RU2347828C2 - Method of processing spodumene concentrate - Google Patents
Method of processing spodumene concentrate Download PDFInfo
- Publication number
- RU2347828C2 RU2347828C2 RU2007146382/02A RU2007146382A RU2347828C2 RU 2347828 C2 RU2347828 C2 RU 2347828C2 RU 2007146382/02 A RU2007146382/02 A RU 2007146382/02A RU 2007146382 A RU2007146382 A RU 2007146382A RU 2347828 C2 RU2347828 C2 RU 2347828C2
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- cake
- lithium
- concentrate
- pulp
- sulphatisation
- Prior art date
Links
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims abstract description 49
- 239000012141 concentrate Substances 0.000 title claims abstract description 40
- 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 title claims abstract description 24
- 229910052642 spodumene Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 16
- 238000012545 processing Methods 0.000 title claims abstract description 8
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N Sulfuric acid Chemical compound OS(O)(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 27
- 238000002386 leaching Methods 0.000 claims abstract description 14
- INHCSSUBVCNVSK-UHFFFAOYSA-L lithium sulfate Chemical compound [Li+].[Li+].[O-]S([O-])(=O)=O INHCSSUBVCNVSK-UHFFFAOYSA-L 0.000 claims abstract description 12
- 238000000465 moulding Methods 0.000 claims abstract description 7
- FYYHWMGAXLPEAU-UHFFFAOYSA-N Magnesium Chemical compound [Mg] FYYHWMGAXLPEAU-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 5
- ZLMJMSJWJFRBEC-UHFFFAOYSA-N Potassium Chemical compound [K] ZLMJMSJWJFRBEC-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 5
- RTAQQCXQSZGOHL-UHFFFAOYSA-N Titanium Chemical compound [Ti] RTAQQCXQSZGOHL-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 5
- HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N Zinc Chemical compound [Zn] HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 5
- 229910001610 cryolite Inorganic materials 0.000 claims abstract description 5
- 239000011777 magnesium Substances 0.000 claims abstract description 5
- 229910052749 magnesium Inorganic materials 0.000 claims abstract description 5
- 238000002844 melting Methods 0.000 claims abstract description 5
- 230000008018 melting Effects 0.000 claims abstract description 5
- 229910052700 potassium Inorganic materials 0.000 claims abstract description 5
- 239000010936 titanium Substances 0.000 claims abstract description 5
- 229910052719 titanium Inorganic materials 0.000 claims abstract description 5
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N water Substances O XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 5
- 239000011701 zinc Substances 0.000 claims abstract description 5
- 229910052725 zinc Inorganic materials 0.000 claims abstract description 5
- DGAQECJNVWCQMB-PUAWFVPOSA-M Ilexoside XXIX Chemical compound C[C@@H]1CC[C@@]2(CC[C@@]3(C(=CC[C@H]4[C@]3(CC[C@@H]5[C@@]4(CC[C@@H](C5(C)C)OS(=O)(=O)[O-])C)C)[C@@H]2[C@]1(C)O)C)C(=O)O[C@H]6[C@@H]([C@H]([C@@H]([C@H](O6)CO)O)O)O.[Na+] DGAQECJNVWCQMB-PUAWFVPOSA-M 0.000 claims abstract description 3
- 230000004913 activation Effects 0.000 claims abstract description 3
- 238000001035 drying Methods 0.000 claims abstract description 3
- 229910052708 sodium Inorganic materials 0.000 claims abstract description 3
- 238000005406 washing Methods 0.000 claims abstract description 3
- 235000012970 cakes Nutrition 0.000 claims description 40
- 239000011521 glass Substances 0.000 claims description 13
- 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 description 10
- 239000000203 mixture Substances 0.000 claims description 9
- 235000019738 Limestone Nutrition 0.000 claims description 5
- 239000006028 limestone Substances 0.000 claims description 5
- 238000000926 separation method Methods 0.000 claims description 5
- VYZAMTAEIAYCRO-UHFFFAOYSA-N Chromium Chemical compound [Cr] VYZAMTAEIAYCRO-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 4
- 230000015572 biosynthetic process Effects 0.000 claims description 4
- 229910052804 chromium Inorganic materials 0.000 claims description 4
- 239000011651 chromium Substances 0.000 claims description 4
- XGZVUEUWXADBQD-UHFFFAOYSA-L lithium carbonate Chemical class [Li+].[Li+].[O-]C([O-])=O XGZVUEUWXADBQD-UHFFFAOYSA-L 0.000 claims description 4
- 239000011591 potassium Substances 0.000 claims description 4
- 238000001816 cooling Methods 0.000 claims description 3
- 235000021463 dry cake Nutrition 0.000 claims description 3
- 238000010438 heat treatment Methods 0.000 claims description 3
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 claims description 2
- 239000002184 metal Substances 0.000 claims description 2
- 239000011734 sodium Substances 0.000 claims description 2
- 229910052744 lithium Inorganic materials 0.000 abstract description 29
- WHXSMMKQMYFTQS-UHFFFAOYSA-N Lithium Chemical compound [Li] WHXSMMKQMYFTQS-UHFFFAOYSA-N 0.000 abstract description 28
