RU2531019C1 - Mix material for extraction of lithium from lithium concentrates mix - Google Patents
Mix material for extraction of lithium from lithium concentrates mix Download PDFInfo
- Publication number
- RU2531019C1 RU2531019C1 RU2013142239/02A RU2013142239A RU2531019C1 RU 2531019 C1 RU2531019 C1 RU 2531019C1 RU 2013142239/02 A RU2013142239/02 A RU 2013142239/02A RU 2013142239 A RU2013142239 A RU 2013142239A RU 2531019 C1 RU2531019 C1 RU 2531019C1
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- lithium
- concentrates
- mixture
- charge
- mass ratio
- Prior art date
Links
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 (LiAl[Si2O6]) и лепидолит (KLi1,5Al1,5[Si3AlO10][F, ОН]2 являются одними из основных промышленных минералов лития [1, стр.12-18, 20]. В горно-обогатительных производствах сподумен и лепидолит извлекают из руд в соответствующие концентраты. Вследствие низкого содержания лития в литиевых концентратах (не более ~4 масс.% [1, стр.92]) известные способы извлечения из них лития являются технически труднореализуемыми и весьма дорогостоящими.Spodumene (LiAl [Si 2 O 6 ]) and lepidolite (KLi 1,5 Al 1,5 [Si 3 AlO 10 ] [F, OH] 2 are some of the main industrial lithium minerals [1, pp. 12-18, 20 ]. In mining and processing plants, spodumene and lepidolite are extracted from ores into the corresponding concentrates. Due to the low lithium content in lithium concentrates (not more than ~ 4 wt.% [1, p. 92]), known methods for extracting lithium from them are technically difficult to implement and very expensive.
Для извлечения лития из его минералов может быть использовано большое число известных способов: сернокислотных, известковых и других [1, стр.121-154; 2, стр.226-272]. Основная часть указанных способов извлечения лития из литиевых концентратов рассчитана на переработку только индивидуальных минералов лития, что значительно сужает сырьевую базу литиевых производств. Число известных составов шихт при совместной переработке литиевых концентратов в настоящее время ограничено.To extract lithium from its minerals, a large number of known methods can be used: sulfuric acid, calcareous and others [1, pp. 121-154; 2, pp. 226-272]. The main part of these 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 charge compositions in the joint processing of lithium concentrates is currently limited.
Известна шихта для извлечения лития из смеси СК и ЛК [2, стр.243-249], принятая за аналог, используемая в процессе: 1) смешение СК с известняком (в массовом соотношении 1:3) и добавление к полученной смеси ЛК в количестве 10÷40 масс.%; 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).Known charge for the extraction of lithium from a mixture of SC and LK [2, p.243-249], adopted for the analogue used in the process: 1) mixing SC with limestone (in a mass ratio of 1: 3) and adding to the resulting mixture of LK in the amount 10 ÷ 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).
Как следует из указанного состава исходной сырьевой смеси массовое соотношение СК и ЛК в ней составляет 1:(0,4÷1,6).As follows from the specified composition of the initial raw material mixture, the mass ratio of SC and LC in it is 1: (0.4 ÷ 1.6).
В результате спекания смеси концентратов с щелочноземельным флюсом - известняком - происходит щелочное разложение СК и ЛК и образование нерастворимых в воде алюмината натрия и силиката кальция. 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:As a result of sintering of a mixture of concentrates with an alkaline earth flux — limestone — alkaline decomposition of SC and LA occurs and the formation of water-insoluble sodium aluminate and calcium silicate. 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:
Li2O·Al2O3+Са(ОН)2=2LiOH+CaO·Al2O3↓Li 2 O · Al 2 O 3 + Ca (OH) 2 = 2LiOH + CaO · Al 2 O 3 ↓
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 шихты-аналога со значительными объемами известняка на стадии его шихтовки с концентратами (115÷214% к суммарной массе концентратов) ведет к получению крайне бедной по содержанию лития сырьевой шихты (~1 масс.% 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 масс.%.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 of an analog charge with significant volumes 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), 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 it is only 80–84 mass%.
Недостатком использования шихты-аналога при переработке смеси СК и ЛК является низкое извлечение лития из смеси указанных концентратов в раствор.The disadvantage of using an analog charge in the processing of a mixture of SC and LC is the low extraction of lithium from a mixture of these concentrates in solution.
