。近年高性能の磁
石用合金あるいは水素貯蔵合金等として希土類元素、特
にサマリウム（Ｓｍ）、ランタン（Ｌａ）、セリウム（
Ｃｅ）、プラセオジム（Ｐｒ）、ネオジム（Ｎｄ）等と
Ｃ０１ＮｉＸＦｅ、　Ｃｕ、Ｚｒ　　などとの合金が多
く用いられている、たとえば、８ｍＣｏ、　、ＭＭＣＱ
、　（ＭＭは上記希土類元素の混合物であるミツシュメ
タルを意味する）　、ＣｅＣｏ、、Ｓｍ、（Ｃｏ５Ｆｅ
、　Ｃｕ、　Ｚｒ）、７　などが永久磁石用合金として
、またＬＲＮｉ、などは水素吸蔵用合金の代表的なもの
であり年々その需要が高まっている。

この希土類元素は高性能であることから、小さい寸法で
使用されることが多く、一般には比較的大きい形状から
切削、研摩等により小さな形状に仕上げるという工程に
よるだめ、加工屑や研摩粉（スクラップ）の発生針が多
い。これらの合金成分は高価なものであるから、これら
の有価金属を回収することは重要であって、これ寸で種
々の方法が提案されている。たとえば、（１）　ＳｍＧ
ｏ、合金を王水中で加熱溶解し、その後トリエタノール
アミン、シアン化カリウムを添加してＣｏ　　を隠蔽し
、。

アンモニアで中和することによってＳｒｎを水酸化物と
して回収する方法（特開昭４９−３６５２６号公（し 報参照）　、（２）希土類含有スクラップ造滓剤を添加
して高周波溶解、アーク溶解、プラズマ溶解等で高温溶
解し希土類の合金として回収する方法、（３）該スクラ
ップにカルシウムを添加し、アルゴン気流中で加熱して
スクラップ中の炭素、酸素を除去し希土類合金として再
生する方法（特開昭５６−３８４３８号公報参照）等が
ある。

しかしながら、上記（１）の方法は王水を使用するため
特別な設備を必要とし、かつ衛生上好ましくないシアン
化カリウムを使用し、コストも高い等の問題がある。上
記（２）及び（３）の方法の場合には、希土類とｃｏ等
の有価物と分離できないという致命的な欠点があシ、特
にスクラップ中に研摩材やガラス等の不純物が混入して
いる場合には、その処理を困Ｉ！［トにする等の問題点
があった。

本発明の１］的は、上記の問題点を角了消し比較的簡易
な操作によって、希土類元素とその他の有価物を酸化物
寸だは金属として分離回収する方法を提供することにあ
る。

この目的を達成するため本発明者等は、甘ず希土類元素
とその他の有価物の大部分を酸で溶解し、１〜かる後者
元素を分離する方法について鋭意研究した結果、Ｃｕ、
　Ｚｒ　　が存在する場合は不溶解残渣として回収し、
Ｃｏ、　Ｎｉ、　Ｆｅ　　は電解法によシその一部を合
金と（７て分離したのち、希土類元素を分離回収し、得
られた母液は原料の抽出液として繰υ返し使用すること
によりそれぞれの金属をほぼ１００％回収する方法を実
験的に見出し本発明法に到達したものである。

すなわち、希土類元素を含み、かつＧｏ、　Ｎｉ。

Ｆｅ、　ｃｏ、　Ｚｒ　　の１種以上を含有する合金を
稀硫酸水溶液で抽出して、希土類元素濃度１５ｖ／を以
下２．好ましくけ１０〜１５　？／ｌ、コバルト、ニッ
ケルおよび／または鉄の合計濃度５０９１／を以下。