- 239000000919 ceramic Substances 0.000 abstract description 11
- CDBYLPFSWZWCQE-UHFFFAOYSA-L sodium carbonate Substances [Na+].[Na+].[O-]C([O-])=O CDBYLPFSWZWCQE-UHFFFAOYSA-L 0.000 abstract description 7
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-L Sulfate Chemical compound [O-]S([O-])(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-L 0.000 abstract description 6
- 238000000605 extraction Methods 0.000 abstract description 6
- 235000011182 sodium carbonates Nutrition 0.000 abstract description 3
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 abstract description 2
- 238000005272 metallurgy Methods 0.000 abstract description 2
- 235000008733 Citrus aurantifolia Nutrition 0.000 abstract 1
- 235000011941 Tilia x europaea Nutrition 0.000 abstract 1
- UOUJSJZBMCDAEU-UHFFFAOYSA-N chromium(3+);oxygen(2-) Chemical class [O-2].[O-2].[O-2].[Cr+3].[Cr+3] UOUJSJZBMCDAEU-UHFFFAOYSA-N 0.000 abstract 1
- 239000002241 glass-ceramic Substances 0.000 abstract 1
- 239000004571 lime Substances 0.000 abstract 1
- 239000006123 lithium glass Substances 0.000 abstract 1
- ZLNQQNXFFQJAID-UHFFFAOYSA-L magnesium carbonate Chemical class [Mg+2].[O-]C([O-])=O ZLNQQNXFFQJAID-UHFFFAOYSA-L 0.000 abstract 1
- 239000001095 magnesium carbonate Substances 0.000 abstract 1
- 235000011160 magnesium carbonates Nutrition 0.000 abstract 1
- BWHMMNNQKKPAPP-UHFFFAOYSA-L potassium carbonate Substances [K+].[K+].[O-]C([O-])=O BWHMMNNQKKPAPP-UHFFFAOYSA-L 0.000 abstract 1
- 235000011181 potassium carbonates Nutrition 0.000 abstract 1
- 239000002904 solvent Substances 0.000 abstract 1
- 239000000126 substance Substances 0.000 abstract 1
- 229910021653 sulphate ion Inorganic materials 0.000 abstract 1
- 239000001117 sulphuric acid Substances 0.000 abstract 1
- 235000011149 sulphuric acid Nutrition 0.000 abstract 1
- 238000010411 cooking Methods 0.000 description 12
- 239000000292 calcium oxide Substances 0.000 description 9
- ODINCKMPIJJUCX-UHFFFAOYSA-N calcium oxide Inorganic materials [Ca]=O ODINCKMPIJJUCX-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 9
- 229910000323 aluminium silicate Inorganic materials 0.000 description 7
- HNPSIPDUKPIQMN-UHFFFAOYSA-N dioxosilane;oxo(oxoalumanyloxy)alumane Chemical compound O=[Si]=O.O=[Al]O[Al]=O HNPSIPDUKPIQMN-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 7
- BRPQOXSCLDDYGP-UHFFFAOYSA-N calcium oxide Chemical compound [O-2].[Ca+2] BRPQOXSCLDDYGP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 6
- 229910052644 β-spodumene Inorganic materials 0.000 description 6
- 238000005260 corrosion Methods 0.000 description 5
- 230000007797 corrosion Effects 0.000 description 5
- 238000005265 energy consumption Methods 0.000 description 5
- 239000010440 gypsum Substances 0.000 description 5
- 229910052602 gypsum Inorganic materials 0.000 description 5
- 239000000463 material Substances 0.000 description 5
- 239000000155 melt Substances 0.000 description 4
- OYPRJOBELJOOCE-UHFFFAOYSA-N Calcium Chemical compound [Ca] OYPRJOBELJOOCE-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- 239000000654 additive Substances 0.000 description 3
- 239000011575 calcium Substances 0.000 description 3
- 229910052791 calcium Inorganic materials 0.000 description 3
- 238000002425 crystallisation Methods 0.000 description 3
- 230000008025 crystallization Effects 0.000 description 3
- 238000005516 engineering process Methods 0.000 description 3
- 229910052808 lithium carbonate Inorganic materials 0.000 description 3
- 238000002156 mixing Methods 0.000 description 3
- 229910018072 Al 2 O 3 Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000002253 acid Substances 0.000 description 2
- 229910052792 caesium Inorganic materials 0.000 description 2
- TVFDJXOCXUVLDH-UHFFFAOYSA-N caesium atom Chemical compound [Cs] TVFDJXOCXUVLDH-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- OSGAYBCDTDRGGQ-UHFFFAOYSA-L calcium sulfate Chemical compound [Ca+2].[O-]S([O-])(=O)=O OSGAYBCDTDRGGQ-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 2
- 238000005266 casting Methods 0.000 description 2
- 150000001875 compounds Chemical class 0.000 description 2
- 239000013078 crystal Substances 0.000 description 2
- 229910052701 rubidium Inorganic materials 0.000 description 2
- IGLNJRXAVVLDKE-UHFFFAOYSA-N rubidium atom Chemical compound [Rb] IGLNJRXAVVLDKE-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 238000005303 weighing Methods 0.000 description 2
- 229910018068 Li 2 O Inorganic materials 0.000 description 1
- 230000003213 activating effect Effects 0.000 description 1
- 230000000996 additive effect Effects 0.000 description 1
- 229910052782 aluminium Inorganic materials 0.000 description 1
- XAGFODPZIPBFFR-UHFFFAOYSA-N aluminium Chemical compound [Al] XAGFODPZIPBFFR-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 150000004649 carbonic acid derivatives Chemical class 0.000 description 1
