RU2319756C2 - Method used for extraction of lithium from the mixture of lithium concentrates - Google Patents
Method used for extraction of lithium from the mixture of lithium concentrates Download PDFInfo
- Publication number
- RU2319756C2 RU2319756C2 RU2005140196/02A RU2005140196A RU2319756C2 RU 2319756 C2 RU2319756 C2 RU 2319756C2 RU 2005140196/02 A RU2005140196/02 A RU 2005140196/02A RU 2005140196 A RU2005140196 A RU 2005140196A RU 2319756 C2 RU2319756 C2 RU 2319756C2
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- lithium
- concentrates
- mixture
- lepidolite
- spodumene
- Prior art date
Links
- 239000012141 concentrate Substances 0.000 title claims abstract description 64
- 239000000203 mixture Substances 0.000 title claims abstract description 63
- WHXSMMKQMYFTQS-UHFFFAOYSA-N Lithium Chemical compound [Li] WHXSMMKQMYFTQS-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims abstract description 59
- 229910052744 lithium Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 59
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims abstract description 34
- 238000000605 extraction Methods 0.000 title abstract description 25
- 229910052642 spodumene Inorganic materials 0.000 claims abstract description 30
- CNLWCVNCHLKFHK-UHFFFAOYSA-N aluminum;lithium;dioxido(oxo)silane Chemical compound [Li+].[Al+3].[O-][Si]([O-])=O.[O-][Si]([O-])=O CNLWCVNCHLKFHK-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 29
- 229910052629 lepidolite Inorganic materials 0.000 claims abstract description 27
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N water Substances O XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 20
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N Sulfuric acid Chemical compound OS(O)(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 18
- 238000002360 preparation method Methods 0.000 claims abstract description 16
- 238000002386 leaching Methods 0.000 claims abstract description 15
- 230000003213 activating effect Effects 0.000 claims abstract description 10
- INHCSSUBVCNVSK-UHFFFAOYSA-L lithium sulfate Inorganic materials [Li+].[Li+].[O-]S([O-])(=O)=O INHCSSUBVCNVSK-UHFFFAOYSA-L 0.000 claims abstract description 5
- RBTVSNLYYIMMKS-UHFFFAOYSA-N tert-butyl 3-aminoazetidine-1-carboxylate;hydrochloride Chemical compound Cl.CC(C)(C)OC(=O)N1CC(N)C1 RBTVSNLYYIMMKS-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 5
- 238000004137 mechanical activation Methods 0.000 claims abstract description 4
- 239000002245 particle Substances 0.000 claims description 3
- 230000004907 flux Effects 0.000 abstract description 12
- 230000015572 biosynthetic process Effects 0.000 abstract description 6
- 238000005272 metallurgy Methods 0.000 abstract description 3
- 230000000694 effects Effects 0.000 abstract description 2
- 239000000126 substance Substances 0.000 abstract description 2
- 238000012958 reprocessing Methods 0.000 abstract 2
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 abstract 1
- WMFOQBRAJBCJND-UHFFFAOYSA-M Lithium hydroxide Chemical compound [Li+].[OH-] WMFOQBRAJBCJND-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 27
- 239000000243 solution Substances 0.000 description 19
- 235000019738 Limestone Nutrition 0.000 description 14
- 239000006028 limestone Substances 0.000 description 14
- 238000005406 washing Methods 0.000 description 10
- 239000002994 raw material Substances 0.000 description 9
- 238000005245 sintering Methods 0.000 description 6
- 229910052822 amblygonite Inorganic materials 0.000 description 5
- 239000000047 product Substances 0.000 description 5
- 238000002156 mixing Methods 0.000 description 4
- 238000000227 grinding Methods 0.000 description 3
- 229910052500 inorganic mineral Inorganic materials 0.000 description 3
- 229910001760 lithium mineral Inorganic materials 0.000 description 3
- 239000011707 mineral Substances 0.000 description 3
- 229910018072 Al 2 O 3 Inorganic materials 0.000 description 2
- 229910010199 LiAl Inorganic materials 0.000 description 2
- 229910004298 SiO 2 Inorganic materials 0.000 description 2
- VYPSYNLAJGMNEJ-UHFFFAOYSA-N Silicium dioxide Chemical compound O=[Si]=O VYPSYNLAJGMNEJ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-L Sulfate Chemical compound [O-]S([O-])(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 2
