[go: up one dir, main page]

RU2352659C2 - Extraction method of lithium from mixture of lepidolite and spodumene concentrates - Google Patents

Extraction method of lithium from mixture of lepidolite and spodumene concentrates Download PDF

Info

Publication number
RU2352659C2
RU2352659C2 RU2008103711/02A RU2008103711A RU2352659C2 RU 2352659 C2 RU2352659 C2 RU 2352659C2 RU 2008103711/02 A RU2008103711/02 A RU 2008103711/02A RU 2008103711 A RU2008103711 A RU 2008103711A RU 2352659 C2 RU2352659 C2 RU 2352659C2
Authority
RU
Russia
Prior art keywords
mixture
lithium
concentrates
lepidolite
spodumene
Prior art date
Application number
RU2008103711/02A
Other languages
Russian (ru)
Other versions
RU2008103711A (en
Inventor
Игорь Игоревич Ватулин (RU)
Игорь Игоревич Ватулин
Валерий Иванович Самойлов (KZ)
Валерий Иванович Самойлов
Наталья Анатольевна Куленова (KZ)
Наталья Анатольевна Куленова
Владимир Владимирович Миклушевский (RU)
Владимир Владимирович Миклушевский
Ольга Александровна Утешова (KZ)
Ольга Александровна Утешова
Любовь Евгеньевна Колтунова (KZ)
Любовь Евгеньевна Колтунова
Александр Анатольевич Баженов (RU)
Александр Анатольевич Баженов
Original Assignee
Федеральное государственное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Государственный технологический университет "Московский институт стали и сплавов"
Priority date (The priority date is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the date listed.)
Filing date
Publication date
Application filed by Федеральное государственное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Государственный технологический университет "Московский институт стали и сплавов" filed Critical Федеральное государственное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Государственный технологический университет "Московский институт стали и сплавов"
Priority to RU2008103711/02A priority Critical patent/RU2352659C2/en
Publication of RU2008103711A publication Critical patent/RU2008103711A/en
Application granted granted Critical
Publication of RU2352659C2 publication Critical patent/RU2352659C2/en

Links

Classifications

    • YGENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
    • Y02TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
    • Y02PCLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
    • Y02P10/00Technologies related to metal processing
    • Y02P10/20Recycling

Landscapes

  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)

Abstract

FIELD: metallurgy.
SUBSTANCE: lithium extraction method includes batch preparation from the mixture of concentrates and flux, activating batch preparation and water leaching of activated batch. Additionally batch preparation is implemented from the mixture of lepidolite and spodumene concentrates per receiving mass ratio SiO2/(Na2O+K2O+Li2O) in mixture, equal to 4.5, and flux in the form of lithium carbonate per receiving of mass ratio SiO2/(Na2O+K2O+Li2O) in batch, equal to 2.3. Activating batch preparation is implemented by means of its melting at the temperature 1350°C, melt granulations by water, granulated melt crushing. Water leaching of activated batch is implemented while sulfuric acid presence.
EFFECT: receiving of relative clean by sodium lithium sulphate solutions, ability of lithium deep extraction from mentioned solutions into lithium carbonate.
3 tbl, 1 ex

Description

Изобретение относится к металлургии, в частности к переработке лепидолитовых и сподуменовых концентратов.The invention relates to metallurgy, in particular to the processing of lepidolite and spodumene concentrates.

Лепидолит (KLi1,5Al1,5[Si3AlO10][F,OH]2) и сподумен (LiAl2[Si2О6]) являются одними из основных промышленных минералов лития [Остроушко Ю.И., Бучихин П.И., Алексеева В.В. и др. Литий, его химия и технология. М.: Атомиздат, 1960. - С.12-18, 20, 28-31, 90]. В горно-обогатительных производствах лепидолит, сподумен извлекают из руд в соответствующие концентраты.Lepidolite (KLi 1,5 Al 1,5 [Si 3 AlO 10 ] [F, OH] 2 ) and spodumene (LiAl 2 [Si 2 O 6 ]) are some of the main industrial lithium minerals [Ostroushko Yu.I., Buchihin P.I., Alekseeva V.V. et al. Lithium, its chemistry and technology. M .: Atomizdat, 1960. - S.12-18, 20, 28-31, 90]. In mining and processing industries, lepidolite, spodumene are extracted from ores into the appropriate concentrates.