Наиболее близким по совокупности признаков к предлагаемому изобретению является использование шихты для извлечения лития из смеси СК и ЛК [3], принятой за прототип и состоящей из смеси СК и ЛК из расчета получения массового соотношения SlO2/(Na2O+K2O+Li2O) в смеси, равного 4,5, массового соотношения СК и ЛК в их смеси равно 1,0:1,8, с добавлением флюса (кальцинированной соды) из расчета получения массового соотношения SiO2/(Na2O+K2O+Li2O) в приготовленной шихте, равного 2,5. Указанную шихту подвергают активирующей подготовке путем ее плавления при температуре 1350°С, грануляции плава водой, измельчения гранулированного плава. Сульфатизация измельченного плава 93%-ной серной кислотой и водное выщелачивание сульфатизированного плава обеспечивает перевод лития в водорастворимый сульфат лития. Достоинством использования шихты-прототипа по сравнению с шихтой-аналогом является высокое извлечение лития из активированного сырья в целевой раствор сульфата лития, составляющее 99%.The closest in combination of features to the present invention is the use of a mixture for the extraction of lithium from a mixture of SC and LK [3], taken as a prototype and consisting of a mixture of SC and LK based on the calculation of the mass ratio SlO 2 / (Na 2 O + K 2 O + Li 2 O) in a mixture of 4.5, the mass ratio of SC and LC in their mixture is 1.0: 1.8, with the addition of flux (soda ash) based on the calculation of the mass ratio of SiO 2 / (Na 2 O + K 2 O + Li 2 O) in the prepared mixture, equal to 2.5. The specified mixture is subjected to activating preparation by melting it at a temperature of 1350 ° C, granulating the melt with water, grinding granulated melt. Sulfatization of the crushed melt with 93% sulfuric acid and aqueous leaching of sulfated melt ensures the conversion of lithium to water-soluble lithium sulfate. The advantage of using the charge-prototype in comparison with the charge-analogue is the high extraction of lithium from activated raw materials in the target solution of lithium sulfate, amounting to 99%.
Вместе с тем, недостатком использования шихты-прототипа является то, что она ограничивает сырьевую базу гидрометаллургии лития массовым соотношением СК и ЛК в их смеси 1,0:1,8. На практике возникает необходимость осуществлять совместную переработку СК и ЛК с различным соотношением их в шихте, и, в частности, равным (1,0÷1,3):1,0.However, the disadvantage of using the charge of the prototype is that it limits the raw material base of lithium hydrometallurgy by the mass ratio of SC and LC in their mixture of 1.0: 1.8. In practice, there is a need to carry out joint processing of SC and LK with a different ratio of them in the mixture, and, in particular, equal to (1.0 ÷ 1.3): 1.0.
Задачей заявляемого изобретения является разработка состава шихты из СК и ЛК, расширяющего сырьевую базу гидрометаллургии лития и обеспечивающего высокую степень извлечения лития в процессе переработки СК и ЛК при новом (1,0÷1,3 : 1,0) соотношении их в сырьевой смеси концентратов.The objective of the invention is to develop the composition of the charge from SC and LK, expanding the raw material base of lithium hydrometallurgy and providing a high degree of lithium extraction during processing of SC and LK with a new (1.0 ÷ 1.3: 1.0) ratio of them in the raw mix of concentrates .
Технический результат заключается в повышении степени извлечения лития до промышленно-приемлемой (99,0÷99,2%) при смешении сподуменового и лепидолитового концентратов из расчета получения массового соотношения SiO2/(Na2O+K2O+Li2O) в смеси, равного 4,7÷4,8.The technical result consists in increasing the degree of extraction of lithium to industrially acceptable (99.0 ÷ 99.2%) by mixing spodumene and lepidolite concentrates based on the calculation of the mass ratio of SiO 2 / (Na 2 O + K 2 O + Li 2 O) in a mixture of 4.7 ÷ 4.8.