- 229910010293 ceramic material Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000007795 chemical reaction product Substances 0.000 description 1
- 239000002178 crystalline material Substances 0.000 description 1
- 238000011161 development Methods 0.000 description 1
- 238000001914 filtration Methods 0.000 description 1
- 229910052500 inorganic mineral Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000007791 liquid phase Substances 0.000 description 1
- 229910001760 lithium mineral Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000005058 metal casting Methods 0.000 description 1
- 239000011707 mineral Substances 0.000 description 1
- 235000010755 mineral Nutrition 0.000 description 1
- 238000005065 mining Methods 0.000 description 1
- 238000012986 modification Methods 0.000 description 1
- 239000012778 molding material Substances 0.000 description 1
- 238000002360 preparation method Methods 0.000 description 1
- 239000000047 product Substances 0.000 description 1
- 235000017550 sodium carbonate Nutrition 0.000 description 1
- 229910000029 sodium carbonate Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000007790 solid phase Substances 0.000 description 1
- 239000002910 solid waste Substances 0.000 description 1
- XTQHKBHJIVJGKJ-UHFFFAOYSA-N sulfur monoxide Chemical class S=O XTQHKBHJIVJGKJ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910052815 sulfur oxide Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000012546 transfer Methods 0.000 description 1
Landscapes
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
- Compounds Of Alkaline-Earth Elements, Aluminum Or Rare-Earth Metals (AREA)
- Compositions Of Oxide Ceramics (AREA)
Abstract
Description
Изобретение относится к металлургии, в частности к переработке сподуменовых концентратов.The invention relates to metallurgy, in particular to the processing of spodumene concentrates.
Сподумен (Li2O·Al2О3·4SiO2) - один из основных промышленных минералов лития [Плющев В.Е., Степин Б.Д. Химия и технология соединений литий, рубидия и цезия. М.: Химия, 1970. - С.181-194]. В горно-обогатительных производствах сподумен извлекается из руд в виде сподуменовых концентратов.Spodumene (Li 2 O · Al 2 O 3 · 4SiO 2 ) is one of the main industrial lithium minerals [Plyushchev V.E., Stepin B.D. Chemistry and technology of compounds of lithium, rubidium and cesium. M .: Chemistry, 1970. - S.181-194]. In mining operations, spodumene is extracted from ores in the form of spodumene concentrates.
Для извлечения лития из сподуменового концентрата может быть использовано большое число известных способов, в том числе сернокислотный [Плющев В.Е., Степин Б.Д. Химия и технология соединений литий, рубидия и цезия. М.: Химия, 1970. - С.234-242].A large number of known methods can be used to extract lithium from spodumene concentrate, including sulfuric acid [Plyushchev V.E., Stepin B.D. Chemistry and technology of compounds of lithium, rubidium and cesium. M .: Chemistry, 1970. - S.234-242].
В серно-кислотном процессе, принятом за аналог, литий извлекают селективно путем предварительного активирующего обжига (декрипитации) сподумена при 1100°С и последующей обработки активированного сырья серной кислотой при 250-300°С. Обжиг природной α-модификации сподумена приводит к изменению кристаллической решетки минерала с образованием β-сподумена, что делает возможным перевод 99-100% мас. лития из сподумена в водорастворимый сульфат действием серной кислоты:In the sulfuric acid process adopted as an analogue, lithium is selectively extracted by preliminary activating roasting (decryptation) of spodumene at 1100 ° C and subsequent processing of the activated feed with sulfuric acid at 250-300 ° C. Firing of the natural α-modification of spodumene leads to a change in the crystal lattice of the mineral with the formation of β-spodumene, which makes it possible to transfer 99-100% wt. lithium from spodumene to water-soluble sulfate by the action of sulfuric acid:
Второй продукт реакции - Н2О·Al2O3·4SiO2, в процессе последующего водного выщелачивания сульфатизированного сырья остается в нерастворимом остатке. Пульпу выщелачивания нейтрализуют известняком до рН 6,0÷6,5 и затем фильтруют с получением раствора сульфата лития (используемого для осаждения карбоната лития кальцинированной содой) и гипссодержащего алюмосиликатного кека, который промывают водой от сульфата лития и сбрасывают в отвал.The second reaction product is H 2 O · Al 2 O 3 · 4SiO 2 ; in the process of subsequent aqueous leaching of the sulfated feedstock, it remains in an insoluble residue. The leaching pulp is neutralized with limestone to a pH of 6.0–6.5 and then filtered to obtain a solution of lithium sulfate (used to precipitate lithium carbonate with soda ash) and a gypsum-containing aluminosilicate cake, which is washed with water from lithium sulfate and dumped into a dump.