- 239000000378 calcium silicate Substances 0.000 description 2
- 229910052918 calcium silicate Inorganic materials 0.000 description 2
- OYACROKNLOSFPA-UHFFFAOYSA-N calcium;dioxido(oxo)silane Chemical compound [Ca+2].[O-][Si]([O-])=O OYACROKNLOSFPA-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- XFWJKVMFIVXPKK-UHFFFAOYSA-N calcium;oxido(oxo)alumane Chemical compound [Ca+2].[O-][Al]=O.[O-][Al]=O XFWJKVMFIVXPKK-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 238000000354 decomposition reaction Methods 0.000 description 2
- YQNQTEBHHUSESQ-UHFFFAOYSA-N lithium aluminate Chemical compound [Li+].[O-][Al]=O YQNQTEBHHUSESQ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 238000000926 separation method Methods 0.000 description 2
- 235000008733 Citrus aurantifolia Nutrition 0.000 description 1
- 229910018068 Li 2 O Inorganic materials 0.000 description 1
- 241000700159 Rattus Species 0.000 description 1
- XUIMIQQOPSSXEZ-UHFFFAOYSA-N Silicon Chemical compound [Si] XUIMIQQOPSSXEZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 235000011941 Tilia x europaea Nutrition 0.000 description 1
- 230000004913 activation Effects 0.000 description 1
- 239000012670 alkaline solution Substances 0.000 description 1
- 238000006243 chemical reaction Methods 0.000 description 1
- 230000000052 comparative effect Effects 0.000 description 1
- 239000013078 crystal Substances 0.000 description 1
- 235000011950 custard Nutrition 0.000 description 1
- 230000007717 exclusion Effects 0.000 description 1
- 239000004571 lime Substances 0.000 description 1
- 238000005065 mining Methods 0.000 description 1
- 239000002244 precipitate Substances 0.000 description 1
- 229910052710 silicon Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000010703 silicon Substances 0.000 description 1
- 239000000377 silicon dioxide Substances 0.000 description 1
- 150000003467 sulfuric acid derivatives Chemical class 0.000 description 1
Landscapes
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
Description
Изобретение относится к металлургии, в частности к переработке сподуменовых и лепидолитовых концентратов.The invention relates to metallurgy, in particular to the processing of spodumene and lepidolite concentrates.
Сподумен (LiAl2[Si2O6]), лепидолит (KLi1,5Al1,5[Si3AlO10][F,OH]2) и амблигонит (LiAl[PO4][F,OH]2) - одни из основных промышленных минералов лития [1, стр.12-18, 20, 28-31, 90]. В горно-обогатительных производствах данные минералы извлекают из руд в соответствующие концентраты. Литиевые концентраты характеризуются низким содержанием лития (не более ~4% мас. [1, стр.92]). По этой причине известные способы извлечения лития из указанных концентратов являются технически труднореализуемыми и весьма дорогостоящими.Sodumene (LiAl 2 [Si 2 O 6 ]), lepidolite (KLi 1,5 Al 1,5 [Si 3 AlO 10 ] [F, OH] 2 ) and amblygonite (LiAl [PO 4 ] [F, OH] 2 ) - one of the main industrial lithium minerals [1, pp. 12-18, 20, 28-31, 90]. In mining and processing industries, these minerals are extracted from ores into appropriate concentrates. Lithium concentrates are characterized by a low lithium content (not more than ~ 4% wt. [1, p. 92]). For this reason, the known methods for the extraction of lithium from these concentrates are technically difficult to implement and very expensive.
Для извлечения лития из его минералов может быть использовано большое число известных способов: сернокислотных, сульфатных, известковых и других [1, стр.121-157; 2, стр.226-272]. Основная часть известных способов извлечения лития из литиевых концентратов рассчитана на переработку только индивидуальных минералов лития, что значительно сужает сырьевую базу литиевых производств. Число известных способов совместной переработки литиевых концентратов в настоящее время ограничено.To extract lithium from its minerals, a large number of known methods can be used: sulfuric acid, sulfate, lime, and others [1, pp. 121-157; 2, pp. 226-272]. The bulk of the known methods for the extraction of lithium from lithium concentrates is designed to process only individual lithium minerals, which significantly narrows the raw material base of lithium industries. The number of known methods for co-processing lithium concentrates is currently limited.