好寸［７くば２０〜５０　？／ｌ　、、−（１６５〜４
０の範囲の抽出液と不溶解残渣とを分離し、−１−１記
抽出液を電解液としてステンレス、鉛等の不溶性陽極を
用いて電解を行い、存在するＣｏ、Ｎｉ　　および７才
たはＦＯの一部を析出せしめる３、得られる電解終液は
、これを攪拌しながら含有する希土類元素に対し当量以
下の蓚酸水溶液を添加１〜、生成する蓚酸塩沈殿を水溶
液から分離１〜、大気中で焙焼し希土類を酸化物の形で
回収する。最終工程で得られた水溶液はその捷ま、或い
は適当粘の希硫酸を添加してから最初の工程の抽出液と
して循環使用する。

本発明法において第一工程で使用する硫酸水溶液は、た
とえば５０〜ｔｏｏｒ／ｚ、程度の比較的薄いものを使
用すＺ、のが好ましい。希硫酸を使用するのが好−１［
７い理由は、希土類元素含有合金は非常に活性々金属で
たとえば…１，０の希硫酸中に該合金を投入し７て攪拌
すると常温下、１〜２時間で溶解し声は４〜５．０１で
上昇する。該合金がたとえば１０〜２０ｍｍ角の塊状の
ものであっても５０℃程度に加温するとその溶解は促進
され同様の結果がイ（１らねる。、この件ａを利用して
抽出液中の希土類元素の濃度、Ｃ０１Ｎｉおよび／１だ
１ｊＦｅの合計濃ＩＪ１ならびに１１値を前記の所定の
範囲に調整することは容易である。たとえば、−■の調
整にアルカリ剤等の他の薬剤を必要としない。この抽出
工程において、希土類の濃度を１５？／を以下、好寸し
く　ｆｄ：　］　（１〜１５ｙ／ｌの範囲とするのは、
該希土類元素の溶解（ｐ；の限度せで溶解させることを
意味し、この抽出液に添加される蓚酸との反応を効率よ
く行うためである。

添加された蓚酸と希土類（以下、Ｒと略称する）との反
応処理が充分でないと、脱Ｒ工程でＲ，（ＣｔＯ９）、
の沈殿が充分に生成ぜす、ろ液を第一工程の抽出液とし
て循環した際に、この沈殿が生成して、不溶Ｍ残渣分と
して系外に出て損失となり、あるいは１だ、第二工程の
電解工程でＲ，（Ｃ，Ｏ，）。

の生成を生じて、これがＣＯ等の電着物に随伴し正常な
電解を妨げる原因となる等、何れも好Ａ′しく々い結果
を生ずる。

次にＣｎ、Ｎｉおよび７寸たはＦｅの合計濃度を５０ｙ
７ｔ　以下２、好ましく　Ｉｔｅ［２０〜５０１ｉＩ／
ｌの範囲とする理由は、これ以下では１（１；解に際し
て水素ガスの発生が多くなり効率的な電解が行われない
。寸だ逆に濃１０−がこれ以上になると、次の第三工程
の脱Ｒ工程で、たとえ希土類元素濃度が充分に高くても
蓚酸との反応性を害するからである。該抽出液の−１を
１．５〜４０と規制するのし」１、ｐｌ＋がこれ以下で
は電１チＩこの際に水素発生が多くなり電流効率が低下
するためであり、−１がこれ以上になると希土類元素が
酸化物として沈殿するためである。

以下、本発明をさらに詳細に説明する。前述の手順に従
って抽出された抽出液は、不溶解残渣分から分離される
が、この不溶解物にはほぼ全量のＣＩ＋、、Ｚｒが含ま
れ、Ｚｒは　ＺｒＯ２として、Ｃｕ　　は一旦溶解した
ものも希土類等との置換反応によって単体金属となるも
のと思われるが、金属としてそれぞれ分離される。この
ＺｒＸＣｕ　　は永久磁石の原料として再使用すること
ができる。