Для извлечения лития из его минералов может быть использовано большое число известных способов: серно-кислотных, сульфатных, известковых и других [Остроушко Ю.И., Бучихин П.И., Алексеева В.В. и др. Литий, его химия и технология. М.: Атомиздат, 1960. - С.121-157; Плющев В.Е., Степин Б.Д. Химия и технология соединений лития, рубидия и цезия. М.: Химия, 1970. - С.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 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, calcareous and others [Ostroushko Yu.I., Buchihin P.I., Alekseeva V.V. et al. Lithium, its chemistry and technology. M .: Atomizdat, 1960. - P.121-157; Plyushchev V.E., Stepin B.D. Chemistry and technology of compounds of lithium, rubidium and cesium. M .: Chemistry, 1970. - S.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 methods for co-processing lithium concentrates is currently limited.

Известен серно-кислотный способ извлечения лития из сподуменовых концентратов [Плющев В.Е., Степин Б.Д. Химия и технология соединений лития, рубидия и цезия. М.: Химия, 1970. С.234-242], принятый за аналог. В сернокислотном процессе литий селективно извлекается путем предварительного активирующего обжига (декрипитации) сподумена (при t=1100°С) и последующей обработки активированного сырья серной кислотой (при t=250÷300°C). При обжиге происходит изменение кристаллической решетки минерала и становится возможным перевод 99÷100% мас. лития в водорастворимый сульфат действием серной кислоты:Known sulfuric acid method for the extraction of lithium from spodumene concentrates [Plyushchev V.E., Stepin B.D. Chemistry and technology of compounds of lithium, rubidium and cesium. M .: Chemistry, 1970. S.234-242], adopted for the analogue. In the sulfuric acid process, lithium is selectively extracted by preliminary activating roasting (decryptation) of spodumene (at t = 1100 ° C) and subsequent processing of the activated raw material with sulfuric acid (at t = 250 ÷ 300 ° C). During firing, a change in the crystal lattice of the mineral occurs and it becomes possible to transfer 99 ÷ 100% wt. lithium to water-soluble sulfate by the action of sulfuric acid:

Figure 00000001
Figure 00000001

Второй продукт реакции - Н2О·Al2О3·4SiO2 в процессе последующего водного выщелачивания просульфатизированного сырья остается в нерастворимом остатке. Далее пульпу выщелачивания нейтрализуют известняком до рН=6,0÷6,5 для очистки от алюминия в виде его гидроксида, который отфильтровывают вместе с алюмосиликатным кеком и гипсом от сульфатного раствора [Остроушко Ю.И., Бучихин П.И., Алексеева В.В. и др. Литий, его химия и технология. М.: Атомиздат, 1960. С.144-146]. Потери водоизвлекаемого лития с нерастворимым остатком составляют <<1% мас. от его содержания в сподуменовом концентрате. Из рудного материала в сульфатный раствор переходит 2÷4% мас. алюминия [Плющев В.Е., Степин Б.Д. Химия и технология соединений лития, рубидия и цезия. М.: Химия, 1970. - С.237; Джинхейзиан Л.И. В сб. «Извлечение и очистка редких металлов». М.: Атомиздат, 1960. - С.99]. Полученный сульфатный раствор обрабатывают известью и кальцинированной содой для очистки от магния и кальция в виде гидроксида магния и карбоната кальция, которые отфильтровывают от очищенного раствора сульфата лития. Очищенный сульфатный раствор упаривают до содержания сульфата лития в нем 200 г/л, после чего обрабатывают кальцинированной содой при кипячении, осаждая карбонат лития. Последний отфильтровывают от отвального маточного раствора.The second reaction product, H 2 O · Al 2 O 3 · 4SiO 2, remains in the insoluble residue during the subsequent aqueous leaching of the sulfated feedstock. Next, the leaching pulp is neutralized with limestone to pH = 6.0–6.5 for purification from aluminum in the form of its hydroxide, which is filtered together with aluminosilicate cake and gypsum from sulfate solution [Ostroushko Yu.I., Buchihin PI, Alekseeva V .AT. et al. Lithium, its chemistry and technology. M .: Atomizdat, 1960. S.144-146]. Loss of water-soluble lithium with an insoluble residue is << 1% wt. from its content in spodumene concentrate. From the ore material to the sulfate solution passes 2 ÷ 4% wt. aluminum [Plyushchev V.E., Stepin B.D. Chemistry and technology of compounds of lithium, rubidium and cesium. M .: Chemistry, 1970. - P.237; Jinheisian L.I. On Sat "Extraction and purification of rare metals." M .: Atomizdat, 1960. - S.99]. The resulting sulfate solution is treated with lime and soda ash to remove magnesium and calcium in the form of magnesium hydroxide and calcium carbonate, which are filtered off from the purified lithium sulfate solution. The purified sulfate solution is evaporated to a lithium sulfate content of 200 g / l, after which it is treated with soda ash while boiling, precipitating lithium carbonate. The latter is filtered off from the stock mother liquor.