Известен способ извлечения лития из смеси сподуменового и амблигонитового концентратов, принятый за аналог [2, стр.243-249] и включающий: 1) смешение сподуменового концентрата с известняком (в массовом соотношении 1:3) и добавление к полученной смеси амблигонитового концентрата в количестве 10÷40% мас.; 2) активирующую подготовку составленной из концентратов и известняка шихты путем ее спекания при температуре 800÷950°С с последующим измельчением опека; 3) водное выщелачивание активированной шихты (измельченного спека).A known method of extracting lithium from a mixture of spodumene and amblygonite concentrates, adopted as an analogue [2, p.243-249] and including: 1) mixing spodumene concentrate with limestone (in a mass ratio of 1: 3) and adding to the resulting mixture of amblygonite concentrate in an amount 10 ÷ 40% wt .; 2) the activating preparation of a mixture composed of concentrates and limestone by sintering it at a temperature of 800 ÷ 950 ° C, followed by grinding the custody; 3) water leaching of the activated mixture (ground cake).
Спеканием смеси концентратов с щелочноземельным флюсом - известняком, достигается щелочное разложение сподумена и амблигонита и образуются нерастворимые в воде алюминат лития (Li2O·Al2O3) и силикат кальция (2CaO·SiO2). Однако за счет избытка известняка, подаваемого на стадию его спекания с концентратами, в процессе выщелачивания измельченного спека образуются водорастворимый гидроксид лития и нерастворимый в воде алюминат кальция:Sintering a mixture of concentrates with alkaline earth flux - limestone, alkaline decomposition of spodumene and amblygonite is achieved and water-insoluble lithium aluminate (Li 2 O · Al 2 O 3 ) and calcium silicate (2CaO · SiO 2 ) are formed. However, due to the excess of limestone supplied to the stage of sintering with concentrates, during the leaching of the crushed cake, water-soluble lithium hydroxide and water-insoluble calcium aluminate are formed:
После разделения пульпы со стадии выщелачивания измельченного опека на раствор гидроксида лития и кек (осадок валового состава 2СаO·SiO2+СаО-Al2O3), водной отмывки кека от гидроксида лития кек сбрасывают в отвал. Использование в способе-аналоге значительных объемов известняка на стадии его шихтовки с концентратами (115÷214% к суммарной массе концентратов) ведет к получению крайне бедной по содержанию лития сырьевой шихты (~1% мас. лития и менее), что обуславливает высокие затраты на извлечение лития из данной шихты, образование большой массы отвального кека (отмывка которого от гидроксида лития является сложной задачей), вследствие чего с кеком теряются значительные количества лития, так что извлечение лития из смеси концентратов в раствор составляет лишь 80÷90% мас.After separation of the pulp from the stage of leaching the crushed custard into a solution of lithium hydroxide and cake (precipitate of gross composition 2CaO · SiO 2 + CaO-Al 2 O 3 ), water washing the cake from lithium hydroxide, the cake is dumped. The use in the analogue method of significant amounts of limestone at the stage of its blending with concentrates (115 ÷ 214% of the total mass of concentrates) leads to an extremely poor raw material charge (~ 1% wt. Lithium or less) in lithium content, which leads to high costs for the extraction of lithium from this charge, the formation of a large mass of dump cake (washing of which from lithium hydroxide is a difficult task), as a result of which significant amounts of lithium are lost with the cake, so that the extraction of lithium from a mixture of concentrates in solution is only 80 ÷ 90% wt.
Недостатками способа-аналога переработки смеси сподуменового и амблигонитового концентратов являются низкое извлечение лития из смеси концентратов в раствор, необходимость использования флюса (известняка) в значительных количествах, что обуславливает образование большого объема бедной по содержанию лития сырьевой шихты и высокие затраты на извлечение из нее лития, образование большого количества отвального кека, на отмывку которого от гидроксида лития и последующее захоронение на специальных дорогостоящих отвальных полях требуются высокие затраты.The disadvantages of the analogue method of processing a mixture of spodumene and amblygonite concentrates are the low extraction of lithium from the mixture of concentrates into the solution, the need to use flux (limestone) in significant quantities, which leads to the formation of a large volume of a lithium-rich raw material charge and the high cost of extracting lithium from it, the formation of a large amount of dump cake, for the washing of which from lithium hydroxide and subsequent disposal in special expensive dump fields, I have high costs.