第一工程において不溶解残渣を分離した水溶液は、電力
７液として第二工程である不溶性電解を行うが、この際
の４Ｉ■よ５０〜６０℃、ＤＫれｊ、２Ｉｙ／＜１ｍ’
以下、摺電用Ｃま５■以下が好ましい。アノードｄ、前
にも述べたように鉛、チタン、スデンレス等の不溶イ〈
１°’ｒ＋、：極を用いるが、カソードはたとえばスデ
ン１／スを、必要によりテトロンのよう表布を塩化ビニ
ル板にｔ３１、りつけて作ったボックスの中に収めて使
用することができ、電１リイ液の…調整が容易であるだ
けでなく、もし充分に熟成しないまま電解工程に送りこ
１れた蓚酸赤土の沈殿があったとしても、′Ｃ１ζ着物
がこれらに汚染されることがない。この不溶伯−電Ｉｔ
ｆＦは’ｉＩ、留液中のＣＯ等の濃度が２ｏｙ／ｌを大
幅に割らない程度、たとえば１５９／を以上で中１．す
るのがＩｆ（Σ倣動率の面から好ましい１、 電解の終液し１、最終工程である希土類の回収を行うが
、ここでｄ、存在する希土類の合計に対し当量以下の約
１０％蓚酸水溶液を電解終液を攪拌しながら常温でバッ
チ式あるいは連続的に添加し、生成する沈殿は好甘しく
け約１時間の熟成時間を経てから真空濾過器等でｒ液か
ら分１ξｉｆ−する。得られた蓚酸赤土はマツフル炉等
で約９０　ｑ　℃の温度で焼成し、赤土の酸化物と［７
て回収する１、最終の工程で添加する蓚酸ｄ二本溶液の
形で使用するのが何才しく、壕だ当量以下、好ましくは
たとえば溶存するＩＩを１５ｙ／ｌから５〜１０９／を
丑で低下させるだけの損とする１、抽出液のＲ濃度を極
力高くして蓚酸との反応効率を高める必要があることは
前述の通りであるが、この添加蓚酸量の抑制も全く同様
の理由によるものである。添加蓚酸量が当量以上になる
と第一工程に循環される液中に蓚酸イオンを導入するこ
とになり、希土類の損失となシ、更に第二工程における
電解析出物の汚染原因となる。

以−ヒのｊ；ｉ５工程によって得られるＣｏ１．Ｆｅ　
　等の合金、希土類の酸化物は下記実施例に見られるよ
うに非常に高品位のものであって、そのま捷永久磁石や
水素貯蔵合金等の原料として使用することができる。

本発明法によれば、最終工程の水溶液を第一工程の抽出
液として循ηＶ使用するので第一工程で生起するかも知
れない希土類の抽出損失を除りばは（ｒＫ　Ｉ　ＯＯ％
分１稚回収することができる利点がある。

１・た、その他の利点とじてに１、第一およびＵ（三工
程で倒れも希薄な酸を使用し、また公知の電解法を適用
する等、操作が煩雑で々いという点があげられる。なお
、本発明法は原料に有機溶媒等を含んでいる場合でも周
知の活性炭処理工程を付加することで同様に処理するこ
とができる。以下、実施例についで説明する。

実施例１ ５ｍ３４重量９イ、ＣＬ１６５重楚％（以下単に％と略
する）を含有するｌτｍ以下の磁石合金のスクラップ４
縁を、６２．Ｏｉｉ’　／１．の硫酸水溶液１００を中
に投入し、常温で２時間１ｊ￥拌したのち４′（空濾過
器を使用して不溶解残液を除去ｊ〜だところ、ｉ！　３
．０　。