Решение поставленной задачи и достижение соответствующих технических результатов обеспечивается тем, что в процессе извлечения лития из смеси литиевых концентратов используют шихту, состоящую из сподуменового, лепидолитового концентратов и карбоната натрия, причем шихта содержит карбонат натрия из расчета получения массового соотношения SiO2/(Na2O+K2O+Li2O), равного 2,2÷2,3, а сподуменовый и лепидолитовый концентраты содержит при массовом соотношении СК/ЛК, равном (1,0÷1,3) : 1,0, и массовом соотношении оксидов SiO2/(Na2O+K2O+Li2O), равном 4,7÷4,8.The solution of this problem and the achievement of relevant technical results is ensured by the fact that in the process of lithium extraction from a mixture of lithium concentrates, a charge consisting of spodumene, lepidolite concentrates and sodium carbonate is used, and the mixture contains sodium carbonate based on the calculation of the mass ratio of SiO 2 / (Na 2 O + K 2 O + Li 2 O), equal to 2.2 ÷ 2.3, and spodumene and lepidolite concentrates contains a mass ratio of SC / LC equal to (1.0 ÷ 1.3): 1.0, and the mass ratio oxides SiO 2 / (Na 2 O + K 2 O + Li 2 O), equal to 4.7 ÷ 4.8.
Составление смеси указанных концентратов обеспечивает в процессе плавления смеси и водной грануляции плава необходимое количество флюсующих компонентов, благодаря их присутствию в составе концентратов: шихтовка концентратов в таком массовом соотношении (когда массовое соотношение в смеси присутствующих в составе концентратов кремния и щелочных металлов в пересчете на их оксиды составляет 4,7÷4,8) обеспечивает значительный перевод лития в кислоторастворимые соединения. Добавка к смеси СК и ЛК карбоната натрия в количестве, определяемом массовым соотношением в шихте между кремнием и щелочными металлами в пересчете на оксиды SiO2/(Na2O+K2O+Li2O), равным 2,2÷2,3, обеспечивает в процессе плавления шихты и водной грануляции плава в совокупности с указанными выше признаками практически полный перевод лития в кислоторастворимые соединения. За счет этого при последующем выщелачивании гранулята серной кислотой достигается высокое извлечение лития в раствор. При этом обеспечивается расширение сырьевой базы гидрометаллургии лития путем вовлечения в совместную переработку СК и ЛК с новым соотношением их в шихте, равным (1,0÷1,3):1,0.Composing a mixture of these concentrates provides the required amount of fluxing components during the melting of the mixture and water granulation of the melt, due to their presence in the concentrates: blending of concentrates in such a mass ratio (when the mass ratio in the mixture of silicon and alkali metals present in the concentrates in terms of their oxides is 4.7 ÷ 4.8) provides a significant transfer of lithium into acid-soluble compounds. The addition of sodium carbonate to the mixture of SC and LC of sodium carbonate in an amount determined by the mass ratio in the charge between silicon and alkali metals in terms of SiO 2 / (Na 2 O + K 2 O + Li 2 O) oxides equal to 2.2 ÷ 2.3 , provides in the process of melting the mixture and water granulation of the melt, in combination with the above features, almost complete conversion of lithium into acid-soluble compounds. Due to this, with subsequent leaching of the granulate with sulfuric acid, a high extraction of lithium in solution is achieved. This ensures the expansion of the raw material base of lithium hydrometallurgy by involving SC and LK in the joint processing with a new ratio in the charge equal to (1.0 ÷ 1.3): 1.0.
Пример использования заявляемой шихтыAn example of the use of the inventive charge
Химический состав использованных СК и ЛК аналогичен приведенному в [3].The chemical composition of the used SC and LC is similar to that given in [3].
Использование шихты осуществляют путем приготовления смесей из СК и ЛК, количество каждого из которых определяют исходя из получения массового соотношения SiO2/(Na2O+K2O+Li2O) в смеси, равного 4,7÷4,8.The use of the mixture is carried out by preparing mixtures of SC and LC, the amount of each of which is determined on the basis of obtaining the mass ratio of SiO 2 / (Na 2 O + K 2 O + Li 2 O) in the mixture equal to 4.7 ÷ 4.8.
