RU2360017C2 - METHOD OF CONCENTRATED SOLUTIONS OF LITHIUM SULFATE RECEIVING FROM CONCENTRATE OF β-SPODUMENE - Google Patents
METHOD OF CONCENTRATED SOLUTIONS OF LITHIUM SULFATE RECEIVING FROM CONCENTRATE OF β-SPODUMENE Download PDFInfo
- Publication number
- RU2360017C2 RU2360017C2 RU2007136711/02A RU2007136711A RU2360017C2 RU 2360017 C2 RU2360017 C2 RU 2360017C2 RU 2007136711/02 A RU2007136711/02 A RU 2007136711/02A RU 2007136711 A RU2007136711 A RU 2007136711A RU 2360017 C2 RU2360017 C2 RU 2360017C2
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- solution
- lithium
- concentrate
- sulfate solution
- washing
- Prior art date
Links
Images
Classifications
-
- Y—GENERAL 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
- Y02—TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
- Y02P—CLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
- Y02P10/00—Technologies related to metal processing
- Y02P10/20—Recycling
Landscapes
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
- Extraction Or Liquid Replacement (AREA)
Abstract
Description
Изобретение относится к металлургии лития, в частности к извлечению лития из сподуменовых концентратов с получением раствора сульфата лития.The invention relates to the metallurgy of lithium, in particular to the extraction of lithium from spodumene concentrates with obtaining a solution of lithium sulfate.
Сподумен (Li2O Al2O3 4SiO2) является одним из основных промышленных минералов лития. В горно-обогатительных производствах сподумен извлекают из руд в сподуменовые концентраты.Spodumene (Li 2 O Al 2 O 3 4SiO 2 ) is one of the main industrial lithium minerals. In mining operations, spodumene is extracted from ores into spodumene concentrates.
Природная α-модификация сподумена - химически стойкое соединение к действию серной кислоты. Для повышения химической активности сподумена его концентрат подвергают декрипитирующему обжигу при 1100°С, при котором кристаллическая решетка сподумена переходит в кислотовскрываемую β-модификацию.The natural α-modification of spodumene is a chemically resistant compound to the action of sulfuric acid. To increase the chemical activity of spodumene, its concentrate is subjected to decrypting roasting at 1100 ° С, at which the spodumene crystal lattice transforms into an acid-opening β-modification.
Для извлечения лития из концентрата β-сподумена может быть использован способ [Остроушко Ю.И., Бучихин П.И., Алексеева В.В. и др. Литий, его химия и технология. М.: Атомиздат, 1960. - стр.143-149], принятый за аналог и предусматривающий сульфатизацию концентрата 93%-й серной кислотой при 250÷300°С с получением пастообразной реакционной смеси. На практике сульфатизация проводится в трубчатых вращающихся печах (печной вариант сульфатизации). Взаимодействие β-сподумена с кислотой протекает с образованием водорастворимого сульфата лития и нерастворимого алюмосиликатного кека:To extract lithium from β-spodumene concentrate, the method can be used [Ostroushko Yu.I., Buchihin P.I., Alekseeva V.V. et al. Lithium, its chemistry and technology. M .: Atomizdat, 1960. - pp.143-149], adopted for the analogue and providing for sulfatization of the concentrate with 93% sulfuric acid at 250 ÷ 300 ° C to obtain a pasty reaction mixture. In practice, sulfatization is carried out in tubular rotary kilns (furnace version of sulfatization). The interaction of β-spodumene with acid proceeds with the formation of water-soluble lithium sulfate and insoluble aluminosilicate cake:
Li2O·Al3O3·4SiO2+H2SO4=Li2SO4+H2O·Al2O3·4SiO2 Li 2 O · Al 3 O 3 · 4SiO 2 + H 2 SO 4 = Li 2 SO 4 + H 2 O · Al 2 O 3 · 4SiO 2