Наиболее близким по совокупности признаков к предлагаемому способу является способ извлечения лития из смеси лепидолитового и сподуменового концентратов [2, стр.243-249], принятый за прототип и включающий: 1) смешение сподуменового концентрата с известняком (в массовом соотношении 1:3) и добавление к полученной смеси лепидолитового концентрата в количестве 10-г 40% мас.; 2) активирующую подготовку составленной из концентратов и известняка шихты путем ее спекания при температуре 900-950°С с последующим измельчением спека; 3) водное выщелачивание активированной шихты (измельченного спека).The closest set of features to the proposed method is a method for extracting lithium from a mixture of lepidolite and spodumene concentrates [2, pp. 243-249], adopted as a prototype and including: 1) mixing spodumene concentrate with limestone (in a mass ratio of 1: 3) and adding to the resulting mixture of lepidolite concentrate in an amount of 10 g 40% wt .; 2) activating preparation of a mixture composed of concentrates and limestone by sintering it at a temperature of 900-950 ° C followed by grinding of cake; 3) water leaching of the activated mixture (ground cake).
В результате спекания смеси концентратов с щелочноземельным флюсом - известняком, происходит щелочное разложение лепидолита и сподумена и образуются нерастворимые в воде алюминат лития и силикат кальция. Однако за счет избытка известняка, подаваемого на стадию его спекания с концентратами, в процессе выщелачивания измельченного спека образуются водорастворимый гидроксид лития и нерастворимый в воде алюминат кальция [см. уравнение реакции (1)]. После разделения пульпы со стадии выщелачивания измельченного спека на раствор гидроксида лития и Al-, Са-, кремнийсодержащий кек, водной отмывки кека от щелочного раствора кек сбрасывают в отвал. Использование в способе-прототипе значительных объемов известняка на стадии его шихтовки с концентратами (115÷214% к суммарной массе концентратов) ведет к получению крайне бедной по содержанию лития сырьевой шихты (~1% мас. лития и менее), что обуславливает высокие затраты на извлечение лития из данной шихты, образование большой массы отвального кека (отмывка которого от гидроксида лития является сложной задачей), вследствие чего с кеком теряются значительные количества лития, так что извлечение лития из смеси концентратов в раствор составляет всего 80÷84% мас.As a result of sintering a mixture of concentrates with alkaline earth flux - limestone, alkaline decomposition of lepidolite and spodumene occurs and water-insoluble lithium aluminate and calcium silicate are formed. However, due to the excess of limestone supplied to the stage of sintering with concentrates, during the leaching of the crushed cake, water-soluble lithium hydroxide and water-insoluble calcium aluminate are formed [see reaction equation (1)]. After separation of the pulp from the stage of leaching the ground cake to a solution of lithium hydroxide and Al-, Ca-, silicon-containing cake, water washing the cake from an alkaline solution, the cake is dumped into a dump. The use in the prototype method of significant amounts of limestone at the stage of its blending with concentrates (115 ÷ 214% of the total mass of concentrates) leads to an extremely poor raw material charge (~ 1% wt. Lithium and less) in lithium content, which leads to high costs the extraction of lithium from this charge, the formation of a large mass of dump cake (washing of which from lithium hydroxide is a difficult task), as a result of which significant amounts of lithium are lost with the cake, so that the extraction of lithium from a mixture of concentrates in solution is it is only 80 ÷ 84% wt.
Недостатками способа-прототипа переработки смеси лепидолитового и сподуменового концентратов являются низкое извлечение лития из смеси концентратов в раствор, необходимость использования флюса (известняка) в значительных количествах, что обуславливает большой объем бедной по содержанию лития сырьевой шихты и высокие затраты на извлечение из нее лития, образование большого количества отвального кека, на отмывку которого от гидроксида лития и последующее захоронение на специальных дорогостоящих отвальных полях требуются высокие затраты.The disadvantages of the prototype method of processing a mixture of lepidolite and spodumene concentrates are the low extraction of lithium from the mixture of concentrates into the solution, the need to use flux (limestone) in significant quantities, which leads to a large amount of raw material charge poor in lithium content and the high cost of lithium extraction from it, formation a large amount of dump cake, the washing of which from lithium hydroxide and subsequent disposal in special expensive dump fields requires high rats.
