RU2390571C1 - Procedure for complex processing crude spodumene ore for production of lithium products and cements - Google Patents
Procedure for complex processing crude spodumene ore for production of lithium products and cements Download PDFInfo
- Publication number
- RU2390571C1 RU2390571C1 RU2008137060A RU2008137060A RU2390571C1 RU 2390571 C1 RU2390571 C1 RU 2390571C1 RU 2008137060 A RU2008137060 A RU 2008137060A RU 2008137060 A RU2008137060 A RU 2008137060A RU 2390571 C1 RU2390571 C1 RU 2390571C1
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- lithium
- solution
- hydroxide
- precipitate
- lime
- Prior art date
Links
- 229910052744 lithium Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 53
- WHXSMMKQMYFTQS-UHFFFAOYSA-N Lithium Chemical compound [Li] WHXSMMKQMYFTQS-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims abstract description 47
- 239000004568 cement Substances 0.000 title claims abstract description 47
- 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 23
- 229910052642 spodumene Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 22
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 title claims abstract description 20
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims abstract description 16
- WMFOQBRAJBCJND-UHFFFAOYSA-M Lithium hydroxide Chemical compound [Li+].[OH-] WMFOQBRAJBCJND-UHFFFAOYSA-M 0.000 claims abstract description 59
- 239000000203 mixture Substances 0.000 claims abstract description 54
- HEMHJVSKTPXQMS-UHFFFAOYSA-M Sodium hydroxide Chemical compound [OH-].[Na+] HEMHJVSKTPXQMS-UHFFFAOYSA-M 0.000 claims abstract description 35
- 239000000047 product Substances 0.000 claims abstract description 33
- 239000002244 precipitate Substances 0.000 claims abstract description 21
- 235000008733 Citrus aurantifolia Nutrition 0.000 claims abstract description 20
- 235000011941 Tilia x europaea Nutrition 0.000 claims abstract description 20
- 239000004571 lime Substances 0.000 claims abstract description 20
- 235000019738 Limestone Nutrition 0.000 claims abstract description 19
- 239000000292 calcium oxide Substances 0.000 claims abstract description 19
- 239000006028 limestone Substances 0.000 claims abstract description 19
- 238000002386 leaching Methods 0.000 claims abstract description 17
- 239000002994 raw material Substances 0.000 claims abstract description 17
- -1 alkali metals aluminates Chemical class 0.000 claims abstract description 12
- 239000011398 Portland cement Substances 0.000 claims abstract description 11
- CDBYLPFSWZWCQE-UHFFFAOYSA-L Sodium Carbonate Chemical compound [Na+].[Na+].[O-]C([O-])=O CDBYLPFSWZWCQE-UHFFFAOYSA-L 0.000 claims abstract description 9
- CURLTUGMZLYLDI-UHFFFAOYSA-N Carbon dioxide Chemical compound O=C=O CURLTUGMZLYLDI-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 8
- BVKZGUZCCUSVTD-UHFFFAOYSA-L Carbonate Chemical compound [O-]C([O-])=O BVKZGUZCCUSVTD-UHFFFAOYSA-L 0.000 claims abstract description 5
- WNROFYMDJYEPJX-UHFFFAOYSA-K aluminium hydroxide Chemical compound [OH-].[OH-].[OH-].[Al+3] WNROFYMDJYEPJX-UHFFFAOYSA-K 0.000 claims abstract description 5
- 229910052783 alkali metal Inorganic materials 0.000 claims abstract description 4
- 150000004645 aluminates Chemical class 0.000 claims abstract description 4
- 239000001569 carbon dioxide Substances 0.000 claims abstract description 4
- 229910002092 carbon dioxide Inorganic materials 0.000 claims abstract description 4
- 238000000354 decomposition reaction Methods 0.000 claims abstract description 3
- 239000008267 milk Substances 0.000 claims abstract description 3
- 210000004080 milk Anatomy 0.000 claims abstract description 3
- 235000013336 milk Nutrition 0.000 claims abstract description 3
- 238000007669 thermal treatment Methods 0.000 claims abstract 2
- 239000010802 sludge Substances 0.000 claims description 37
- 229910018072 Al 2 O 3 Inorganic materials 0.000 claims description 30
- 229910004298 SiO 2 Inorganic materials 0.000 claims description 21
- 239000011734 sodium Substances 0.000 claims description 11