Недостатком способа-аналога является большой объем отвального кека со стадии серно-кислотного вскрытия концентрата, с которым теряется небольшое количество лития и практически весь алюминий.The disadvantage of the analogue method is the large volume of dump cake from the stage of sulfuric acid opening of the concentrate, with which a small amount of lithium and almost all aluminum are lost.
Наиболее близким по совокупности признаков к заявляемому изобретению является способ переработки алюмосиликатного кека (образующегося по способу-аналогу после выщелачивания сульфатизированного концентрата β-сподумена) с получением литиевых ситаллов [Старшов В.А., Тюменцева С.И., Колмагорова И.В., Самойлов В.И. Использование лития в производстве керамики и ситаллов // Проблемы комплексного освоения рудных и нерудных месторождений Восточно-Казахстанского региона: Сб. матер. I Междунар. науч.-техн. конф. - Усть-Каменогорск: ВКГТУ, 2001. - С.129-131].The closest in combination of features to the claimed invention is a method of processing aluminosilicate cake (formed by the analogous method after leaching of sulfated β-spodumene concentrate) to produce lithium ceramic [Starshov V.A., Tyumentseva S.I., Kolmagorova I.V., Samoilov V.I. The use of lithium in the production of ceramics and ceramic materials // Problems of integrated development of ore and non-metallic deposits of the East Kazakhstan region: Sat. Mater. I Intern. scientific and technical conf. - Ust-Kamenogorsk: EKSTU, 2001. - S.129-131].
Согласно способу-прототипу сподуменовый концентрат перерабатывают по способу-аналогу (температура декрипитации концентрата 1100°С, температура сульфатизации декрипитированного концентрата 250-300°C) с получением пульпы выщелачивания сульфатизированного концентрата. После проведения выщелачивания полученную пульпу фильтруют. Отфильтрованный раствор сульфата лития, содержащий до 40 г/л серной кислоты, нейтрализуют известняком до рН 6,0÷6,5 и используют далее для получения карбоната лития. Отфильтрованный кек выщелачивания подвергают промывке водой на фильтре от сульфата лития и затем перерабатывают с получением литиевых ситаллов. С этой целью промытый кек сушат до постоянного веса при 120°С, высушенный кек смешивают с карбонатами лития, калия, натрия, с оксидами магния, кальция, титана, цинка, трехвалентного хрома, с криолитом, добавка которых к кеку составляет соответственно, мас.%: 15÷20, 9÷11, 9÷10, 4÷5, 20÷24, 7÷8, 3÷4, 0,2÷0,6, 2÷3. Приготовленную смесь расплавляют при 1350°С, полученный плав выдерживают в течение 30 мин при указанной температуре, выполняя варку ситалла. Плав сливают в заливочную форму и охлаждают до 18÷22°С. Затем полученную формовку извлекают из формы и подвергают объемной кристаллизации с получением стеклокристаллического материала - ситалла (объемную кристаллизацию выполняют путем нагрева формовки в течение 1 ч до 600÷800°С).According to the prototype method, the spodumene concentrate is processed by the analogous method (the temperature of the decryptation of the concentrate is 1100 ° C, the temperature of sulfatization of the decrypted concentrate is 250-300 ° C) to obtain a leach pulp of the sulfated concentrate. After leaching, the resulting pulp is filtered. The filtered lithium sulfate solution, containing up to 40 g / l sulfuric acid, is neutralized with limestone to a pH of 6.0–6.5 and is then used to obtain lithium carbonate. The filtered leach cake is washed with water on a lithium sulfate filter and then processed to produce lithium ceramic. To this end, the washed cake is dried to constant weight at 120 ° C, the dried cake is mixed with carbonates of lithium, potassium, sodium, oxides of magnesium, calcium, titanium, zinc, trivalent chromium, and cryolite, the addition of which to the cake is, respectively, wt. %: 15 ÷ 20, 9 ÷ 11, 9 ÷ 10, 4 ÷ 5, 20 ÷ 24, 7 ÷ 8, 3 ÷ 4, 0.2 ÷ 0.6, 2 ÷ 3. The prepared mixture is melted at 1350 ° C, the resulting melt is incubated for 30 minutes at the indicated temperature, while cooking the glass. The melt is poured into the casting mold and cooled to 18 ÷ 22 ° C. Then, the obtained molding is removed from the mold and subjected to volumetric crystallization to obtain a glass-crystalline material - glass (volumetric crystallization is performed by heating the molding for 1 h to 600 ÷ 800 ° C).