Просульфатизированный таким образом концентрат β-сподумена подвергают водному выщелачиванию с получением раствора сульфата лития и нерастворимого кека. Далее пульпу выщелачивания нейтрализуют карбонатом кальция до рН 6,0÷6,5 и фильтруют, получая раствор сульфата лития. Отфильтрованные кек и сульфат кальция промывают водой, возвращая промывные воды для выщелачивания новой порции просульфатизированного концентрата. Полученный по способу-аналогу раствор сульфата лития содержит до ~12,7 г/л Li. Этот сульфатный раствор подвергают очистке от примесей и затем используют для осаждения малорастворимого карбоната лития действием карбоната натрия. Поскольку карбонат лития имеет заметную растворимость, невозможно достаточно полно осадить его из получаемых по способу-аналогу сильно разбавленных растворов сульфата лития (~12,7 г/л Li - см. выше). Поэтому перед осаждением карбоната лития сульфатный раствор упаривают до содержания Li в нем ~25,5 г/л.The β-spodumene concentrate thus sulfated in such a way is subjected to aqueous leaching to obtain a solution of lithium sulfate and insoluble cake. Next, the leach pulp is neutralized with calcium carbonate to a pH of 6.0 ÷ 6.5 and filtered, obtaining a solution of lithium sulfate. The filtered cake and calcium sulfate are washed with water, returning the washings to leach a new portion of the sulfated concentrate. The lithium sulfate solution obtained by the analogous method contains up to ~ 12.7 g / l Li. This sulfate solution is purified from impurities and then used to precipitate poorly soluble lithium carbonate by the action of sodium carbonate. Since lithium carbonate has a marked solubility, it is impossible to completely precipitate it from highly diluted solutions of lithium sulfate obtained by the analogous method (~ 12.7 g / l Li - see above). Therefore, before the deposition of lithium carbonate, the sulfate solution is evaporated to a Li content of ~ 25.5 g / L.
Недостатком способа-аналога являются высокие энергозатраты на упаривание сульфатного раствора для повышения содержания Li в нем со ~12,7 г/л до ~25,5 г/л.The disadvantage of the analogue method is the high energy consumption for evaporation of the sulfate solution to increase the Li content in it from ~ 12.7 g / l to ~ 25.5 g / l.
Наиболее близким по совокупности признаков к заявляемому способу является способ получения раствора сульфата лития из концентрата β-сподумена [Самойлов В.И. Разработка реакторного варианта сульфатизации β-сподумена с получением концентрированных растворов сульфата лития // Вестник ВКГТУ. - Усть-Каменогорск, 2005. - №2, стр.26-30], принятый за прототип и предусматривающий сульфатизацию концентрата разбавленной серной кислотой при 120°С в химическом реакторе с перемешиванием пульпы сульфатизации (реакторный вариант сульфатизации). Полученную пульпу просульфатизированного концентрата направляют на водное выщелачивание. По способу-прототипу на стадии выщелачивания могут быть получены сульфатные растворы с содержанием лития около 18 г/л, что заметно выше этого показателя в способе-аналоге. Такое содержание лития в сульфатном растворе достигается благодаря использованию в способе-прототипе схемы переработки раствора сульфата лития, показанной на фиг.1. В соответствии со схемой сульфатный раствор со стадии выщелачивания многократно оборачивают на стадию выщелачивания новых порций декрипитированного концентрата, восполняя нехватку оборачиваемого раствора на выщелачивании частичным использованием раствора со стадии первой промывки кэка.The closest set of features to the claimed method is a method for producing a solution of lithium sulfate from β-spodumene concentrate [Samoilov V.I. Development of a reactor variant of β-spodumene sulfatization with obtaining concentrated solutions of lithium sulfate // Vestnik VKGTU. - Ust-Kamenogorsk, 2005. - No. 2, p. 26-30], adopted for the prototype and providing for sulfatization of the concentrate with dilute sulfuric acid at 120 ° C in a chemical reactor with stirring sulfation pulp (reactor version of sulfatization). The resulting slurry of the sulfated concentrate is sent to water leaching. According to the prototype method, sulfate solutions with a lithium content of about 18 g / l can be obtained at the leaching stage, which is significantly higher than this indicator in the analogue method. This lithium content in the sulfate solution is achieved by using the lithium sulfate solution processing circuit shown in FIG. 1 in the prototype method. In accordance with the scheme, the sulfate solution from the leaching stage is repeatedly wrapped in the leaching stage of new portions of the decrypted concentrate, making up for the shortage of the wrapped solution on leaching by partial use of the solution from the first washing stage of the cake.