- PQVSTLUFSYVLTO-UHFFFAOYSA-N ethyl n-ethoxycarbonylcarbamate Chemical compound CCOC(=O)NC(=O)OCC PQVSTLUFSYVLTO-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 10
- GLXDVVHUTZTUQK-UHFFFAOYSA-M lithium hydroxide monohydrate Substances [Li+].O.[OH-] GLXDVVHUTZTUQK-UHFFFAOYSA-M 0.000 claims description 10
- 229940040692 lithium hydroxide monohydrate Drugs 0.000 claims description 10
- 238000005245 sintering Methods 0.000 claims description 10
- XAGFODPZIPBFFR-UHFFFAOYSA-N aluminium Chemical compound [Al] XAGFODPZIPBFFR-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 7
- 229910052782 aluminium Inorganic materials 0.000 claims description 6
- 238000010438 heat treatment Methods 0.000 claims description 6
- 238000009993 causticizing Methods 0.000 claims description 3
- 239000007789 gas Substances 0.000 claims description 3
- 239000002002 slurry Substances 0.000 claims description 3
- 238000001354 calcination Methods 0.000 claims description 2
- 238000000227 grinding Methods 0.000 claims description 2
- 229910052799 carbon Inorganic materials 0.000 claims 1
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-M hydroxide Chemical compound [OH-] XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-M 0.000 claims 1
- VYPSYNLAJGMNEJ-UHFFFAOYSA-N Silicium dioxide Chemical compound O=[Si]=O VYPSYNLAJGMNEJ-UHFFFAOYSA-N 0.000 abstract description 7
- 239000000126 substance Substances 0.000 abstract description 6
- 239000011575 calcium Substances 0.000 abstract description 5
- 229910052791 calcium Inorganic materials 0.000 abstract description 5
- PNEYBMLMFCGWSK-UHFFFAOYSA-N aluminium oxide Inorganic materials [O-2].[O-2].[O-2].[Al+3].[Al+3] PNEYBMLMFCGWSK-UHFFFAOYSA-N 0.000 abstract description 4
- 239000000377 silicon dioxide Substances 0.000 abstract description 3
- 229910001148 Al-Li alloy Inorganic materials 0.000 abstract 2
- 229910021502 aluminium hydroxide Inorganic materials 0.000 abstract 2
- 229910052681 coesite Inorganic materials 0.000 abstract 2
- 229910052906 cristobalite Inorganic materials 0.000 abstract 2
- 229910052682 stishovite Inorganic materials 0.000 abstract 2
- 229910052905 tridymite Inorganic materials 0.000 abstract 2
- KKCBUQHMOMHUOY-UHFFFAOYSA-N Na2O Inorganic materials [O-2].[Na+].[Na+] KKCBUQHMOMHUOY-UHFFFAOYSA-N 0.000 abstract 1
- 229910052593 corundum Inorganic materials 0.000 abstract 1
- 238000005272 metallurgy Methods 0.000 abstract 1
- 150000004682 monohydrates Chemical class 0.000 abstract 1
- 229910001845 yogo sapphire Inorganic materials 0.000 abstract 1
- 229910018068 Li 2 O Inorganic materials 0.000 description 33
- 239000000243 solution Substances 0.000 description 33
- ODINCKMPIJJUCX-UHFFFAOYSA-N calcium oxide Inorganic materials [Ca]=O ODINCKMPIJJUCX-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 15
- 238000005516 engineering process Methods 0.000 description 12
- XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N iron Substances [Fe] XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 12
- 239000012141 concentrate Substances 0.000 description 8
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N water Substances O XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 8
- 238000003763 carbonization Methods 0.000 description 6
- 238000010304 firing Methods 0.000 description 6
- 239000002699 waste material Substances 0.000 description 6
- 239000011521 glass Substances 0.000 description 5
- 244000309464 bull Species 0.000 description 4
- KWYUFKZDYYNOTN-UHFFFAOYSA-M Potassium hydroxide Chemical compound [OH-].[K+] KWYUFKZDYYNOTN-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 3
- 239000012670 alkaline solution Substances 0.000 description 3
- 229910000323 aluminium silicate Inorganic materials 0.000 description 3
- 229910052918 calcium silicate Inorganic materials 0.000 description 3
- 238000010276 construction Methods 0.000 description 3
- HNPSIPDUKPIQMN-UHFFFAOYSA-N dioxosilane;oxo(oxoalumanyloxy)alumane Chemical compound O=[Si]=O.O=[Al]O[Al]=O HNPSIPDUKPIQMN-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- 238000000605 extraction Methods 0.000 description 3