Недостатком данного способа-аналога является его непригодность для совместной переработки лепидолитового и сподуменового концентратов.The disadvantage of this analogue method is its unsuitability for the joint processing of lepidolite and spodumene concentrates.

Известен способ извлечения лития из смеси лепидолитового и сподуменового концентратов [Плющев В.Е., Степин Б.Д. Химия и технология соединений лития, рубидия и цезия. М.: Химия, 1970. - С.243-249], принятый за аналог и включающий: 1) смешение сподуменового концентрата с известняком (в массовом соотношении 1:3) и добавление к полученной смеси лепидолитового концентрата в количестве 10÷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).A known method of extracting lithium from a mixture of lepidolite and spodumene concentrates [Plyushchev V.E., Stepin B.D. Chemistry and technology of compounds of lithium, rubidium and cesium. M .: Chemistry, 1970. - S.243-249], taken as an analogue 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 ÷ 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 (Li2О·Al2О3) 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:As a result of sintering of a mixture of concentrates with alkaline earth flux - limestone, alkaline decomposition of lepidolite and spodumene occurs 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:

Figure 00000002
Figure 00000002

После разделения пульпы со стадии выщелачивания измельченного спека на раствор гидроксида лития и Al-, Са-, кремнийсодержащий кек и 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.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 and 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-аналога переработки смеси лепидолитового и сподуменового концентратов являются низкое извлечение лития из смеси указанных концентратов в раствор, большой объем бедной по содержанию лития сырьевой шихты и высокие затраты на извлечение из нее лития, образование большого количества отвального кека, что требует высоких затрат на переработку больших объемов пульп кека в процессе его отмывки от гидроксида лития и захоронение кека на специальных дорогостоящих отвальных полях.The disadvantages of the analogue method of processing a mixture of lepidolite and spodumene concentrates are low lithium extraction from a mixture of these concentrates into solution, a large amount of lithium-poor raw material charge and high costs for lithium extraction, the formation of a large amount of dump cake, which requires high processing costs large volumes of cake pulp in the process of washing it from lithium hydroxide and cake burial in special expensive dump fields.

Наиболее близким к заявляемому изобретению по совокупности сходных признаков является способ извлечения лития из смеси лепидолитового и сподуменового концентратов, принятый за прототип [Самойлов В.И., Шипунов Н.И. Способ извлечения лития из смеси лепидолитового и сподуменового концентратов: - Патент РФ 2299253. - 2007. Бюл. №14], включающий приготовление шихты из смеси концентратов из расчета получения массового соотношения SiO2/(Na2O+K2O+Li2O) в смеси, равного 4,5, и кальцинированной соды из расчета получения массового соотношения SiO2/(Na2O+K2O+Li2O) в шихте, равного 2,5, активирующую подготовку шихты путем ее плавки при температуре 1350°С, грануляцию плава водой, измельчение гранулированного плава и водное выщелачивание активированной шихты в присутствии серной кислоты. В результате выщелачивания получают раствор сульфата лития и нерастворимый кремнеземистый кек.Closest to the claimed invention in terms of similar features is a method for extracting lithium from a mixture of lepidolite and spodumene concentrates, adopted as a prototype [Samoilov V.I., Shipunov N.I. A method for extracting lithium from a mixture of lepidolite and spodumene concentrates: - RF Patent 2299253. - 2007. Bull. No. 14], including the preparation of a mixture from a mixture of 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 4.5, and soda ash based on the calculation of the mass ratio of SiO 2 / (Na 2 O + K 2 O + Li 2 O) in a charge of 2.5, activating the preparation of the mixture by melting it at 1350 ° C, granulation of the melt with water, grinding of granular melt and water leaching of the activated mixture in the presence of sulfuric acid. As a result of leaching, a lithium sulfate solution and insoluble silica cake are obtained.