В способе-прототипе алюмосиликатный кек, образующийся после серно-кислотного выщелачивания сподуменового концентрата, перерабатывают с получением литиевых ситаллов, что позволяет, в отличие от способа-аналога, комплексно использовать концентрат и коренным образом снизить сбросы в отвал твердых отходов литиевых производств. Вместе с тем способ-прототип имеет существенный недостаток - требует дополнительного введения в классическую технологию операции фильтрования кислой пульпы выщелачивания, которая является крайне агрессивной средой, вызывающей коррозию оборудования и повышенный износ технологических материалов. Другим недостатком способа-прототипа являются экономически неоправданно высокие энергозатраты на сульфатизацию концентрата β-сподумена, т.к. для реализации способа-прототипа необходим кек с повышенным содержанием лития, что позволяет сократить расход дорогостоящего карбоната лития при варке ситалла. Кроме того, способ-прототип характеризуется большим расходом оксида кальция на варку ситалла.In the prototype method, the aluminosilicate cake formed after sulfuric acid leaching of the spodumene concentrate is processed to produce lithium ceramic, which, unlike the analogue method, allows the complex to be used in a comprehensive manner and radically reduce dumps of solid waste from lithium plants. At the same time, the prototype method has a significant drawback - it requires an additional introduction to the classical technology of the operation of filtering acid leach pulp, which is an extremely aggressive medium that causes equipment corrosion and increased wear of technological materials. Another disadvantage of the prototype method is economically unreasonably high energy costs for sulfatization of β-spodumene concentrate, because To implement the prototype method, a cake with a high lithium content is required, which reduces the consumption of expensive lithium carbonate during the cooking of glass. In addition, the prototype method is characterized by a high consumption of calcium oxide for cooking glass.
Задачей, на решение которой направлено заявляемое изобретение, является разработка способа переработки сподуменового концентрата, обеспечивающего снижение энергозатрат на сульфатизацию концентрата и комплексное использование концентрата с извлечением лития в сульфатный раствор и применением гипссодержащего алюмосиликатного кека нейтрализованной пульпы выщелачивания для получения литиевых ситаллов (без добавок оксида кальция при их варке).The problem to which the invention is directed, is to develop a method for processing spodumene concentrate, which reduces energy consumption for sulfatization of the concentrate and the integrated use of the concentrate with the extraction of lithium into the sulfate solution and the use of gypsum-containing aluminosilicate cake of neutralized leaching pulp to produce lithium metal crystals (without calcium oxide additives cooking them).
Сущность заявляемого способа переработки сподуменового концентрата заключается в том, что в отличие от известного способа-прототипа, включающего активацию концентрата, сульфатизацию активированного концентрата серной кислотой, выщелачивание продукта сульфатизации, разделение пульпы выщелачивания на раствор сульфата лития и нерастворимый кек, промывку кека, сушку промытого кека до постоянного веса, шихтовку сухого кека с карбонатами лития, калия, натрия, с оксидами магния, титана, цинка, трехвалентного хрома, с криолитом, плавление приготовленной шихты, слив полученного плава в заливочную форму и его охлаждение, извлечение полученной формовки из формы и термообработку формовки с образованием ситалла, согласно заявляемому изобретению сульфатизацию активированного концентрата выполняют при температуре 170÷200°С, а перед разделением пульпы выщелачивания ее нейтрализуют известняком до рН 6,0÷6,5, кек нейтрализованной пульпы выщелачивания отделяют от раствора сульфата лития, промывают и сушат.The essence of the proposed method of processing spodumene concentrate is that, in contrast to the known prototype method, including activation of the concentrate, sulfatization of the activated concentrate with sulfuric acid, leaching of the sulfatization product, separation of the leaching pulp into a lithium sulfate solution and insoluble cake, washing the cake, drying the washed cake to constant weight, dry cake blending with lithium, potassium, sodium carbonates, with oxides of magnesium, titanium, zinc, trivalent chromium, with cryolite, melting pr of the prepared mixture, pouring the obtained melt into the casting mold and cooling it, removing the obtained molding from the mold and heat treating the molding to form a glass, according to the claimed invention, the activated concentrate sulfatization is carried out at a temperature of 170 ÷ 200 ° C, and before the leaching pulp is separated, it is neutralized with limestone to pH 6.0 ÷ 6.5, the cake of the neutralized leach pulp is separated from the lithium sulfate solution, washed and dried.