- 239000010440 gypsum Substances 0.000 description 3
- 229910052602 gypsum Inorganic materials 0.000 description 3
- 239000012535 impurity Substances 0.000 description 3
- 238000001556 precipitation Methods 0.000 description 3
- BPQQTUXANYXVAA-UHFFFAOYSA-N Orthosilicate Chemical compound [O-][Si]([O-])([O-])[O-] BPQQTUXANYXVAA-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- XUIMIQQOPSSXEZ-UHFFFAOYSA-N Silicon Chemical compound [Si] XUIMIQQOPSSXEZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 239000000654 additive Substances 0.000 description 2
- 230000000996 additive effect Effects 0.000 description 2
- 239000002585 base Substances 0.000 description 2
- 230000015572 biosynthetic process Effects 0.000 description 2
- 239000000920 calcium hydroxide Substances 0.000 description 2
- 235000011116 calcium hydroxide Nutrition 0.000 description 2
- JHLNERQLKQQLRZ-UHFFFAOYSA-N calcium silicate Chemical compound [Ca+2].[Ca+2].[O-][Si]([O-])([O-])[O-] JHLNERQLKQQLRZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 235000012241 calcium silicate Nutrition 0.000 description 2
- 150000004649 carbonic acid derivatives Chemical class 0.000 description 2
- 239000013078 crystal Substances 0.000 description 2
- 238000002425 crystallisation Methods 0.000 description 2
- 230000008025 crystallization Effects 0.000 description 2
- 238000001035 drying Methods 0.000 description 2
- 239000012467 final product Substances 0.000 description 2
- 229910052742 iron Inorganic materials 0.000 description 2
- 230000008018 melting Effects 0.000 description 2
- 238000002844 melting Methods 0.000 description 2
- 238000005065 mining Methods 0.000 description 2
- 229910052700 potassium Inorganic materials 0.000 description 2
- 238000002360 preparation method Methods 0.000 description 2
- 150000004760 silicates Chemical class 0.000 description 2
- 239000010703 silicon Substances 0.000 description 2
- 229910052710 silicon Inorganic materials 0.000 description 2
- 229910052708 sodium Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000007858 starting material Substances 0.000 description 2
- OYPRJOBELJOOCE-UHFFFAOYSA-N Calcium Chemical compound [Ca] OYPRJOBELJOOCE-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 238000010521 absorption reaction Methods 0.000 description 1
- 230000001154 acute effect Effects 0.000 description 1
- 239000003513 alkali Substances 0.000 description 1
- 150000001340 alkali metals Chemical class 0.000 description 1
- 229940024548 aluminum oxide Drugs 0.000 description 1
- ANBBXQWFNXMHLD-UHFFFAOYSA-N aluminum;sodium;oxygen(2-) Chemical compound [O-2].[O-2].[Na+].[Al+3] ANBBXQWFNXMHLD-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000003637 basic solution Substances 0.000 description 1
- 239000004566 building material Substances 0.000 description 1
- BRPQOXSCLDDYGP-UHFFFAOYSA-N calcium oxide Chemical compound [O-2].[Ca+2] BRPQOXSCLDDYGP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000000378 calcium silicate Substances 0.000 description 1
- 238000005119 centrifugation Methods 0.000 description 1
- 238000012512 characterization method Methods 0.000 description 1
- 230000000052 comparative effect Effects 0.000 description 1
- 150000001875 compounds Chemical class 0.000 description 1
- 125000004122 cyclic group Chemical group 0.000 description 1
- 230000008021 deposition Effects 0.000 description 1
- BCAARMUWIRURQS-UHFFFAOYSA-N dicalcium;oxocalcium;silicate Chemical compound [Ca+2].[Ca+2].[Ca]=O.[O-][Si]([O-])([O-])[O-] BCAARMUWIRURQS-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 238000005868 electrolysis reaction Methods 0.000 description 1
- 238000001704 evaporation Methods 0.000 description 1
- 230000008020 evaporation Effects 0.000 description 1
- 229910052500 inorganic mineral Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000009434 installation Methods 0.000 description 1
- YQNQTEBHHUSESQ-UHFFFAOYSA-N lithium aluminate Chemical compound [Li+].[O-][Al]=O YQNQTEBHHUSESQ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- FUJCRWPEOMXPAD-UHFFFAOYSA-N lithium oxide Chemical compound [Li+].[Li+].[O-2] FUJCRWPEOMXPAD-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910001947 lithium oxide Inorganic materials 0.000 description 1