Недостатком способа-прототипа является высокое содержание сульфата натрия в растворе сульфата лития со стадии серно-кислотного вскрытия активированного сподуменового концентрата, что снижает в дальнейшем полноту осаждения лития в его карбонат из сульфатного раствора действием кальцинированной соды.The disadvantage of the prototype method is the high content of sodium sulfate in a solution of lithium sulfate from the stage of sulfuric acid opening of the activated spodumene concentrate, which further reduces the completeness of the deposition of lithium into its carbonate from the sulfate solution by the action of soda ash.

Задачей, на решение которой направлено заявленное изобретение, является разработка способа извлечения лития из смеси лепидолитового и сподуменового концентратов, обеспечивающего получение относительно чистых по натрию растворов сульфата лития на стадии серно-кислотного вскрытия активированной смеси лепидолитового и сподуменового концентратов, что позволяет глубоко извлекать литий из указанных растворов в карбонат лития.The problem to which the claimed invention is directed, is to develop a method for extracting lithium from a mixture of lepidolite and spodumene concentrates, providing relatively pure sodium solutions of lithium sulfate at the stage of sulfuric acid opening of an activated mixture of lepidolite and spodumene concentrates, which allows deep extraction of lithium from these solutions in lithium carbonate.

Сущность заявляемого способа извлечения лития из смеси лепидолитового и сподуменового концентратов заключается в том, что в отличие от известного способа-прототипа, включающего приготовление шихты из смеси концентратов и флюса, активирующую подготовку шихты, водное выщелачивание активированной шихты, согласно заявляемому изобретению приготовление шихты выполняют из смеси концентратов из расчета получения массового соотношения SiO2/(Na2O+K2O+Li2O) в смеси, равного 4,5, и карбоната лития из расчета получения массового соотношения SiO2/(Na2O+K2O+Li2O) в шихте, равного 2,3, активирующую подготовку шихты проводят путем ее плавки при температуре 1350°С, грануляции плава водой, измельчения гранулированного плава, а водное выщелачивание активированной шихты осуществляют в присутствии серной кислоты.The essence of the proposed method for extracting lithium from a mixture of lepidolite and spodumene concentrates is that, in contrast to the known prototype method, which includes preparing a mixture from a mixture of concentrates and flux, activating the preparation of the mixture, water leaching of the activated mixture, according to the claimed invention, the preparation of the mixture is performed from a mixture concentrates based on the mass ratio of SiO 2 / (Na 2 O + K 2 O + Li 2 O) in a mixture of 4.5 and lithium carbonate based on the mass ratio of SiO 2 / (Na 2 O + K 2 O + Li 2 O) in a charge of 2.3, activating the preparation of the charge is carried out by melting it at a temperature of 1350 ° C, granulating it with water, grinding granulated melt, and water leaching of the activated mixture is carried out in the presence of sulfuric acid.

Решение поставленной задачи и достижение соответствующих технических результатов обеспечивается тем, что в известном способе извлечения лития из смеси лепидолитового и сподуменового концентратов, включающем приготовление шихты из смеси концентратов и флюса, активирующую подготовку шихты и водное выщелачивание активированной шихты, согласно изобретению исходную шихту составляют из смеси концентратов из расчета получения массового соотношения SiO2/(Na2O+K2O+Li2O) в смеси, равного 4,5, и карбоната лития из расчета получения массового соотношения SiO2/(Na2O+K2O+Li2O) в шихте, равного 2,3, активирующую подготовку шихты проводят путем ее плавки при температуре 1350°С, грануляции плава водой, измельчения гранулированного плава, а водное выщелачивание активированной шихты осуществляют в присутствии серной кислоты.The solution of this problem and the achievement of the corresponding technical results is ensured by the fact that in the known method for extracting lithium from a mixture of lepidolite and spodumene concentrates, including preparing a mixture from a mixture of concentrates and flux, activating the preparation of the mixture and water leaching of the activated mixture, according to the invention, the initial mixture is composed of a mixture of 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 4.5 and lithium carbonate based on the calculation of the mass ratio SiO 2 / (Na 2 O + K 2 O + Li 2 O) in a charge of 2.3, activating the preparation of the charge is carried out by melting it at a temperature of 1350 ° C, granulating the melt with water, grinding the granular melt, and water leaching activated the mixture is carried out in the presence of sulfuric acid.