Способ-прототип не обеспечивает на стадии выщелачивания получение сульфатных растворов с требуемым содержанием Li (~25,5 г/л) и не позволяет при дальнейшей переработке сульфатных растворов отказаться от их дорогостоящего упаривания, что является недостатком данного способа.The prototype method does not provide at the leaching stage the production of sulfate solutions with the required Li content (~ 25.5 g / l) and does not allow their costly evaporation to be abandoned during further processing of sulfate solutions, which is a disadvantage of this method.
Техническим результатом заявляемого способа является разработка экономичного способа концентрирования раствора сульфата лития, образующегося на стадии водного выщелачивания просульфатизированного серной кислотой концентрата β-сподумена с целью исключения из технологического процесса энергоемкой операции упаривания раствора сульфата лития.The technical result of the proposed method is the development of an economical method for concentrating a solution of lithium sulfate, formed at the stage of water leaching of sulfodized sulfuric acid concentrate β-spodumene in order to exclude from the process energy-intensive operation of evaporation of a solution of lithium sulfate.
Технический результат достигается тем, что в отличие от известного способа-прототипа, включающего сульфатизацию концентрата серной кислотой с получением пульпы сульфатизации, водное выщелачивание просульфатизированного концентрата, разделение пульпы выщелачивания на кек и сульфатный раствор, первую водную отмывку кека от сульфатного раствора, разделение пульпы отмывки на кек и первый промывной раствор, вторую водную отмывку кека от сульфатного раствора, разделение пульпы отмывки на кек и второй промывной раствор, при этом выщелачивание ведут замкнутым оборотом сульфатного раствора и оборотом первого промывного раствора с концентрированием лития в сульфатном растворе, согласно заявляемому изобретению сульфатизацию проводят с замкнутым оборотом жидкой фазы пульпы сульфатизации, а выщелачивание, первую и вторую отмывки выполняют в противоточном режиме с замкнутыми оборотами сульфатного раствора, первого и второго промывных растворов соответственно на стадии выщелачивания, первой и второй отмывок до достижения концентрации лития в сульфатном растворе 25÷26 г/л.The technical result is achieved in that, in contrast to the known prototype method, including sulfatization of the concentrate with sulfuric acid to obtain sulfate pulp, water leaching of sulfated concentrate, separation of the leaching pulp into cake and sulfate solution, the first aqueous washing of cake from sulfate solution, separation of washing pulp into cake and the first washing solution, a second aqueous washing of the cake from the sulfate solution, separation of the washing pulp into cake and a second washing solution, while leaching The lead is carried out by closed circulation of the sulfate solution and the circulation of the first washing solution with the concentration of lithium in the sulfate solution, according to the claimed invention, sulfatization is carried out with the closed circulation of the liquid phase of the sulfation pulp, and leaching, the first and second washing are performed in countercurrent mode with closed circulation of the sulfate solution, the first and the second washing solutions, respectively, at the leaching stage, the first and second washing to achieve a lithium concentration in the sulfate solution of 25 ÷ 26 g / l.