- PALNZFJYSCMLBK-UHFFFAOYSA-K magnesium;potassium;trichloride;hexahydrate Chemical compound O.O.O.O.O.O.[Mg+2].[Cl-].[Cl-].[Cl-].[K+] PALNZFJYSCMLBK-UHFFFAOYSA-K 0.000 description 1
- 239000000463 material Substances 0.000 description 1
- 239000000155 melt Substances 0.000 description 1
- 235000010755 mineral Nutrition 0.000 description 1
- 239000011707 mineral Substances 0.000 description 1
- 238000002156 mixing Methods 0.000 description 1
- 238000006386 neutralization reaction Methods 0.000 description 1
- 238000011020 pilot scale process Methods 0.000 description 1
- 229910052573 porcelain Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000000843 powder Substances 0.000 description 1
- 238000011084 recovery Methods 0.000 description 1
- 239000004576 sand Substances 0.000 description 1
- 239000013049 sediment Substances 0.000 description 1
- 239000002893 slag Substances 0.000 description 1
- 229910001388 sodium aluminate Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000003756 stirring Methods 0.000 description 1
- 229910052715 tantalum Inorganic materials 0.000 description 1
- GUVRBAGPIYLISA-UHFFFAOYSA-N tantalum atom Chemical compound [Ta] GUVRBAGPIYLISA-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 230000007704 transition Effects 0.000 description 1
- 229910021534 tricalcium silicate Inorganic materials 0.000 description 1
- 235000019976 tricalcium silicate Nutrition 0.000 description 1
- 238000007738 vacuum evaporation Methods 0.000 description 1
- 238000012795 verification Methods 0.000 description 1
- 238000005406 washing Methods 0.000 description 1
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
- Compounds Of Alkaline-Earth Elements, Aluminum Or Rare-Earth Metals (AREA)
- Treatment Of Sludge (AREA)
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
Description
Изобретение относится к способу получения литиевых продуктов при комплексной переработке бедных сподуменовых руд без их предварительного обогащения.The invention relates to a method for producing lithium products in the integrated processing of poor spodumene ores without prior enrichment.
Известен способ получения моногидрата гидроксида лития из сподуменовых концентратов с содержанием Li2O 4-8% при использовании известкового способа, выбранный за прототип. (Ю.И.Остроушко и др. «Литий его химия и технология», стр.135-143 [1]).A known method of producing lithium hydroxide monohydrate from spodumene concentrates with a content of Li 2 O 4-8% when using the calcareous method selected for the prototype. (Yu.I. Ostroushko et al. “His lithium chemistry and technology”, pp. 135-143 [1]).
Сущность технологии состоит в спекании сподуменового концентрата с известняком при молярном отношении CaO:SiO2 в сырьевой смеси, равном 2,8. При этом образуется алюминат лития - Li2OAl2O3, двухкальциевый силикат и свободный оксид кальция. Выщелачивание полученных спеков водой в присутствии избытка СаО позволяет получать щелочной раствор - LiOH, NaOH, КОН и шлам, обладающий вяжущими свойствами. Необходимым условием для получения цемента является наличие в составе сырьевой смеси трех основных окислов СаО, SiO2 и Al2O3 для образования в составе цементного клинкера двух- и трехкальциевого силиката, алюминатов и алюмоферритов кальция.The essence of the technology consists in sintering a spodumene concentrate with limestone at a molar ratio of CaO: SiO 2 in a feed mixture of 2.8. In this case, lithium aluminate is formed - Li 2 OAl 2 O 3 , dicalcium silicate and free calcium oxide. Leaching of the obtained cakes with water in the presence of an excess of CaO allows one to obtain an alkaline solution — LiOH, NaOH, KOH, and a slurry with astringent properties. A necessary condition for obtaining cement is the presence of three basic oxides of CaO, SiO 2 and Al 2 O 3 in the composition of the raw material mixture for the formation of two- and three-calcium silicate, calcium aluminates and aluminoferrites in the cement clinker.