Задачей, на решение которой направлено заявляемое изобретение, является разработка способа совместной переработки лепидолитового и сподуменового концентратов, обеспечивающего высокое извлечение лития из смеси указанных концентратов в раствор без использования флюса, при сокращении массы исходной шихты и затрат на извлечение из нее лития, при малых объемах отвального кека, низких затратах на отмывку кека от литийсодержащего раствора и захоронение кека на специальных отвальных полях.The problem to which the invention is directed is to develop a method for the joint processing of lepidolite and spodumene concentrates, providing high lithium extraction from a mixture of these concentrates into a solution without using flux, while reducing the mass of the initial charge and the cost of extracting lithium from it, with small volumes of dump cake, low costs for washing cake from a lithium-containing solution and disposal of cake in special dump fields.
Сущность заявляемого способа извлечения лития из смеси литиевых концентратов заключается в том, что в отличие от известного способа извлечения лития из смеси литиевых концентратов, включающего приготовление шихты из лепидолитового и сподуменового концентратов, активирующую подготовку шихты, водное выщелачивание активированной шихты, согласно заявляемому изобретению, приготовление шихты выполняют из смеси концентратов из расчета получения массового соотношения лепидолитового и сподуменового концентратов в их смеси, равного 2,5÷99,0, активирующую подготовку шихты проводят путем механоактивации с получением рентгеноаморфного продукта крупностью менее 45 мкм, перед водным выщелачиванием рентгеноаморфный продукт распульповывают в воде и добавляют серную кислоту для образования водорастворимого сульфата лития.The essence of the proposed method for the extraction of lithium from a mixture of lithium concentrates is that, in contrast to the known method for the extraction of lithium from a mixture of lithium concentrates, including the preparation of a mixture from lepidolite and spodumene concentrates, activating the preparation of a mixture, water leaching of an activated mixture, according to the claimed invention, preparation of a mixture perform from a mixture of concentrates based on obtaining a mass ratio of lepidolite and spodumene concentrates in their mixture equal to 2.5 ÷ 99.0, Activate batch preparation is carried out by mechanical activation to obtain X-ray amorphous product size less than 45 microns, prior to aqueous leaching raspulpovyvayut x-ray amorphous product in water and added sulfuric acid to form a water-soluble lithium sulfate.
Решение поставленной задачи и достижение соответствующих технических результатов обеспечивается тем, что в известном способе извлечения лития из смеси лепидолитового и сподуменового концентратов, включающем шихтовку указанной смеси с флюсом, активирующую подготовку шихты концентратов и флюса и водное выщелачивание активированной шихты, согласно заявляемому изобретению приготовление шихты выполняют из смеси лепидолитового и сподуменового концентратов без использования флюса из расчета получения массового соотношения лепидолитового и сподуменового концентратов в их смеси, равного 2,5÷99,0, активирующую подготовку шихты проводят путем ее механоактивации с получением рентгеноаморфного продукта крупностью менее 45 мкм, перед водным выщелачиванием рентгеноаморфный продукт распульповывают в воде и добавляют серную кислоту для образования водорастворимого сульфата лития. В результате измельчения смеси лепидолитового и сподуменового концентратов происходит разрушение кристаллических решеток и увеличение удельной поверхности лепидолита и сподумена, т.е. механоактивация данных минералов, что повышает их химическую активность и обеспечивает в процессе сернокислотного выщелачивания механоактивированной смеси концентратов возможность глубокого вскрытия активированных таким образом минералов лития серной кислотой с образованием водорастворимого сульфата лития и нерастворимого кремнезема. Так как в заявляемом способе не используется флюс, общая масса сырьевой шихты значительно меньше по сравнению с массой сырьевой шихты, составленной по способу-прототипу, что позволяет сократить затраты на переработку сырья с извлечением лития в раствор, массу отвального кека, затраты на отмывку кека от литийсодержащего раствора и затраты на захоронение кека на специальных отвальных полях.The solution of this problem and the achievement of the corresponding technical results is ensured by the fact that in the known method of extracting lithium from a mixture of lepidolite and spodumene concentrates, including the charge of the mixture with flux, activating the preparation of the concentrate and flux mixture and water leaching of the activated mixture, according to the claimed invention, the preparation of the charge is performed mixtures of lepidolite and spodumene concentrates without the use of flux based on the calculation of the mass ratio of lepidolite of the second and spodumene concentrates in their mixture equal to 2.5–99.0, the activating preparation of the charge is carried out by mechanically activating it to obtain an X-ray amorphous product with a particle size of less than 45 μm, before the water leaching, the X-ray amorphous product is pulped in water and sulfuric acid is added to form water-soluble lithium sulfate . As a result of grinding the mixture of lepidolite and spodumene concentrates, the crystal lattices are destroyed and the specific surface of lepidolite and spodumene increase, i.e. mechanical activation of these minerals, which increases their chemical activity and provides the possibility of deep opening of lithium minerals activated in this way with sulfuric acid leaching of a mechanically activated concentrate mixture with sulfuric acid to form water-soluble lithium sulfate and insoluble silica. Since the inventive method does not use flux, the total mass of the raw material charge is significantly less compared to the mass of the raw material charge compiled by the prototype method, which reduces the cost of processing raw materials with lithium extracted into the solution, the weight of the dump cake, the cost of washing the cake from lithium-containing solution and the cost of burying cake in special dump fields.