Предлагаемый способ позволяет увеличить содержание лития в сульфатном растворе до 25÷26 г/л. Дополнительного концентрирования раствора по предлагаемому способу не происходит, поскольку при указанном содержании лития происходит пересыщение раствора сульфатами лития, примесей и серной кислотой. Увеличение содержания лития в сульфатном растворе достигается за счет того, что в предлагаемом способе при выщелачивании просульфатизированного концентрата β-сподумена растворителем являются все более укрепленные литием жидкая фаза пульпы сульфатизации, сульфатные растворы, первые промывные растворы с предыдущих циклов переработки концентратов.The proposed method allows to increase the lithium content in the sulfate solution up to 25 ÷ 26 g / l. Additional concentration of the solution according to the proposed method does not occur, since at the indicated lithium content the solution is supersaturated with lithium sulfates, impurities and sulfuric acid. The increase in lithium content in the sulfate solution is achieved due to the fact that in the proposed method, when leaching the sulfated concentrate of β-spodumene, the solvent is the increasingly lithium-strengthened liquid phase of sulfation pulps, sulfate solutions, the first washing solutions from previous cycles of concentrate processing.
Экономичное концентрирование раствора сульфата лития в предлагаемом способе значительно снижает себестоимость переработки данного раствора, т.к. не требует дорогостоящего упаривания этого раствора. Это показывает, что предлагаемый способ повышает экономическую эффективность производства карбоната лития.Economic concentration of a solution of lithium sulfate in the proposed method significantly reduces the cost of processing this solution, because does not require expensive evaporation of this solution. This shows that the proposed method increases the economic efficiency of the production of lithium carbonate.
Пример осуществления способа.An example implementation of the method.
Исходный концентрат β-сподумена содержал 6,42% Li2O. Заявляемый способ реализуют в нескольких циклах переработки концентрата (фиг.2). Концентрат (1,5 г по литию) распульповывают в воде при соотношении Т:Ж=1:0,8. Для сульфатизации концентрата в полученную пульпу добавляют 93%-ную серную кислоту из расчета 0,3 мл кислоты на 1 г концентрата. Образующуюся на стадии сульфатизации пульпу непрерывно перемешивают при температуре 120°С в течение 1,5 ч. По окончании сульфатизации полученную пульпу отстаивают. Осветленную часть пульпы сульфатизации декантируют и используют во втором цикле переработки концентрата, а сгущенную часть - выщелачивают водой при Т:Ж=1:2 (по концентрату), температуре 70÷95°С в течение 2 ч. Затем пульпу выщелачивания фильтруют. Отфильтрованый кек подвергают двукратной фильтр-репульпационной отмывке от сульфатного раствора водой при Т:Ж=1:3 (по концентрату) и температуре 70÷80°С в течение 15-ти мин. Раствор сульфата лития анализируют на содержание лития.The initial β-spodumene concentrate contained 6.42% Li 2 O. The inventive method is implemented in several cycles of concentrate processing (figure 2). The concentrate (1.5 g lithium) is pulped in water at a ratio of T: W = 1: 0.8. To sulfate the concentrate, 93% sulfuric acid is added to the resulting pulp at the rate of 0.3 ml of acid per 1 g of concentrate. The pulp formed at the stage of sulfatization is continuously stirred at a temperature of 120 ° C for 1.5 hours. At the end of sulfatization, the resulting pulp is defended. The clarified part of the sulfatization pulp is decanted and used in the second cycle of concentrate processing, and the condensed part is leached with water at T: W = 1: 2 (by concentrate), at a temperature of 70 ÷ 95 ° С for 2 hours, then the leaching pulp is filtered. The filtered cake is subjected to double filter-repulpative washing from a sulfate solution with water at T: W = 1: 3 (by concentrate) and a temperature of 70 ÷ 80 ° C for 15 minutes. The lithium sulfate solution is analyzed for lithium content.