К полученным смесям добавляют карбонат натрия для получения массового соотношения SiO2/(Na2O+K2O+Li2O) в шихте, равного 2,2÷2,3. Далее приготовленную шихту плавят в графитовом тигле при 1350°С в течение 30 мин. Плав гранулируют в холодной воде с температурой 15°С, полученный плав-гранулят измельчают. Плав-гранулят после измельчения распульповывают в воде при Т:Ж=1:0,8. Полученную пульпу обрабатывают 93%-ной серной кислотой с расходом кислоты 0,7 мл на 1 г плава-гранулята Образовавшиеся сульфаты выщелачивают водой при Т:Ж=1:3 (по исходному грануляту) в течение 40 мин при температуре 95°С. Полученную сернокислую пульпу фильтруют, отфильтрованный кек подвергают 2-кратной фильтр-репульпационной отмывке водой, подкисленной серной кислотой до концентрации кислоты в воде 10 г/л, при Т:Ж=1:6 (по исходному плаву-грануляту) и температуре 90°С в течение 15 мин. По остаточному содержанию лития в кеке определяют степень извлечения лития из плава-гранулята в раствор.Sodium carbonate is added to the resulting mixtures to obtain a mass ratio of SiO 2 / (Na 2 O + K 2 O + Li 2 O) in a charge of 2.2–2.3. Next, the prepared mixture is melted in a graphite crucible at 1350 ° C for 30 minutes. The melt is granulated in cold water with a temperature of 15 ° C, the obtained melt granulate is crushed. After grinding, the granulate melt is granulated in water at T: W = 1: 0.8. The resulting pulp is treated with 93% sulfuric acid with an acid flow rate of 0.7 ml per 1 g of melt granulate. The resulting sulfates are leached with water at T: W = 1: 3 (from the original granulate) for 40 minutes at a temperature of 95 ° C. The resulting sulfate pulp is filtered, the filtered cake is subjected to 2-fold filter-repulpative washing with water, acidified with sulfuric acid to an acid concentration in water of 10 g / l, at T: W = 1: 6 (according to the initial melt granulate) and a temperature of 90 ° C within 15 minutes The residual lithium content in the cake determines the degree of lithium extraction from the melt-granulate into the solution.
Анализ показателей, достигаемых при использовании заявляемой шихты, показывает, что это обеспечивает возможность извлечения лития в раствор на 99,0÷99,2% масс. (таблица, примеры 2, 3, 6 и 7). Представленные в примерах 2, 3, 6 и 7 шихты содержат смеси СК с ЛК с массовым соотношением SiO2/(Na2O+K2O+Li2O)=4,7÷4,8 [после добавки к данным смесям соды массовое соотношение SiO2/(Na2O+K2O+Li2O) в получаемых шихтах составляет 2,2÷2,3]. Таким образом, реализация изобретения позволяет вовлекать в совместную переработку СК с ЛК с массовым соотношением указанных концентратов в их смеси (1,0÷1,3):1,0. Данное соотношение СК и ЛК в их смеси расширяет сырьевую базу гидрометаллургии лития на основе переработки СК и ЛК при новом соотношении их в сырьевой шихте. Увеличение массового соотношения SiO2/(Na2O+K2O+Li2O) в шихте СК, ЛК и соды выше 2,3 (за счет сокращения расхода соды) ведет к снижению извлечения лития до 97,0÷97,5% масс. (таблица, примеры 4 и 8).Analysis of the indicators achieved when using the inventive charge, shows that this provides the ability to extract lithium into solution at 99.0 ÷ 99.2% of the mass. (table, examples 2, 3, 6 and 7). The blends presented in examples 2, 3, 6 and 7 contain mixtures of SC with LK with a mass ratio of SiO 2 / (Na 2 O + K 2 O + Li 2 O) = 4.7 ÷ 4.8 [after adding soda to these mixtures the mass ratio of SiO 2 / (Na 2 O + K 2 O + Li 2 O) in the resulting mixture is 2.2 ÷ 2.3]. Thus, the implementation of the invention allows to involve in the joint processing of SC with LK with a mass ratio of these concentrates in their mixture (1.0 ÷ 1.3): 1.0. This ratio of SC and LC in their mixture expands the raw material base of lithium hydrometallurgy based on the processing of SC and LC with a new ratio of them in the raw material charge. An increase in the mass ratio of SiO 2 / (Na 2 O + K 2 O + Li 2 O) in the charge of SC, LA, and soda above 2.3 (due to a reduction in soda consumption) leads to a decrease in lithium extraction to 97.0–97.5 % of the mass. (table, examples 4 and 8).
заявленной шихты и шихты-прототипа.Comparative indicators of the process of extraction of lithium from lithium-containing concentrates when using
the claimed charge and charge prototype.