Известно, что наиболее распространенным составом для получения шламоцемента из отходов является сырьевая смесь из известняка и шлака доменных печей (Ю.М.Бутт, и др. «Общая технология силикатов», стр.106-119 [2]). Используются и другие отходы для производства цемента: отходы карналлитовых производств (пат. РФ 2183599, Бюл. №17, 20.06.02. [3]), хвосты горнообогатительных фабрик (Авт. свид. СССР №823333, Бюл. №15, 20.04.81. [4]) и другие.It is known that the most common composition for producing sludge cement from waste is a raw material mixture of limestone and slag from blast furnaces (Yu.M. Butt, et al. “General technology of silicates”, pp. 106-119 [2]). Other wastes are also used for cement production: carnallite production wastes (US Pat. RF 2183599, Bull. No. 17, 06.20.02. [3]), tailings of mining plants (Auth. St. USSR No. 823333, Bull. No. 15, 20.04. 81. [4]) and others.
Отходы литиевого производства (шламы после выщелачивания спеков) удовлетворяют всем требованиям для производства как шламоцемента, так и портландцемента.Lithium waste (sludge after leaching of cakes) meets all the requirements for the production of both sludge cement and Portland cement.
К недостаткам способа по прототипу следует отнести необходимость обогащения бедных (LiO2 - 0.8-1.5%) сподуменовых руд для получения сподуменовых концентратов, что снижает общий выход лития из руды (с учетом обогащения) до 65%.The disadvantages of the prototype method include the need to enrich the poor (LiO 2 - 0.8-1.5%) spodumene ores to produce spodumene concentrates, which reduces the total lithium output from the ore (taking into account enrichment) to 65%.
Вторым недостатком является получение разбавленных щелочных растворов, требующих вакуумного упаривания в десять и более раз для получения LiOH·Н2О.The second disadvantage is the preparation of dilute alkaline solutions requiring vacuum evaporation of ten or more times to obtain LiOH · H 2 O.
Третьим недостатком является не использование шламов после выщелачивания спеков, идущих в отвал.The third disadvantage is not the use of sludge after leaching of cakes going to the dump.
Задача, решаемая заявляемым техническим решением, заключается в создании комплексной технологии переработки бедных сподуменовых руд, позволяющей повысить суммарный выход лития в готовый продукт, сократить объемы щелочных растворов для их упаривания при получении конечного продукта - LiOH·Н2О, а также получать цементный порошок высокого качества из шламов после выщелачивания спеков.The problem solved by the claimed technical solution is to create a complex technology for processing poor spodumene ores, which allows to increase the total yield of lithium in the finished product, to reduce the volume of alkaline solutions for their evaporation upon receipt of the final product - LiOH · Н 2 О, as well as to obtain cement powder of high quality of sludge after leaching of cakes.
Сущность изобретенияSUMMARY OF THE INVENTION
В заявляемом способе в качестве сырья для получения литиевых продуктов и цементов используют необогащенную сподуменовую руду (содержание Li2O - 0.9-1.35%), а технологию реализуют ступенчато: сначала с получением литиевых продуктов, а из отходов производства получают цементы разного состава.In the inventive method, unmodified spodumene ore (Li 2 O content is 0.9-1.35%) is used as a raw material for producing lithium products and cements, and the technology is implemented in stages: first, lithium products are obtained, and cements of different compositions are obtained from production wastes.