В результате плавления щелочной Li-, K-, натрийсодержащей шихты, приготовленной заявляемым способом, и последующей водной грануляции плава происходит щелочное разложение лепидолита и сподумена с образованием фаз лития, практически полностью вскрывающихся серной кислотой. Последующим взаимодействием полученного таким образом гранулята с серной кислотой обеспечивают перевод лития из гранулята в водорастворимый сульфат лития, за счет чего на стадии серно-кислотного выщелачивания гранулята достигают практически полного извлечения лития из гранулята в сульфатный раствор. В заявляемом способе в отличие от способа-прототипа обеспечивается высокое извлечение лития в сульфатный раствор на стадии серно-кислотного выщелачивания гранулята без загрязнения указанного раствора сульфатом натрия, что позволяет в дальнейшем глубоко извлекать литий из указанных растворов в карбонат лития.As a result of melting of the alkaline Li-, K-, sodium-containing mixture prepared by the claimed method, and subsequent water granulation of the melt, alkaline decomposition of lepidolite and spodumene occurs with the formation of lithium phases, which are almost completely opened by sulfuric acid. The subsequent interaction of the granulate thus obtained with sulfuric acid ensures the conversion of lithium from the granulate to water-soluble lithium sulfate, due to which, at the stage of sulfuric acid leaching of the granulate, almost complete extraction of lithium from the granulate into the sulfate solution is achieved. In the inventive method, in contrast to the prototype method, high lithium extraction in a sulfate solution is provided at the stage of sulfuric acid leaching of the granulate without contamination of the solution with sodium sulfate, which allows further deep extraction of lithium from these solutions into lithium carbonate.

Пример осуществления способа.An example implementation of the method.

Способ осуществляется на обычном оборудовании. Химический состав использованных лепидолитового и сподуменового концентратов представлен в табл.1.The method is carried out on conventional equipment. The chemical composition of the lepidolite and spodumene concentrates used is presented in Table 1.

Таблица 1
Содержание компонентов в лепидолитовом и сподуменовом концентратах, % мас.
Table 1
The content of components in lepidolite and spodumene concentrates,% wt.
Наименование концентратаName of concentrate Li2OLi 2 O K2ОK 2 O Na2ONa 2 O SiO2 SiO 2 ЛепидолитовыйLepidolite 4,284.28 8,198.19 1,681.68 58,6058.60 СподуменовыйSpodumene 7,927.92 1,901.90 1,931.93 63,1563.15

Для осуществления заявляемого способа готовят смеси, состоящие из лепидолитового и сподуменового концентратов с массовым соотношениемFor the implementation of the proposed method prepare mixtures consisting of lepidolite and spodumene concentrates with a mass ratio

SiO2/(Na2O+K2O+Li2O), равным 4,5, к которым подшихтовывают различные количества карбоната лития. Приготовленные образцы шихты загружают в графитовые тигли и плавят при температуре 1350°С в течение 30 мин. Расплав сливают в холодную воду (температура воды ~15°С), полученные гранулы измельчают. Измельченный гранулят распульповывают в воде при соотношении Т:Ж=1:0,8. В полученную пульпу добавляют 93%-ную серную кислоту из расчета 0,7 мл на 1 г плава. Образующиеся сульфаты выщелачивают водой при Т:Ж=1:3 (по исходному грануляту), температуре 95°С в течение 40 минут. Полученную сернокислую пульпу фильтруют, отфильтрованный кек подвергают 2-кратной фильтрорепульпационной отмывке водой, подкисленной серной кислотой до концентрации кислоты в воде 10 г/л, при Т:Ж=1:6 (по исходному грануляту) и температуре 90°С в течение 15 минут. По остаточному содержанию лития в кеке определяют полноту извлечения лития из концентрата в раствор.4.5 SiO 2 / (Na 2 O + K 2 O + Li 2 O), to which various amounts of lithium carbonate are added together. The prepared samples of the charge are loaded into graphite crucibles and melted at a temperature of 1350 ° C for 30 minutes. The melt is poured into cold water (water temperature ~ 15 ° C), the resulting granules are crushed. The crushed granulate is pulp in water at a ratio of T: W = 1: 0.8. 93% sulfuric acid is added to the resulting pulp at the rate of 0.7 ml per 1 g of melt. The resulting sulfates are leached with water at T: W = 1: 3 (according to the initial granulate), at a temperature of 95 ° C for 40 minutes. The resulting sulfate pulp is filtered, the filtered cake is subjected to 2-fold filtering with water, acidified with sulfuric acid to a concentration of acid in water of 10 g / l, at T: W = 1: 6 (according to the initial granulate) and a temperature of 90 ° 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 табл.2 приведены сравнительные показатели процесса извлечения лития из смесей литиевых концентратов по заявляемому способу и способу-прототипу (получение раствора сульфата лития из смеси концентратов) (условные обозначения, принятые в табл.2: ЛК - лепидолитовый концентрат, СК - сподуменовый концентрат).Table 2 shows the comparative indicators of the process of extracting lithium from mixtures of lithium concentrates according to the claimed method and the prototype method (obtaining a solution of lithium sulfate from a mixture of concentrates) (symbols used in table 2: LC - lepidolite concentrate, SC - spodumene concentrate) .