мераNo. at
measure
ние СК/ЛК в их смесиMass ratio
SC / LC in their mixture
соотношение SiO2/(Na2O+K2O+Li2O)
в смеси СК и ЛКThe content of SiO 2 , Na 2 O, K 2 O, Li 2 O and
ratio SiO 2 / (Na 2 O + K 2 O + Li 2 O)
in a mixture of SC and LC
соотношение
SiO2/(Na2O+K2O+
Li2O) в шихтеMass
ratio
SiO 2 / (Na 2 O + K 2 O +
Li 2 O) in the charge
ство
Li в отваль
Ном
кеке, гQuantity
state
Li dump
Nome
keke, g
Сокращение массового соотношения SiO2/(Na2O+K2O+Li2O) в шихте СК, ЛК и соды ниже 2,2 (таблица, примеры 1 и 5) (за счет повышения расхода соды) не обеспечивает дополнительного повышения степени извлечения лития, которое составляет в примерах 1 и 5 (таблица) 99,0% масс.The reduction in the mass ratio of SiO 2 / (Na 2 O + K 2 O + Li 2 O) in the charge of SC, LA and soda below 2.2 (table, examples 1 and 5) (due to an increase in soda consumption) does not provide an additional increase in the degree extraction of lithium, which is in examples 1 and 5 (table) 99.0% of the mass.
В таблице для сравнения приведены результаты процесса переработки смеси СК и ЛК с использованием шихты-прототипа (пример 9), позволяющего достаточно полно извлекать литий (на 99% масс.), но ограничивающего сырьевую базу гидрометаллургии лития исходной шихтой из СК и ЛК с их соотношением 1,0÷1,8.The table for comparison shows the results of the processing of a mixture of SC and LK using a mixture of the prototype (example 9), which allows sufficiently fully recover lithium (99% by mass), but limiting the raw material base of lithium hydrometallurgy by the initial charge from SC and LK with their ratio 1.0 ÷ 1.8.
Таким образом, заявляемая шихта обеспечивает эффективное извлечение лития из смеси СК и ЛК в раствор на 99,0÷99,2% масс. Использование заявляемой шихты по сравнению шихтой-прототипом обеспечивает расширение сырьевой базы гидрометаллургии лития за счет вовлечения в совместную переработку СК и ЛК при новом соотношении указанных концентратов в их смеси. Заявляемая шихта позволяет применять машинный расчет состава проплавляемой шихты.Thus, the inventive charge provides effective extraction of lithium from a mixture of SC and LA in a solution of 99.0 ÷ 99.2% of the mass. The use of the inventive charge in comparison with the charge-prototype provides the expansion of the raw material base of lithium hydrometallurgy due to the involvement of SC and LK in the joint processing with a new ratio of these concentrates in their mixture. The inventive charge allows the use of machine calculation of the composition of the melted charge.
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 лития, 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.
3. Пат. 2299253 РФ, МПК С22В 26/12. Способ извлечения лития из смеси лепидолитового и сподуменового концентратов / В.И. Самойлов, Н.И. Шипунов. 2007. Бюл. №14.3. Pat. 2299253 RF, IPC S22V 26/12. The method of extraction of lithium from a mixture of lepidolite and spodumene concentrates / V.I. Samoilov, N.I. Shipunov. 2007. Bull. Number 14.