Второй цикл переработки концентратов выполняют в представленном выше режиме с той разницей, что: 1) на стадии сульфатизации вместо воды (0,8 мл/г концентрата, см. выше) используют декантат от первого цикла (при недостатке декантата его нехватку компенсируют водой); 2) на стадии выщелачивания используют весь объем сульфатного раствора от первого цикла и необходимый для выщелачивания объем первого промывного раствора от первого цикла (без применения на выщелачивании дополнительной воды); 3) на стадии первой отмывки кека используют весь оставшийся объем первого промывного раствора от первого цикла и необходимый для отмывки объем второго промывного раствора от первого цикла (без применения на отмывке дополнительной воды); 4) на стадии второй отмывки кека используют весь оставшийся объем второго промывного раствора от первого цикла и воду в необходимом для второй отмывки объеме. Полученные во втором цикле декантат, раствор сульфата лития со стадии выщелачивания, первый и второй промывные растворы с операций отмывки кека используют в третьем цикле переработки концентратов в режиме второго цикла переработки концентратов и т.д. (с использованием указанных растворов предыдущего цикла в последующем цикле). Циклическую переработку концентратов выполняют до достижения максимальной концентрации лития в сульфатном растворе (25,0÷26,0 г/л).The second cycle of concentrate processing is carried out in the above mode with the difference that: 1) at the stage of sulfation, instead of water (0.8 ml / g of concentrate, see above), decantate from the first cycle is used (with a lack of decantate, its lack is compensated by water); 2) at the leaching stage, use the entire volume of the sulfate solution from the first cycle and the volume of the first wash solution from the first cycle necessary for leaching (without the use of additional water on the leach); 3) at the stage of the first washing of the cake, use the entire remaining volume of the first washing solution from the first cycle and the volume of the second washing solution necessary for washing the second washing cycle from the first cycle (without using additional water for washing); 4) at the stage of the second washing of the cake, use the entire remaining volume of the second washing solution from the first cycle and water in the volume necessary for the second washing. The decantate obtained in the second cycle, the lithium sulfate solution from the leaching stage, the first and second washing solutions from cake washing operations are used in the third concentrate processing cycle in the second concentrate processing cycle mode, etc. (using the indicated solutions of the previous cycle in the next cycle). The cyclic processing of concentrates is performed until the maximum concentration of lithium in the sulfate solution is reached (25.0 ÷ 26.0 g / l).
Для сравнения с заявленным способом выполняют переработку концентрата β-сподумена по способу-прототипу (фиг.1). С этой целью проводят несколько циклов переработки концентрата. Первый цикл переработки концентрата выполняют в режиме, аналогичном режиму первого цикла переработки концентрата по заявляемому способу (см. выше - пример осуществления заявляемого способа) с той разницей, что отстаивание и декантацию пульпы выщелачивания не выполняют.For comparison with the claimed method perform the processing of β-spodumene concentrate according to the prototype method (figure 1). For this purpose, several cycles of processing the concentrate are carried out. The first cycle of processing the concentrate is performed in a mode similar to the mode of the first cycle of processing the concentrate according to the claimed method (see above - an example of the implementation of the proposed method) with the difference that the sedimentation and decantation of the leach pulp are not performed.
Второй цикл переработки концентратов выполняют в режиме первого цикла с той разницей, что на стадии выщелачивания используют весь объем сульфатного раствора от первого цикла и необходимую для выщелачивания часть первого промывного раствора от первого цикла (без применения на выщелачивании дополнительной воды). Полученные во втором цикле сульфатный раствор и первый промывной раствор используют в третьем цикле переработки концентрата в режиме второго цикла переработки концентрата и т.д. (с использованием указанных растворов предыдущего цикла в последующем цикле). Циклическую переработку концентратов выполняют до достижения максимальной концентрации лития в сульфатном растворе (17,2÷18,8 г/л).The second concentrate processing cycle is performed in the first cycle mode with the difference that at the leaching stage, the entire volume of the sulfate solution from the first cycle and the part of the first washing solution from the first cycle necessary for leaching are used (without using additional water on the leaching). The sulfate solution and the first wash solution obtained in the second cycle are used in the third concentrate processing cycle in the second concentrate processing cycle mode, etc. (using the indicated solutions of the previous cycle in the next cycle). The cyclic processing of concentrates is performed until the maximum concentration of lithium in the sulfate solution is reached (17.2 ÷ 18.8 g / l).
В табл.1 представлены сравнительные показатели, полученные при осуществлении заявляемого способа и способа-прототипа.Table 1 presents the comparative indicators obtained during the implementation of the proposed method and the prototype method.