Ｓｍ　１３．０　？／ｌ　、　Ｃｏ　２５．５　？／Ｌ
　の抽出液１００゜２ｔが得られた。

この抽出液を、長さ２８０門、幅３６０ｍｍ、深さ３５
０覇の塩化ビニル製電解槽（容Ｍ約３５ｔ）に縦３００
間、横２００−１１７さ２咽の鉛板のアノード３枚、縦
３００調、横２０（）鰭、厚さ２つのステンレス板のカ
ソード２枚を極間Ｗｆ５−　Ｈａ　ｓ　ｏ鰭でアノード
、カソードをそれぞれ交互に配列した電解槽に満たした
。次に電ｊｉ；＋ｊ液の温度を５０℃に保持したのち、
抽出液の給液速度をＧｏｍｅ１分に調整しＪ）　Ｋ　＝
＝　１．５　Ａ　／　ｄｔｒ？、摺電用４ＶｆｌＢ時間
電解した。この間電解槽をオーバーフローした水溶液は
ｉｔｔ解終液としてポリ製の容器忙貯えた。得られた電
解物は７００．２ｆであり、その組成はＣ０９９，５ガ
、Ｓｍ０．１に以下であった。電解紀液は９５、　ＯＬ
で、３ｍ　１３．”ｌｌ／Ｌ、Ｃｏ　１９．５６ｆ／Ｌ
を含有していた。

上記の水溶液９５ｔを常温の１−１：攪拌下に１０％の
蓚酸溶液１０．５ｔ（Ｓｍに対し０．　ｇ当量）を添加
し、６０分間静置したのち、ヌツチェを使用して炉別す
ると、蓚酸サマリウ　ム〔Ｓｍ２（Ｃ７０４４〕沈殿２
２００１Ｆおよび−１０，５、Ｓｍ　１．４　？／ｌ、
　Ｇ。

１７．６’ｉ／Ｌを含有する水溶液１０５．５ｔが得ら
れた。

上記蓚酸サマリウムは乾燥したのち９００℃に保持した
マツフル炉で２時間焼成したところ、Ｓｍ８５．０％、
ＣＯｏ、１％以下の酸化サマリウム（ｂｒｒｒｔ０３）
１３６０９がイ５られそれぞれの原料からの実収率はＳ
ｍ　８５．０％、Ｃｏ２６．８％であった。

Ｓｍ　　を回収した終液は再度原料中の有価物抽出用に
使用することができる１、 実施例２ 実施例１と同様にして希土類金属を含む合金を希硫酸で
抽出して得だ３ｍ　１０１／１．、　、　Ｃｏ　３５１
／ｌを含有する硫酸酸性抽出液１００Ｌ中に、８ｍ　３
４％、Ｇｏ　６５９１；のＳｍＣｏ、合金と少ｆｔ　（
７）ガラス片を含む１００メツシユ以下のスクラップｌ
　Ｋｆを投入して、前記抽出液のｐａｌが２．０になる
ように、必要によシ希硫酸を添加して調整しながら２時
間攪拌処理したのち真空濾過し／こところ、Ｓｍ　１３
．３　？／１Ｃｏ４１．３ｆ／Ｌの抽出液１００．１５
ｔと２０．Ｏｒ　の不ンδ解残渣がイ件られ、だ。

抽出された水溶液はカソード２枚とこれを挾むアノード
３枚を使用して電解槽への給液速度を７０ｒｔｔ１分と
し、液温を５５℃、ＤＫは１．　ＯＡ／　ｄｔｒ？　１
電解時間を２４時間とした以外は実施例１と同様にして
＠解処理し／こところ、電流効率はｔｌぼＺｏ。

９ざで９９．０％の電気コバル）６３３９が１１）られ
だ。

原料からのＣＯ実収率は９６．４％であった１、電解終
液は、Ｓｍ　１３．３　？　／　ｔ、　Ｃｏ　３４．９
　ｙ／Ｌ　を含有しＩＱＯ，Ｏ４であった。

この水溶液中のＳｍ濃度を１０．ＯＶ／ｌまで減少させ
るのに見合う量としてＩＯガの蓚酸溶液３ｔを実施例１
と同様にして添加して反応させ炉別蓚酸サマリウム６０
２７を得た。焼成によって得られた酸化サマリウムは３
７１１であり、このものの品位はＳｍ　８５．５ＣＸＸ
Ｇｏ　０．１　ｃＸ以下であシ、原料からのサマリウム
実収率は９３３％であった。