Таблица 2table 2 № примераExample No. Способ реализацииImplementation Method Массовое соотношение СК/ЛК в их смесиThe mass ratio of SC / LC in their mixture Расход флюса на плавку смеси концентратов, % мас. к смеси концентратовFlux consumption for melting a mixture of concentrates,% wt. to a mixture of concentrates Массовое соотношение SiO2/(Na2O+K2О+Li2O) в шихтеThe mass ratio of SiO 2 / (Na 2 O + K 2 O + Li 2 O) in the mixture Содержание Li в отвальном кеке, мгThe Li content in the dump cake, mg Извлечение Li из концентрата в сульфатный раствор (по кеку), % мас.The extraction of Li from the concentrate in a sulfate solution (cake),% wt. 1one Заявляемый способThe inventive method 1,0/2,51,0 / 2,5 00 4,54,5 22 80,080.0 22 1,0/2,51,0 / 2,5 16,216,2 3,03.0 0,70.7 93,093.0 33 1,0/2,51,0 / 2,5 30,230,2 2,32,3 0,10.1 99,099.0 4four 1,0/2,51,0 / 2,5 52,552,5 1,71.7 0,10.1 99,099.0 55 Способ-прототипPrototype method 1,0/1,81.0 / 1.8 18,018.0 2,52.5 0,10.1 99,099.0

Примечание. Исходная загрузка лития с шихтой в примерах 1-5 составляла по 10 г. Содержание натрия в сульфатных растворах со стадии серно-кислотного вскрытия гранулятов составляет: в примерах 1-4 - 4÷6 г/л (за счет примеси натрия в исходной смеси концентратов), в примере 5 - 44÷47 г/л.Note. The initial charge of lithium with a charge in examples 1-5 was 10 g each. The sodium content in sulfate solutions from the stage of sulfuric acid opening of the granules is: in examples 1-4 - 4 ÷ 6 g / l (due to the sodium impurity in the initial mixture of concentrates ), in example 5 - 44 ÷ 47 g / l.

В табл.3 приведены сравнительные показатели процесса переработки смеси концентратов по заявленному способу и способу-прототипу (осаждение карбоната лития из сульфатных растворов).Table 3 shows the comparative indicators of the processing of a mixture of concentrates according to the claimed method and the prototype method (deposition of lithium carbonate from sulfate solutions).

Таблица 3Table 3 № примера по табл.2Example No. in Table 2 Способ реализацииImplementation Method Содержание Li в маточном растворе после осаждения Li2СО3, гThe Li content in the mother liquor after deposition of Li 2 CO 3 , g Извлечение Li из сульфатного раствора в Li2CO3 (по маточному раствору), % мас.Extraction of Li from a sulfate solution in Li 2 CO 3 (according to the mother liquor),% wt. Извлечение Li из концентрата в Li2CO3, % мас.The extraction of Li from the concentrate in Li 2 CO 3 ,% wt. 33 Заявляемый способThe inventive method 1,251.25 75,075.0 74,274,2 55 Способ-прототипPrototype method 2,52.5 50,050,0 49,549.5

Исходная загрузка лития с сульфатным раствором на осаждение карбоната лития составила 5 г.The initial charge of lithium with a sulfate solution for the deposition of lithium carbonate was 5 g.