Решение поставленной задачи и достижение соответствующих технических результатов обеспечивается тем, что в заявляемом способе для составления шихты, используемой для варки ситалла, применяют кек нейтрализованной пульпы выщелачивания сульфатизированного концентрата β-сподумена. При этом существенно повышается коррозионная стойкость оборудования и износостойкость материалов, применяемых при разделении нейтрализованной пульпы выщелачивания, по сравнению с коррозионной стойкостью оборудования и износостойкостью материалов, применяемых при разделении кислой пульпы выщелачивания, получаемой по способу-прототипу. Кроме того, получаемый по заявляемому способу кек обогащен сульфатом кальция, который при плавке шихты кека и других компонентов диссоциирует с образованием оксидов серы и оксида кальция. Поэтому в заявляемом способе отпадает необходимость в использовании дорогостоящего оксида кальция при подготовке шихты для варки ситалла. В заявляемом способе температура сульфатизации концентрата β-сподумена составляет 170÷200°С, что в сравнении со способом-прототипом позволяет сократить энергозатраты на сульфатизацию и получать кек с повышенным содержанием лития при сохранении извлечения лития из концентрата сульфатного раствора на достаточно высоком уровне.The solution of this problem and the achievement of relevant technical results is ensured by the fact that in the inventive method for composing the mixture used for cooking glass, use cake neutralized pulp leaching sulfated β-spodumene concentrate. At the same time, the corrosion resistance of the equipment and the wear resistance of the materials used in the separation of the neutralized leach pulp are significantly increased in comparison with the corrosion resistance of the equipment and the wear resistance of the materials used in the separation of the acid leach pulp obtained by the prototype method. In addition, obtained by the present method, cake is enriched in calcium sulfate, which, when melting the cake mixture and other components, dissociates with the formation of sulfur oxides and calcium oxide. Therefore, in the inventive method there is no need to use expensive calcium oxide in the preparation of the mixture for cooking glass. In the inventive method, the sulfatization temperature of the β-spodumene concentrate is 170 ÷ 200 ° C, which in comparison with the prototype method allows to reduce the energy consumption for sulfatization and to obtain cake with a high lithium content while maintaining the extraction of lithium from the sulfate solution concentrate at a sufficiently high level.
Таким образом, заявляемый способ позволяет снизить энергозатраты на сульфатизацию концентрата β-сподумена и исключить сброс в отвал обогащенного литием гипссодержащего алюмосиликатного кека со стадии серно-кислотного вскрытия концентрата за счет использования указанного кека для получения литиевых ситаллов.Thus, the inventive method allows to reduce energy consumption for sulfatization of β-spodumene concentrate and to exclude dumping of a gypsum-containing aluminosilicate cake enriched in lithium from the stage of sulfuric acid opening of the concentrate by using the specified cake to produce lithium ceramic.
Пример осуществления способа.An example implementation of the method.
Для реализации заявляемого способа навеску сподуменового концентрата массой 600 г декрипитируют при 1100°С, затем измельчают и сульфатизируют 93%-ной серной кислотой при 170÷200°С. Сульфатизированный концентрат подвергают водному выщелачиванию, пульпу выщелачивания нейтрализуют известняком до рН 6,0÷6,5 и далее фильтруют с получением раствора сульфата лития и гипссодержащего алюмосиликатного кека. Кек промывают на фильтре от сульфата лития и сушат до постоянного веса при 120°С. Навеску сухого кека массой 400 г шихтуют с карбонатами лития, калия, натрия, с оксидами магния, титана, цинка, трехвалентного хрома, с криолитом, добавка которых к кеку составляет соответственно, мас.%: 17; 10; 9; 4; 7; 4; 0,4; 2. Полученную шихту расплавляют при 1350°С и выдерживают плав 30 мин при указанной температуре. Затем плав сливают в металлическую заливочную форму и охлаждают до 18÷22°С. Полученную после охлаждения плава формовку извлекают из формы и проводят объемную кристаллизацию материала формовки путем ее нагрева в течение 1 ч до 600÷800°С с образованием ситалла.To implement the proposed method, a sample of a spodumene concentrate weighing 600 g is decrypted at 1100 ° C, then crushed and sulfated with 93% sulfuric acid at 170 ÷ 200 ° C. The sulfated concentrate is subjected to water leaching, the leaching pulp is neutralized with limestone to a pH of 6.0–6.5 and then filtered to obtain a solution of lithium sulfate and gypsum-containing aluminosilicate cake. The cake is washed on a filter from lithium sulfate and dried to constant weight at 120 ° C. A portion of dry cake weighing 400 g is charged with lithium, potassium, sodium carbonates, with oxides of magnesium, titanium, zinc, trivalent chromium, with cryolite, the addition of which to the cake is, respectively, wt.%: 17; 10; 9; four; 7; four; 0.4; 2. The resulting mixture is melted at 1350 ° C and the melt is maintained for 30 minutes at the indicated temperature. Then the melt is poured into a metal casting mold and cooled to 18 ÷ 22 ° C. The mold obtained after cooling of the melt is removed from the mold and volumetric crystallization of the molding material is carried out by heating it for 1 h to 600 ÷ 800 ° C with the formation of glass metal.