々おサマリウムを回収した水溶液のｒｉｌは０．８であ
り、これはそのま１で最初の抽出工程に繰り返し使用す
ることができる。

実施例３ Ｌａ：１１．５％、Ｎｉ残部からなるＬａＮｉ合金の微
粉末（１００メツシユ以下）４Ｋｇを実施例１と同様の
操作を行って処理したところ、Ｎｉの電着物は７０５．
５ｆ１その品位はＮｉ９９．７％、Ｌａ０．１％以下、
原料からのＮｉの実収率は２５．７％であった。

一方ランタンはＴ、１１８５．２％、Ｎｌ　Ｏ，０５％
以下の酸化ランク／　（Ｌ　ｎ２０ｓ　）　１３１　”
が得られ、Ｌ’ａの原料からの実収率は８９１％であっ
た。

実施例４ Ｓｍ　２５．５％、Ｃｏ　５０．０９に、Ｆｅ　１５．
０％、Ｃｕ８．０％、Ｚｒｌ、５％からなる磁石合金の
スクラップ（ｂｍ、　（Ｃｏ、Ｆ　ｆＩＸＣｕ、　Ｚ　
ｒ　’）＋　７　）　　であって、１０〜２０端角状の
ものｌ　Ｋｇを、実施例２の場合と同様に別に得られた
ＳへＣｏ、Ｆｅ　　等を含有する硫酸酸性水溶液】００
ｔに液温５０℃で２時間、…を２．０に調整しながら溶
解処理した。得られた抽出液はＳｍ　１０？／１ＸＦｏ
　−１−Ｇｏ　４０．０ｆ／Ｌ、　ｕｌ　２．０の水溶
液１００．５Ａであり、不溶解残渣は１２ｏｔ　（乾燥
）であった。

この不溶解残渣を分析すると、第一工程の抽出率を算出
できる。分析による不溶性残液の各金属の品位は、下表
の通９で原料スクラップ中のＣｕＸｚｒは殆んど溶解し
なかったが、その他の有価金属はそれぞれ９８％以上溶
解する。この不溶解残渣は別途のＣ１１およびＺｒの回
収工程に向けられる。

上記の抽出液は実施例１で使用した装置を使用し、その
まま電解始原とし、電解槽のオーバーフローは再び電解
槽へ循環させた以外は実施例２と同様にして電解したと
ころＣｏ４−Ｆｅ電着合金６３０２が得られた。この組
成はＣｏ　７６．３％、Ｆｅ　２３゜２に、Ｓｍ　０．
０６％であった。

電解終液には、前記原料スクラップより抽出された茗マ
リウム量と当量の蓚酸を添加し以下実施例１と同様にし
て処理したところ、Ｓｍ８５．２％、Ｃｏ　＋Ｆａ　Ｏ
，１’Ｘ以下の酸化ザマリウム２８５２が得られた。ス
クラップからの実収率はＦｅ−４−Ｃ。

９６．４％、Ｓｍ　９５．０％であった。

以上、各実施例はそれぞれの工程をバッチ法で説明した
が、実操業では実施例４で行った電解操作のように１つ
の工程で、或いは第一工程から第三工程までプールして
連続循環方式を採用することもできる１、

Claims (1)

【特許請求の範囲】
1. 希土類元素を含み、かつコバルト、ニッケル、鉄、銅、
   ジルコニウムの少くとも１種を含有する合金を、硫酸水
   溶液で抽出して希土類元素濃度１５２μ以下、コバルト
   、ニッケルおよび／または鉄の合計濃度５ｏｙ７を以下
   、ｄｌ　ｌ、　５〜４．０の抽出液と不溶解残液とを分
   離する第一工程と、第一工程の抽出液を不溶性電解法に
   よってコバルト、ニッケルおよび／または鉄の一部を析
   出せしめる第二工程と、第二工程終液に含有されている
   希土類元素に対し当量以下の蓚酸を添加し、生成する蓚
   酸塩沈殿を水溶液から分離して大気中で焙焼する第三工
   程とから成シ、その際、上記第三工程の水溶液を第一工
   程の抽出液として循環使用することを特徴とする希土類
   元素含有合金からの有価金属の回収法。