Из данных, представленных в табл.2, следует, что при осуществлении заявляемого способа (пример 3) извлечение лития составляет 99% мас. При этом в данном примере смесь лепидолитового и сподуменового концентратов составлена из расчета получения массового соотношения SiO2/(Na2O+K2O+Li2O) в указанной смеси, равного 4,5, а карбонат лития добавляют к данной смеси концентратов из расчета получения массового соотношения SiO2/(Na2O+K2O+Li2O) в шихте, равного 2,3. Увеличение добавки флюса к шихте (пример 4, табл.2) не влияет на извлечение лития и экономически не целесообразно из-за повышения при этом расхода флюса, энергозатрат на плавку шихты, расхода серной кислоты на нейтрализацию гранулята. При недостаточной добавке щелочного флюса к смеси концентратов (примеры 1 и 2, табл.2) извлечение лития в сульфатный раствор значительно снижается.From the data presented in table 2, it follows that when implementing the proposed method (example 3), the extraction of lithium is 99% wt. Moreover, in this example, a mixture of lepidolite and spodumene concentrates was calculated to obtain a mass ratio of SiO 2 / (Na 2 O + K 2 O + Li 2 O) in the specified mixture equal to 4.5, and lithium carbonate was added to this mixture of concentrates from calculating the mass ratio of SiO 2 / (Na 2 O + K 2 O + Li 2 O) in the mixture, equal to 2.3. An increase in the addition of flux to the charge (example 4, table 2) does not affect the extraction of lithium and is not economically feasible due to the increase in the consumption of flux, energy consumption for smelting the mixture, consumption of sulfuric acid to neutralize the granulate. With insufficient addition of alkaline flux to the mixture of concentrates (examples 1 and 2, table 2), the extraction of lithium in the sulfate solution is significantly reduced.

Кроме того, заявленный способ (см. примечание к таблице 2) позволяет получать сульфатный раствор с низким содержанием натрия (4÷6 г/л), тогда как сульфатный раствор, полученный по способу-прототипу, сильно загрязнен натрием (44÷47 г/л), что делает практически невозможным дальнейшее извлечение из него лития в виде карбоната. Как следует из данных таблицы 3, заявляемый способ позволяет извлекать литий из сульфатного раствора в карбонат лития на 75,0% мас. (пример 3), а в способе-прототипе указанное извлечение лития составляет лишь 50,0% мас. (пример 5).In addition, the claimed method (see note to table 2) allows to obtain a sulfate solution with a low sodium content (4 ÷ 6 g / l), while the sulfate solution obtained by the prototype method is highly contaminated with sodium (44 ÷ 47 g / k), which makes it practically impossible to further extract lithium from it in the form of carbonate. As follows from the data of table 3, the inventive method allows to extract lithium from a sulfate solution in lithium carbonate at 75.0% wt. (example 3), and in the prototype method, the specified lithium recovery is only 50.0% wt. (example 5).

Таким образом, прямое извлечение лития из смеси концентратов в карбонат лития, рассчитанное по данным таблиц 2 и 3, составляет для способа-прототипа и заявляемого способа соответственно 49,5% мас. (0,99·0,50·100=49,5) и 74,2% мас. (0,99·0,75·100=74,2). Более высокое извлечение лития из сырья в карбонат лития в заявляемом способе по сравнению со способом-прототипом обеспечивается за счет замены карбоната натрия карбонатом лития при плавке сырья, что позволяет получать более чистые по натрию сульфатные растворы на стадии сернокислотного вскрытия плава.Thus, the direct extraction of lithium from a mixture of concentrates in lithium carbonate, calculated according to the tables 2 and 3, is for the prototype method and the proposed method, respectively, 49.5% wt. (0.99 · 0.50 · 100 = 49.5) and 74.2% wt. (0.99 · 0.75 · 100 = 74.2). A higher extraction of lithium from raw materials into lithium carbonate in the inventive method compared to the prototype method is provided by replacing sodium carbonate with lithium carbonate during melting of the raw material, which allows to obtain more pure sodium sulfate solutions at the stage of sulfuric acid opening of the melt.