В табл.1 приведены результаты реализации заявляемого способа и, для сравнения, способа-прототипа.Table 1 shows the results of the implementation of the proposed method and, for comparison, the prototype method.
Из данных табл.1 следует, что в заявляемом способе пульпа кека, использованного для варки ситалла, практически не содержит серной кислоты (пример 1). В способе-прототипе пульпа кека, использованного для варки ситалла, From the data of table 1 it follows that in the inventive method, the pulp cake used for cooking glass, practically does not contain sulfuric acid (example 1). In the prototype method, the pulp cake used for cooking ceramic,
имеет содержание серной кислоты 38 г/л и по этой причине вызывает интенсивную коррозию оборудования и повышенный износ материалов, применяемых при разделении данной пульпы на твердую и жидкую фазы. Кек, полученный заявляемым способом, обогащен кальцием, поэтому в процессе шихтовки кека и др. компонентов шихты не требуется расходовать дорогостоящий СаО (табл.1, пример 1). Для сравнения, кек, полученный по способу-прототипу, характеризуется низким содержанием кальция, поэтому при шихтовке кека и других компонентов шихты необходимо расходовать большое количество дорогостоящего оксида кальция (табл.1, пример 2). Ситалл, полученный заявляемым способом, как следует из данных табл.1 (примеры 1), по своим свойствам не уступает ситаллу, полученному по способу-прототипу (пример 2). Как следует из данных табл.1 (примечание), в заявляемом способе температура сульфатизации концентрата значительно ниже, чем в способе-прототипе, что позволяет существенно сократить энергозатраты на сульфатизацию и получать кек с повышенным содержанием лития, сохраняя при этом достаточно высокое извлечение лития из концентрата в раствор.has a sulfuric acid content of 38 g / l and, for this reason, causes intense corrosion of equipment and increased wear of materials used in the separation of this pulp into solid and liquid phases. The cake obtained by the claimed method is enriched with calcium, therefore, in the process of blending cake and other components of the charge, it is not necessary to expend expensive CaO (table 1, example 1). For comparison, the cake obtained by the prototype method is characterized by a low calcium content, therefore, when blending cake and other components of the charge, it is necessary to expend a large amount of expensive calcium oxide (table 1, example 2). The ceramic obtained by the claimed method, as follows from the data of table 1 (examples 1), in its properties is not inferior to the ceramic obtained by the prototype method (example 2). As follows from the data of table 1 (note), in the inventive method, the temperature of sulfatization of the concentrate is significantly lower than in the prototype method, which can significantly reduce the energy consumption for sulfatization and to obtain cake with a high lithium content, while maintaining a sufficiently high extraction of lithium from the concentrate into the solution.
Таким образом, заявляемый способ позволяет существенно снизить энергозатраты на сульфатизацию концентрата β-сподумена и комплексно перерабатывать указанный концентрат с извлечением лития в сульфатный раствор и применения обогащенного гипссодержащего алюмосиликатного кека нейтрализованной пульпы выщелачивания для получения литиевых ситаллов без добавок оксида кальция при их варке, с низкой коррозией оборудования и небольшим износом технологических материалов при выделении кека из нейтрализованной пульпы выщелачивания.Thus, the inventive method can significantly reduce energy consumption for sulfatization of the β-spodumene concentrate and complexly process the specified concentrate with lithium extraction into a sulfate solution and use of enriched gypsum-containing aluminosilicate cake of neutralized leach pulp to produce lithium ceramic without calcium oxide additives during cooking, with low corrosion equipment and a little wear of technological materials when separating cake from a neutralized leach pulp.