Claims (1)
Priority Applications (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
RU2013142239/02A RU2531019C1 (en) | 2013-09-16 | 2013-09-16 | Mix material for extraction of lithium from lithium concentrates mix |
Applications Claiming Priority (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
RU2013142239/02A RU2531019C1 (en) | 2013-09-16 | 2013-09-16 | Mix material for extraction of lithium from lithium concentrates mix |
Publications (1)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
RU2531019C1 true RU2531019C1 (en) | 2014-10-20 |
Family
ID=53381860
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
RU2013142239/02A RU2531019C1 (en) | 2013-09-16 | 2013-09-16 | Mix material for extraction of lithium from lithium concentrates mix |
Country Status (1)
Country | Link |
---|---|
RU (1) | RU2531019C1 (en) |
Citations (5)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
US3189407A (en) * | 1960-02-11 | 1965-06-15 | Saint Gobain | Method of recovering lithium from lepidolite |
WO1989008723A1 (en) * | 1988-03-17 | 1989-09-21 | The British Petroleum Company Plc | Recovery of lithium from a lithium bearing silicate ore |
RU2299253C2 (en) * | 2005-09-26 | 2007-05-20 | Открытое акционерное общество "Новосибирский завод химконцентратов" | Method of extraction of lithium from the mixture of the lepidolite and spodumene concentrates |
RU2356961C2 (en) * | 2008-02-05 | 2009-05-27 | Государственное общеобразовательное учреждение высшего профессионального образования "Уральский государственный технический университет-УПИ" | Method of lithium extraction from mineral raw materials |
CN101974678A (en) * | 2010-11-24 | 2011-02-16 | 中南大学 | Method for extracting lithium and other alkali metal elements from lepidolite mineral |
-
2013
- 2013-09-16 RU RU2013142239/02A patent/RU2531019C1/en not_active IP Right Cessation
Patent Citations (5)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
US3189407A (en) * | 1960-02-11 | 1965-06-15 | Saint Gobain | Method of recovering lithium from lepidolite |
WO1989008723A1 (en) * | 1988-03-17 | 1989-09-21 | The British Petroleum Company Plc | Recovery of lithium from a lithium bearing silicate ore |
RU2299253C2 (en) * | 2005-09-26 | 2007-05-20 | Открытое акционерное общество "Новосибирский завод химконцентратов" | Method of extraction of lithium from the mixture of the lepidolite and spodumene concentrates |
RU2356961C2 (en) * | 2008-02-05 | 2009-05-27 | Государственное общеобразовательное учреждение высшего профессионального образования "Уральский государственный технический университет-УПИ" | Method of lithium extraction from mineral raw materials |
CN101974678A (en) * | 2010-11-24 | 2011-02-16 | 中南大学 | Method for extracting lithium and other alkali metal elements from lepidolite mineral |
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
EP3204528B1 (en) | Recovery process | |
JP6964084B2 (en) | Lithium recovery from phosphate minerals | |
EP3802892B1 (en) | Process for recovering lithium phosphate and lithium sulfate from lithium-bearing silicates | |
CN107475537A (en) | Lithium, rubidium, the method for cesium salt are extracted from lepidolite raw material | |
CN108070725A (en) | The method for recycling lithium | |
CN102838140B (en) | Method for directly producing environment-friendly lithium hydroxide monohydrate from spodumene | |
CN110015855B (en) | Treatment method of lithium slag | |
CN104649302A (en) | Method for acquiring lithium carbonate in zinnwaldite | |
CN110042225A (en) | A kind of roasting of lepidolite ore sodium sulphate and leaching method | |
CN107934998A (en) | A kind of method that spodumene leachate prepares LITHIUM BATTERY lithium chloride | |
CN108793205A (en) | A kind of technique that spodumene sulfuric acid process prepares lithium carbonate | |
CN108101077A (en) | Integrated process for extracting lithium by utilizing spodumene and synthesizing mineral fertilizer | |
CN113981244A (en) | Method for extracting lithium from phospholithionite raw material by high-temperature roasting of sulfate | |
RU2531019C1 (en) | Mix material for extraction of lithium from lithium concentrates mix | |
KR102140871B1 (en) | Method for manufacturing desulfurization gypsum | |
RU2546952C1 (en) | Method of working of lithium concentrates mixture | |
CN103130257A (en) | Improved aluminum oxide production method | |
RU2356961C2 (en) | Method of lithium extraction from mineral raw materials | |
RU2299253C2 (en) | Method of extraction of lithium from the mixture of the lepidolite and spodumene concentrates | |
RU2561402C2 (en) | Mixture for producing beryllium sulphate from mixture of beryllium concentrates | |
AU2016101526B4 (en) | Recovery Process | |
RU2319756C2 (en) | Method used for extraction of lithium from the mixture of lithium concentrates | |
CN105018736A (en) | Method for comprehensive recovery of magnesium, aluminum, chromium and iron in carbon ferrochrome smelting slag | |
RU2221886C2 (en) | Method of extraction of lithium from lepidolite concentrate | |
RU2705844C1 (en) | Method of preparing vanadium-containing slag to oxidative annealing |
Legal Events
Date | Code | Title | Description |
---|---|---|---|
MM4A | The patent is invalid due to non-payment of fees |
Effective date: 20150917 |