Claims (1)

Способ извлечения лития из смеси лепидолитового и сподуменового концентратов, включающий приготовление шихты из смеси концентратов и флюса, активирующую подготовку шихты, водное выщелачивание активированной шихты, отличающийся тем, что приготовление шихты выполняют из смеси лепидолитового и сподуменового концентратов из расчета получения массового соотношения SiO2/(Na2O+K2O+Li2O) в смеси, равного 4,5, и флюса в виде карбоната лития из расчета получения массового соотношения SiO2/(Na2O+K2O+Li2O) в шихте, равного 2,3, активирующую подготовку шихты проводят путем ее плавки при температуре 1350°С, грануляции плава водой, измельчения гранулированного плава, а водное выщелачивание активированной шихты осуществляют в присутствии серной кислоты. A method of extracting lithium from a mixture of lepidolite and spodumene concentrates, comprising preparing a mixture from a mixture of concentrates and flux, activating the preparation of a mixture, water leaching of an activated mixture, characterized in that the preparation of the mixture is performed from a mixture of lepidolite and spodumene concentrates based on the SiO 2 / ( Na 2 O + K 2 O + Li 2 O) in a mixture of 4.5 and flux in the form of lithium carbonate in the calculation of the mass ratio of SiO 2 / (Na 2 O + K 2 O + Li 2 O) in the mixture, equal to 2.3, activating the preparation of the mixture carried out by melting it at a temperature of 1350 ° C, granulating the melt with water, grinding granular melt, and the aqueous leaching of the activated charge is carried out in the presence of sulfuric acid.
RU2008103711/02A 2008-02-06 2008-02-06 Extraction method of lithium from mixture of lepidolite and spodumene concentrates RU2352659C2 (en)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
RU2008103711/02A RU2352659C2 (en) 2008-02-06 2008-02-06 Extraction method of lithium from mixture of lepidolite and spodumene concentrates

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
RU2008103711/02A RU2352659C2 (en) 2008-02-06 2008-02-06 Extraction method of lithium from mixture of lepidolite and spodumene concentrates

Publications (2)

Publication Number Publication Date
RU2008103711A RU2008103711A (en) 2008-07-20
RU2352659C2 true RU2352659C2 (en) 2009-04-20

Family

ID=41018032

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
RU2008103711/02A RU2352659C2 (en) 2008-02-06 2008-02-06 Extraction method of lithium from mixture of lepidolite and spodumene concentrates

Country Status (1)

Country Link
RU (1) RU2352659C2 (en)

Citations (6)

* Cited by examiner, † Cited by third party
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
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

Patent Citations (6)

* Cited by examiner, † Cited by third party
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
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

Also Published As

Publication number Publication date
RU2008103711A (en) 2008-07-20

Similar Documents

Publication Publication Date Title
EP3204528B1 (en) Recovery process
EP3802892B1 (en) Process for recovering lithium phosphate and lithium sulfate from lithium-bearing silicates
RU2222622C2 (en) Spodumene concentrate processing method
CN111842411B (en) Red mud full-recycling method
CN110015855B (en) Treatment method of lithium slag
CN116219203B (en) Method for recovering lithium rubidium cesium from lepidolite ore
CN108070725A (en) The method for recycling lithium
RU2221886C2 (en) Method of extraction of lithium from lepidolite concentrate
CN113981244A (en) Method for extracting lithium from phospholithionite raw material by high-temperature roasting of sulfate
CN114314616A (en) Process for extracting potassium carbonate and aluminum oxide from potassium-rich slate
EP4605565A1 (en) Production of battery grade chemicals
WO2024089394A1 (en) Production of battery grade chemicals
RU2299253C2 (en) Method of extraction of lithium from the mixture of the lepidolite and spodumene concentrates
AU2016101526A4 (en) Recovery Process
RU2352659C2 (en) Extraction method of lithium from mixture of lepidolite and spodumene concentrates
Li et al. An innovative approach to separate iron oxide concentrate from high-sulfur and low-grade pyrite cinders
RU2356961C2 (en) Method of lithium extraction from mineral raw materials
RU2347829C2 (en) Method of producing lithium hydroxide out of spodumene concentrate
CN110282640B (en) Method for extracting, separating and recycling arsenic alkali residue
RU2313489C2 (en) Method of extraction of beryllium from beryllium concentrates
RU2347830C2 (en) Method of processing spodumene concentrates
CN110540220A (en) waste-free efficient utilization method of potassium-rich slate
RU2352658C2 (en) Method of receiving lithium-bearing alumina from spodumene concentrate
RU2361939C2 (en) PROCESSING METHOD OF CONCENTRATE β-SPODUMENE
RU2371492C2 (en) Extraction method of lithium from spodumene-containing beryllium concentrate

Legal Events

Date Code Title Description
MM4A The patent is invalid due to non-payment of fees

Effective date: 20100207