Технический результат достигается тем, что сырьевую смесь, состоящую из необогащенной сподуменовой руды и известняка при мольном отношении CaO:SiO2, равном 2.0-2.2, и соды при мольном отношении Na2O:Al2O3, равном единице, спекают при температуре 1200-1250°С, полученный спек выщелачивают раствором гидроксида натрия с образованием шлама и раствора алюминатов щелочных металлов (Na, K), содержащих гидроксид лития; раствор подвергают карбонизации диоксидом углерода для осаждения карбонатной разновидности двойного гидроксида алюминия, лития - Li2CO3·4Al(ОН)3·m·H2O, с последующим получением литиевых продуктов: моногидрата гидроксида лития и/или смеси безводных алюминатов лития - Li2O·Al2O3+Li2O·5Al2O3, получаемых путем прокаливания осадка после карбонизации при температуре 600-800°С. Получение моногидрата гидроксида лития осуществляют путем каустификации осадка после карбонизации известью/известковым молоком с получением раствора гидроксида лития и осадка трехкальциевого гидроалюмината - 3СаО·Al2O3·6Н2О. Последний используют для приготовления сырьевой смеси со шламом, образующимся при выщелачивании спека, которую подвергают совместному помолу с известью/известняком при мольном отношении CaO:SiO2, равном 2.6-3.0, затем термической обработке при температуре 600-1400°С.The technical result is achieved in that the raw material mixture consisting of unenriched spodumene ore and limestone with a molar ratio of CaO: SiO 2 equal to 2.0-2.2, and soda with a molar ratio of Na 2 O: Al 2 O 3 equal to one, is sintered at a temperature of 1200 -1250 ° C, the resulting cake is leached with a sodium hydroxide solution to form a slurry and a solution of alkali metal aluminates (Na, K) containing lithium hydroxide; the solution is subjected to carbonization with carbon dioxide to precipitate a carbonate variety of double aluminum hydroxide, lithium - Li 2 CO 3 · 4Al (OH) 3 · m · H 2 O, followed by lithium products: lithium hydroxide monohydrate and / or a mixture of anhydrous lithium aluminates - Li 2 O · Al 2 O 3 + Li 2 O · 5Al 2 O 3 obtained by calcining the precipitate after carbonization at a temperature of 600-800 ° C. Obtaining lithium hydroxide monohydrate is carried out by causticizing the precipitate after carbonation with lime / lime milk to obtain a solution of lithium hydroxide and precipitate of tricalcium hydroaluminate - 3CaO · Al 2 O 3 · 6H 2 O. The latter is used to prepare the raw material mixture with sludge formed during leaching of cake, which subjected to joint grinding with lime / limestone with a molar ratio of CaO: SiO 2 equal to 2.6-3.0, then heat treatment at a temperature of 600-1400 ° C.
Технический результат достигается также тем, что сырьевую смесь, содержащую шлам и трехкальциевый гидроалюминат подвергают термической обработке при 600-650°С, затем совместному помолу с известью при мольном отношении CaO:SiO2=2.6 с получением шламоцемента.The technical result is also achieved by the fact that the raw mixture containing sludge and tricalcium hydroaluminate is subjected to heat treatment at 600-650 ° C, then co-milled with lime at a molar ratio of CaO: SiO 2 = 2.6 to obtain sludge cement.
Технический результат достигается также тем, что в сырьевую смесь, содержащую шлам и трехкальциевый гидроалюминат, добавляют известняк до мольного отношения CaO:SiO2=3.0 и подвергают спеканию при 1300-1400°С с получением портландцемента.The technical result is also achieved by the fact that limestone is added to the feed mixture containing sludge and tricalcium hydroaluminate to a molar ratio CaO: SiO 2 = 3.0 and sintered at 1300-1400 ° C to obtain Portland cement.
Технический результат достигается также тем, что декомпозицию алюминатных растворов, содержащих гидроксид лития, проводят с использованием отходящих газов печей спекания.The technical result is also achieved by the fact that the decomposition of aluminate solutions containing lithium hydroxide is carried out using the exhaust gases of sintering furnaces.
При каустификации Li2CO3·4Al(ОН)3·m·H2O известью получают раствор гидроксида лития с содержанием LiOH - 18-25 г/л, что в три раза выше, чем при выщелачивании спека в присутствии извести в способе прототипе.When causticizing Li 2 CO 3 · 4Al (OH) 3 · m · H 2 O with lime, a lithium hydroxide solution with a LiOH content of 18-25 g / l is obtained, which is three times higher than when the cake is leached in the presence of lime in the prototype method .
Кроме того, в качестве конечного продукта заявляемого способа можно получать смесь безводных алюминатов лития, в которой содержание Li2O составляет 10-12%.In addition, as a final product of the proposed method, you can get a mixture of anhydrous lithium aluminates, in which the content of Li 2 O is 10-12%.
Такой продукт может быть использован в стекольном производстве в качестве добавки, повышающей термостойкость стекла; при производстве металлического алюминия в процессе электролиза криолитглиноземных расплавов [5], а также для производства металлического лития металлотермическим способом (В.К.Кулифеев, В.В.Миклушевский, И.И.Ватулин "Литий", М., изд. МИСИС, 2006 г., стр.175-205).Such a product can be used in glass production as an additive that increases the heat resistance of glass; in the production of aluminum metal in the electrolysis of cryolite-alumina melts [5], as well as for the production of lithium metal by the metallothermic method (V.K.Kulifeev, V.V. Miklushevsky, I.I. Vatulin "Lithium", M., ed. 2006, pp. 175-205).