Из данных табл.1 следует, что заявляемый способ обеспечивает получение более концентрированных по литию сульфатных растворов со стадии выщелачивания - 25,0÷26,0 г/л лития (примеры 4-6) против 17,2÷18,8 г/л лития (примеры 1-3).From the data of table 1 it follows that the claimed method provides for obtaining more concentrated lithium sulfate solutions from the leaching stage - 25.0 ÷ 26.0 g / l of lithium (examples 4-6) against 17.2 ÷ 18.8 g / l lithium (examples 1-3).
Таким образом, заявляемый способ в сравнении со способом-прототипом, обеспечивает эффективное концентрирование раствора сульфата лития со стадии выщелачивания просульфатизированного концентрата β-сподумена. Заявляемый способ позволяет отказаться от энергоемкого и дорогостоящего упаривания данного раствора в производстве карбоната лития, что обеспечивает повышение экономической эффективности указанного производства.Thus, the inventive method in comparison with the prototype method, provides effective concentration of a solution of lithium sulfate from the stage of leaching a sulfated β-spodumene concentrate. The inventive method allows you to abandon the energy-intensive and expensive evaporation of this solution in the production of lithium carbonate, which improves the economic efficiency of this production.
Таблица 1 - сравнительная оценка сульфатных растворов со стадии выщелачивания полученных по заявляемому способу и способу-прототипу.Table 1 - a comparative assessment of sulfate solutions from the leaching stage obtained by the present method and the prototype method.
2.** - конечное содержание лития в сульфатном растворе - максимально возможное в результате переработки концентрата по схемам фиг.1 и фиг.2;
3. Содержание лития в отвальных кеках, полученных по заявленному способу и по способу-прототипу, составляет соответственно 0,07÷0,08 г и 0,06÷0,09 г, что соответствует извлечению лития из концентрата (1,5 г Li - см. выше) в раствор (по потерям Li с кеком) соответственно 94,7÷95,3 мас.% и 94,0÷96,0 мас.%.Note: 1. * - the initial lithium content in the sulfate solution - after the first cycle of processing the concentrate according to the schemes of figure 1 and figure 2;
2. ** - the final lithium content in the sulfate solution is the maximum possible as a result of processing the concentrate according to the schemes of figure 1 and figure 2;
3. The lithium content in the dump cakes obtained by the claimed method and the prototype method is 0.07 ÷ 0.08 g and 0.06 ÷ 0.09 g, respectively, which corresponds to the extraction of lithium from the concentrate (1.5 g Li - see above) into the solution (according to the loss of Li with cake) respectively 94.7 ÷ 95.3 wt.% and 94.0 ÷ 96.0 wt.%.
Claims (1)
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2007136711/02A RU2360017C2 (en) | 2007-10-04 | 2007-10-04 | METHOD OF CONCENTRATED SOLUTIONS OF LITHIUM SULFATE RECEIVING FROM CONCENTRATE OF β-SPODUMENE |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2007136711/02A RU2360017C2 (en) | 2007-10-04 | 2007-10-04 | METHOD OF CONCENTRATED SOLUTIONS OF LITHIUM SULFATE RECEIVING FROM CONCENTRATE OF β-SPODUMENE |
Publications (2)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| RU2007136711A RU2007136711A (en) | 2008-02-27 |
| RU2360017C2 true RU2360017C2 (en) | 2009-06-27 |
Family
ID=39278736
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| RU2007136711/02A RU2360017C2 (en) | 2007-10-04 | 2007-10-04 | METHOD OF CONCENTRATED SOLUTIONS OF LITHIUM SULFATE RECEIVING FROM CONCENTRATE OF β-SPODUMENE |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| RU (1) | RU2360017C2 (en) |
Cited By (1)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN103896311A (en) * | 2014-03-19 | 2014-07-02 | 中国恩菲工程技术有限公司 | Production equipment of lithium sulfate purified concentrated solution |
Citations (6)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| US2776202A (en) * | 1955-08-18 | 1957-01-01 | American Potash & Chem Corp | Use of lepidolite as an additive in the lime-roasting of lithium-aluminosilicate ores |