Способ осуществляется на обычном оборудовании с использованием лепидолитового и сподуменового концентратов с содержанием лития соответственно 2, 29 и 3,28% мас. Для осуществления заявляемого способа готовят смеси, состоящие из лепидолитового и сподуменового концентратов с различным массовым соотношением концентратов. Приготовленные смеси измельчают в планетарной мельнице с получением рентгеноаморфного продукта крупностью 45 мкм. Механоактивированные смеси распульповывают в воде при соотношении Т: Ж=1:0,8. В полученную пульпу добавляют 93%-ную серную кислоту из расчета 0,6÷0,8 мл на 1 г механоактивированной смеси. Образующиеся сульфаты выщелачивают водой при Т: Ж=1:5 (по механоактивированной смеси), температуре 95°С в течение 2±1 ч. Полученную сернокислую пульпу фильтруют, отфильтрованный кек подвергают 2-кратной фильтр-репульпационной отмывке водой, подкисленной серной кислотой до рН 3,0÷3,5, при Т: Ж=1:(5÷6) (по механоактивированной смеси) и температуре 70°С в течение 15 минут. По остаточному содержанию лития в кеке определяют полноту извлечения лития из концентрата в раствор.The method is carried out on conventional equipment using lepidolite and spodumene concentrates with lithium content of 2, 29 and 3.28%, respectively. For the implementation of the proposed method prepare mixtures consisting of lepidolite and spodumene concentrates with different mass ratios of concentrates. The prepared mixture is ground in a planetary mill to obtain an X-ray amorphous product with a particle size of 45 microns. Mechanically activated mixtures are pulped in water at a ratio of T: W = 1: 0.8. In the resulting pulp add 93% sulfuric acid at the rate of 0.6 ÷ 0.8 ml per 1 g of mechanically activated mixture. The sulfates formed are leached with water at T: W = 1: 5 (according to a mechanically activated mixture), at a temperature of 95 ° C for 2 ± 1 h. The resulting sulfate pulp is filtered, the filtered cake is subjected to 2-fold filter-repulpation washing with water acidified with sulfuric acid to pH 3.0 ÷ 3.5, at T: W = 1: (5 ÷ 6) (mechanically activated mixture) and a temperature of 70 ° C for 15 minutes. The residual lithium content in the cake determines the completeness of the extraction of lithium from the concentrate into the solution.
В таблице приведены результаты осуществления способа по заявленному изобретению и для сравнения - по способу-прототипу (условные обозначения, принятые в табл.1: ЛК - лепидолитовый концентрат, СК - сподуменовый концентрат).The table shows the results of the implementation of the method according to the claimed invention and for comparison, according to the prototype method (symbols used in table 1: LC - lepidolite concentrate, SC - spodumene concentrate).
Из данных, представленных в таблице, следует, что при осуществлении заявляемого способа (примеры 2-5) извлечение лития составляет 86÷99% мас. В данных примерах смеси лепидолитового и сподуменового концентратов составляют из расчета получения массового соотношения концентратов в указанных смесях, равного 2,5÷99,0, а известняк в процессе активации смесей не используют. Снижение массового соотношения лепидолитового и сподуменового концентратов в их смесях ниже 2,5 (до 1,3; пример 1, таблица) ведет к уменьшению извлечения лития в раствор до 82% мас.From the data presented in the table, it follows that when implementing the proposed method (examples 2-5), the extraction of lithium is 86 ÷ 99% wt. In these examples, mixtures of lepidolite and spodumene concentrates are calculated on the basis of obtaining the mass ratio of concentrates in these mixtures equal to 2.5–99.0, and limestone is not used in the process of activation of mixtures. A decrease in the mass ratio of lepidolite and spodumene concentrates in their mixtures below 2.5 (to 1.3; Example 1, table) leads to a decrease in lithium extraction into solution to 82% wt.