Claims (1)
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2007146382/02A RU2347828C2 (en) | 2007-12-17 | 2007-12-17 | Method of processing spodumene concentrate |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2007146382/02A RU2347828C2 (en) | 2007-12-17 | 2007-12-17 | Method of processing spodumene concentrate |
Publications (2)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| RU2007146382A RU2007146382A (en) | 2008-06-20 |
| RU2347828C2 true RU2347828C2 (en) | 2009-02-27 |
Family
ID=40530018
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| RU2007146382/02A RU2347828C2 (en) | 2007-12-17 | 2007-12-17 | Method of processing spodumene concentrate |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| RU (1) | RU2347828C2 (en) |
Cited By (3)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2547052C1 (en) * | 2013-12-09 | 2015-04-10 | Федеральное государственное автономное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Уральский федеральный университет имени первого Президента России Б.Н. Ельцина | Method of lithium concentrate processing |
| RU2546952C1 (en) * | 2013-12-03 | 2015-04-10 | Федеральное государственное автономное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Уральский федеральный университет имеми первого Президента России Б.Н. Ельцина" | Method of working of lithium concentrates mixture |
| WO2022082258A1 (en) * | 2020-10-20 | 2022-04-28 | Zeotech Limited | Process for treating a material |
Citations (5)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| GB970992A (en) * | 1960-02-11 | 1964-09-23 | Saint Gobain | A process for the extraction of lithium from its ore |
| US4285914A (en) * | 1980-01-30 | 1981-08-25 | The United States Of America As Represented By The Secretary Of The Interior | Recovery of lithium from low-grade ores |
| WO1989008723A1 (en) * | 1988-03-17 | 1989-09-21 | The British Petroleum Company Plc | Recovery of lithium from a lithium bearing silicate ore |
| RU2221886C2 (en) * | 2001-12-13 | 2004-01-20 | Открытое акционерное общество "Новосибирский завод химконцентратов" | Method of extraction of lithium from lepidolite concentrate |
| RU2222622C2 (en) * | 2001-12-13 | 2004-01-27 | Открытое акционерное общество "Новосибирский завод химконцентратов" | Spodumene concentrate processing method |
-
2007
- 2007-12-17 RU RU2007146382/02A patent/RU2347828C2/en not_active IP Right Cessation
Patent Citations (5)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| GB970992A (en) * | 1960-02-11 | 1964-09-23 | Saint Gobain | A process for the extraction of lithium from its ore |
| US4285914A (en) * | 1980-01-30 | 1981-08-25 | The United States Of America As Represented By The Secretary Of The Interior | Recovery of lithium from low-grade ores |
| WO1989008723A1 (en) * | 1988-03-17 | 1989-09-21 | The British Petroleum Company Plc | Recovery of lithium from a lithium bearing silicate ore |
| RU2221886C2 (en) * | 2001-12-13 | 2004-01-20 | Открытое акционерное общество "Новосибирский завод химконцентратов" | Method of extraction of lithium from lepidolite concentrate |
| RU2222622C2 (en) * | 2001-12-13 | 2004-01-27 | Открытое акционерное общество "Новосибирский завод химконцентратов" | Spodumene concentrate processing method |
Non-Patent Citations (1)
| Title |
|---|
| СТАРШОВ В.А.и др. Использование лития в производстве керамики и ситаллов. Проблемы комплексного освоения рудных и нерудных месторождений Восточно-Казахстанского региона. Сб. матер. I Междунар. науч.-техн. конф. - Усть-Каменогорск: ВКГТУ, 2001, с.129-131. * |
Cited By (3)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2546952C1 (en) * | 2013-12-03 | 2015-04-10 | Федеральное государственное автономное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Уральский федеральный университет имеми первого Президента России Б.Н. Ельцина" | Method of working of lithium concentrates mixture |
| RU2547052C1 (en) * | 2013-12-09 | 2015-04-10 | Федеральное государственное автономное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Уральский федеральный университет имени первого Президента России Б.Н. Ельцина | Method of lithium concentrate processing |
| WO2022082258A1 (en) * | 2020-10-20 | 2022-04-28 | Zeotech Limited | Process for treating a material |
Also Published As
| Publication number | Publication date |
|---|---|
| RU2007146382A (en) | 2008-06-20 |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| US10450630B2 (en) | Recovery process | |
| CN100503849C (en) | Production method of refined lithium sulfate solution in lepidolite lithium extraction process by sulfuric acid method | |
| CN102219257B (en) | Method for preparing vanadium pentoxide | |
| JP4142848B2 (en) | Product isolation and production process based on magnesium metal, magnesium chloride, magnesite and magnesium | |
| CN102220478B (en) | Preparation method for vanadium pentoxide | |
| GB2608460A (en) | Process for the recovery and reuse of sulphate reagents from brines derived from lithium micas | |
| CN113278808B (en) | A method for linked recovery of various solid waste materials in aluminum smelting process | |
| RU2222622C2 (en) | Spodumene concentrate processing method | |
| 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 | |
| RU2347828C2 (en) | Method of processing spodumene concentrate | |
| CN106145164A (en) | The method preparing lithium carbonate from lepidolite | |
| RU2547052C1 (en) | Method of lithium concentrate processing | |
| US4140745A (en) | Method of recovering magnesia from scrap brick | |
| RU2535690C2 (en) | Method of obtaining magnesium oxide | |
| Li et al. | An innovative approach to separate iron oxide concentrate from high-sulfur and low-grade pyrite cinders | |
| AU2016101526A4 (en) | Recovery Process | |
| CN102220498B (en) | Method for preparing fine vanadium slag | |
| CN114317991A (en) | Method for recovering valuable metals from iron-aluminum hazardous waste residues and wet desulphurization residues through carbon-free smelting | |
| 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 | |
| CN105236899A (en) | Harmless resource utilization method of zinc electrolysis acid leaching residue | |
| CN104261703A (en) | Method for recycling rare earth magnesium alloy smelting slag | |
| NO164665B (en) | PROCEDURE FOR RECOVERING ALUMINUM FROM WASTE MATERIAL. | |
| RU2352658C2 (en) | Method of receiving lithium-bearing alumina from spodumene concentrate |
Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| MM4A | The patent is invalid due to non-payment of fees |
Effective date: 20091218 |