| 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
- 2007-10-04 RU RU2007136711/02A patent/RU2360017C2/en not_active IP Right Cessation
Patent Citations (6)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| US2776202A (en) * | 1955-08-18 | 1957-01-01 | American Potash & Chem Corp | Use of lepidolite as an additive in the lime-roasting of lithium-aluminosilicate ores |
| 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 |
|---|
| САМОЙЛОВ В.И. Разработка реакторного варианта сульфатизации β-сподумена с получением концентрированных растворов сульфата лития, Вестник ВКГТУ, Усть-Каменогорск, 2005, №2, с.26-30. * |
Cited By (1)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN103896311A (en) * | 2014-03-19 | 2014-07-02 | 中国恩菲工程技术有限公司 | Production equipment of lithium sulfate purified concentrated solution |
Also Published As
| Publication number | Publication date |
|---|---|
| RU2007136711A (en) | 2008-02-27 |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| CN106542512B (en) | Utilize the high-purity phosphoric acid lithium preparation method of the lithium waste liquid of old and useless battery | |
| RU2736539C1 (en) | Method of producing vanadium oxide of a battery grade | |
| CN115947486B (en) | A desulfurization waste liquid resource treatment process and system | |
| CN103979730A (en) | Method for purifying penicillin production waste liquid and recycling sodium sulfate | |
| CN101979335A (en) | Process for recycling trace rare earth produced by treatment of waste residues and waste water of rare earth mine | |
| CN103073732A (en) | Preparation method of fulvic acid in peat | |
| CN105039746A (en) | Method for directly extracting high-purity vanadium pentoxide from stone coal vanadium ore | |
| CN102951668B (en) | Method for co-producing calcium sulphate and magnesium hydrate by ammonia alkali waste liquid and concentrated seawater | |
| CN103408046B (en) | Method for separating sodium and magnesium from laterite-nickel ore smelting primary wastewater | |
| CN102887534A (en) | Method for recovering reagent level anhydrous sodium sulfate from raffinate obtained in process of extracting nickel from nickel sulfate solution | |
| RU2360017C2 (en) | METHOD OF CONCENTRATED SOLUTIONS OF LITHIUM SULFATE RECEIVING FROM CONCENTRATE OF β-SPODUMENE | |
| CN116444073A (en) | Oil-gas field produced water recycling treatment system and method thereof | |
| CN113621834A (en) | Method for selectively dephosphorizing molybdenum and phosphorus mixed solution | |
| RU2347829C2 (en) | Method of producing lithium hydroxide out of spodumene concentrate | |
| CN104150519B (en) | A kind of method utilizing sodium sulfate waste liquid to prepare barium sulfate and sodium carbonate | |
| CN103342377B (en) | A kind of sodium aluminate solution lime causticization is except the method for sodium oxalate | |
| CN106188344A (en) | A kind of extracting method of high-purity chitin in high molecular weight | |
| ES2257713T3 (en) | PROCEDURE FOR THE NEUTRALIZATION AND REUSE OF DISINTEGRATION WASTE PRODUCED IN THE PRODUCTION OF TITANIUM DIOXIDE ACCORDING TO THE SULFATE PROCEDURE. | |
| CN105481136B (en) | The integrated conduct method of waste Ca water and spent acid water circulation use in a kind of algin production | |
| RU2361939C2 (en) | PROCESSING METHOD OF CONCENTRATE β-SPODUMENE | |
| CN115821076A (en) | Method for reducing sulfate radical content in south ionic rare earth ore | |
| CN109809582A (en) | A kind of potassium sulfate Sewage treatment utilizes method | |
| CN109748310A (en) | A kind of separation method of barium sulfate and potassium carbonate mixed solution | |
| CN109336053B (en) | Method for extracting iodine from saline water after secondary zinc oxide rinsing | |
| CN111302472A (en) | Zero-emission chlorate type acidic copper etching waste liquid treatment process |
Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| MM4A | The patent is invalid due to non-payment of fees |
Effective date: 20191005 |