2
3
4
5
6
7
8one
2
3
four
5
6
7
8
Способ-
прототипThe inventive method
Way-
prototype
1,0/2,5
1,0/6,0
1,0/10,0
1,0/99,0
1,0/120,0
1,0/1,6
1,0/0,41.0 / 1.3
1,0 / 2,5
1.0 / 6.0
1.0 / 10.0
1.0 / 99.0
1.0 / 120.0
1.0 / 1.6
1.0 / 0.4
0
0
0
0
0
115
2140
0
0
0
0
0
115
214
38,9 (1)
41,1 (1)
42,0 (1)
43,5 (1)
44,1 (1)
80,3 (1)
104,7(1)36.7 (1)
38.9 (1)
41.1 (1)
42.0 (1)
43.5 (1)
44.1 (1)
80.3 (1)
104.7 (1)
38,9
41,1
42,0
43,5
44,1
(65,1)
(80,5)36.7
38.9
41.1
42.0
43.5
44.1
(65.1)
(80.5)
26,8
26,7
27,7
27,1
27,8
48,3
70,525.7
26.8
26.7
27.7
27.1
27.8
48.3
70.5
0,14
0,07
0,04
0,01
0,01
0,16
0,200.18
0.14
0,07
0.04
0.01
0.01
0.16
0.20
86,0
93,0
96,0
99,0
99,0
84,0
80,082.0
86.0
93.0
96.0
99.0
99.0
84.0
80.0
Увеличение массового соотношения лепидолитового и сподуменового концентратов в их смесях выше 99 (до 120; пример 6, таблица) не влияет на полноту извлечения лития в раствор.An increase in the mass ratio of lepidolite and spodumene concentrates in their mixtures above 99 (up to 120; Example 6, table) does not affect the completeness of lithium extraction into the solution.
Для сравнения с заявляемым изобретением в таблице представлены результаты извлечения лития из смесей лепидолитового и сподуменового концентратов по способу-прототипу (примеры 7 и 8), по которому извлечение лития в раствор составляет всего 80÷84% мас.For comparison with the claimed invention, the table presents the results of the extraction of lithium from mixtures of lepidolite and spodumene concentrates according to the prototype method (examples 7 and 8), in which the extraction of lithium in solution is only 80 ÷ 84% wt.
Таким образом, заявляемый способ позволяет эффективно извлекать литий из смеси литиевых концентратов. По сравнению со способом-прототипом заявляемый способ обеспечивает (таблица):Thus, the inventive method allows you to effectively extract lithium from a mixture of lithium concentrates. Compared with the prototype method, the inventive method provides (table):
1) повышение извлечения лития в раствор с 80÷84 до 86-99% мас.: 2) исключение использования флюса - известняка; 3) практически двукратное сокращение массы исходной сырьевой шихты при соответствующем снижении затрат на ее переработку с извлечением лития в раствор; 4) практически двукратное снижение массы отвального кека при соответствующем сокращении затрат на отмывку кека от литийсодержащего раствора и захоронение кека на специальных отвальных полях.1) increase the extraction of lithium in solution from 80 ÷ 84 to 86-99% wt .: 2) the exclusion of the use of flux - limestone; 3) an almost twofold reduction in the mass of the initial raw material charge with a corresponding reduction in the costs of its processing with the extraction of lithium into solution; 4) an almost twofold decrease in the mass of the dump cake with a corresponding reduction in the cost of washing the cake from the lithium-containing solution and the disposal of cake in special dump fields.
Источники информацииInformation sources
1. Остроушко Ю.И., Бучихин П.И., Алексеева В.В. и др. Литий, его химия и технология. - М.: Атомиздат, 1960. - 200 с.1. Ostroushko Yu.I., Buchihin P.I., Alekseeva V.V. et al. Lithium, its chemistry and technology. - M .: Atomizdat, 1960 .-- 200 p.
2. Плющев В.Е., Степин Б.Д. Химия и технология соединений литий, рубидия и цезия. - М.: Химия, 1970. - 408 с.2. Plyushchev V.E., Stepin B.D. Chemistry and technology of compounds of lithium, rubidium and cesium. - M .: Chemistry, 1970 .-- 408 p.
Claims (1)
Priority Applications (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
RU2005140196/02A RU2319756C2 (en) | 2005-12-22 | 2005-12-22 | Method used for extraction of lithium from the mixture of lithium concentrates |
Applications Claiming Priority (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
RU2005140196/02A RU2319756C2 (en) | 2005-12-22 | 2005-12-22 | Method used for extraction of lithium from the mixture of lithium concentrates |
Publications (2)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
RU2005140196A RU2005140196A (en) | 2006-06-10 |
RU2319756C2 true RU2319756C2 (en) | 2008-03-20 |
Family
ID=36712780
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
RU2005140196/02A RU2319756C2 (en) | 2005-12-22 | 2005-12-22 | Method used for extraction of lithium from the mixture of lithium concentrates |
Country Status (1)
Country | Link |
---|---|
RU (1) | RU2319756C2 (en) |
Cited By (1)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
RU2634559C1 (en) * | 2016-09-19 | 2017-10-31 | Федеральное государственное автономное образовательное учреждение высшего образования "Уральский федеральный университет имени первого Президента России Б.Н. Ельцина | Lepidolithic concentrate processing method |
Families Citing this family (1)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN110526265A (en) * | 2019-10-10 | 2019-12-03 | 宜春市科远化工有限公司 | A kind of process for producing lithium carbonate with sulfuric acid process processing lepidolite |
-
2005
- 2005-12-22 RU RU2005140196/02A patent/RU2319756C2/en not_active IP Right Cessation
Non-Patent Citations (1)
Title |
---|
ПЛЮЩЕВ В.Е. и др. Химия и технология соединений лития, рубидия и цезия. - М.: Химия, 1970, с.243-249. * |
Cited By (1)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
RU2634559C1 (en) * | 2016-09-19 | 2017-10-31 | Федеральное государственное автономное образовательное учреждение высшего образования "Уральский федеральный университет имени первого Президента России Б.Н. Ельцина | Lepidolithic concentrate processing method |
Also Published As
Publication number | Publication date |
---|---|
RU2005140196A (en) | 2006-06-10 |
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
JP6964084B2 (en) | Lithium recovery from phosphate minerals | |
US10450630B2 (en) | Recovery process | |
CA2631190C (en) | Recovery of rare earth elements | |
EP3802892B1 (en) | Process for recovering lithium phosphate and lithium sulfate from lithium-bearing silicates | |
RU2319756C2 (en) | Method used for extraction of lithium from the mixture of lithium concentrates | |
RU2546952C1 (en) | Method of working of lithium concentrates mixture | |
RU2356961C2 (en) | Method of lithium extraction from mineral raw materials | |
AU2012395739A1 (en) | Processing of rare earth and uranium containing ores and concentrates | |
RU2299253C2 (en) | Method of extraction of lithium from the mixture of the lepidolite and spodumene concentrates | |
AU2016101526A4 (en) | Recovery Process | |
RU2319755C2 (en) | Method used for extraction of lithium out of the lepidolithium concentrate | |
CN102205268A (en) | Wet processing method of tungsten-containing molybdenum oxide rough concentrate | |
CN107876216B (en) | A kind of method molybdic tailing recycling molybdenum sulphur and prepare molybdenum siliceous fertilizer as raw material | |
RU2531019C1 (en) | Mix material for extraction of lithium from lithium concentrates mix | |
RU2354727C2 (en) | Method of berillium extraction from raw mineral material | |
RU2561402C2 (en) | Mixture for producing beryllium sulphate from mixture of beryllium concentrates | |
CN107185722B (en) | Preparation method and application of limonite inhibitor | |
US20200071179A1 (en) | Releasing impurities from a calcium-based mineral | |
US348157A (en) | Process of concentrating ores | |
Kuppusamy | Characterization and extraction of rare earth elements from metallurgical coal-based source | |
RU2352659C2 (en) | Extraction method of lithium from mixture of lepidolite and spodumene concentrates | |
CN105819470B (en) | The method for preparing potassium sulfate with the insoluble rich potassium aluminium mineral of compound salt treatment | |
CN106319248B (en) | Substance containing RE phosphate | |
Topkaya et al. | Acid curing and baking of bastnaesite ore and concentrate | |
SU732015A1 (en) | Method for preparing zinc sulfate for flotation |
Legal Events
Date | Code | Title | Description |
---|---|---|---|
MM4A | The patent is invalid due to non-payment of fees |
Effective date: 20101223 |