Кроме того, при комплексной переработке необогащенной сподуменовой руды можно получать различные виды цементов, а именно шламоцемент и портландцемент. В шламоцементе предпочтительно содержаться двухкальциевый силикат - 2CaOSiO3 и алюминаты кальция, а в портландцементе при спекании шлама и трехкальциевого гидроалюмината с известью при мол.отн. в сырьевой смеси 2,8-3,0 и температуре 1300-1400°С можно получать портландцемент высоких марок с преобладанием трехкальциевого силиката - 3СаО·SiO2 в качестве основного компонента цементного клинкера. Кроме того, цементный клинкер содержит до 0,08% Li2O, что позволяет получить цемент с улучшенными свойствами. Благодаря совокупности указанных признаков, был достигнут технический результат, позволивший:In addition, in the complex processing of unenriched spodumene ore, various types of cements can be obtained, namely sludge cement and Portland cement. Preferably, dicalcium silicate - 2CaOSiO 3 and calcium aluminates are contained in sludge cement, and Portland cement during sintering of sludge and tricalcium hydroaluminate with lime at mol. in a feed mixture of 2.8-3.0 and a temperature of 1300-1400 ° C, high-grade Portland cement can be obtained with a predominance of tricalcium silicate - 3CaO · SiO 2 as the main component of cement clinker. In addition, the cement clinker contains up to 0.08% Li 2 O, which allows to obtain cement with improved properties. Due to the combination of these features, a technical result was achieved, which allowed:
- использовать в качестве сырья необогащенную сподуменовую руду для получения литиевых продуктов и цемента;- use raw enriched spodumene ore as a raw material for lithium products and cement;
- извлекать из руды, наряду с литием и щелочными металлами (Na, K), алюминий;- extract from ore, along with lithium and alkali metals (Na, K), aluminum;
- осаждать литий из алюминатных растворов в виде карбонатной разновидности двойного гидроксида алюминия и лития (ДГАЛ-СО3), используя отходящие газы печей спекания, содержащие диоксид углерода (содержание СО2=10-12%);- precipitate lithium from aluminate solutions in the form of a carbonate variety of double aluminum and lithium hydroxide (DGAL-CO 3 ), using the exhaust gases of sintering furnaces containing carbon dioxide (CO 2 content = 10-12%);
- получать в качестве конечных продуктов не только моногидрат гидроксида лития, но и безводные алюминаты лития;- to obtain as final products not only lithium hydroxide monohydrate, but also anhydrous lithium aluminates;
- сократить объем растворов LiOH для кристаллизации из них моногидрат гидроксида лития;- reduce the volume of LiOH solutions for crystallization from them lithium hydroxide monohydrate;
- получать литийсодержащий цемент с улучшенными свойствами;- receive lithium-containing cement with improved properties;
- повысит выход лития из руды до 85-90%.- increase the output of lithium from ore to 85-90%.
Технология опробована в крупно-лабораторном масштабе с использованием рядовой руды Завитинского месторождения и в опытно-промышленных условиях с использованием проб руды с участков, обогащенных сподуменом (месторождения Завитинское и Полмостундровское).The technology has been tested on a large laboratory scale using ordinary ore from the Zavitinsky deposit and in pilot industrial conditions using ore samples from sites enriched with spodumene (Zavitinsky and Polmostostrovsky deposits).
Предлагаемое техническое решение позволяет снизить себестоимость получаемых продуктов за счет комплексного использования сырья: литиевых продуктов и цемента, причем основным продуктом, определяющим экономическую эффективность технологии, является производство цемента.The proposed technical solution allows to reduce the cost of the products obtained through the integrated use of raw materials: lithium products and cement, and the main product that determines the economic efficiency of the technology is cement production.
Перечень чертежейList of drawings
Фиг.1. Технологическая схема комплексной переработки необогащенной сподуменовой руды.Figure 1. Technological scheme of complex processing of unenriched spodumene ore.
Фиг.2. Поглощение СО2 осадками ДГАЛ-ОН при высушивании на воздухе. Состав исходного осадка (мас.%): Li2O - 6,1; Al2O3 - 44,5; СО2 - 0,2; H2O - 49,1.Figure 2. The absorption of CO 2 precipitates DGAL-OH during drying in air. The composition of the initial precipitate (wt.%): Li 2 O - 6.1; Al 2 O 3 - 44.5; CO 2 0.2; H 2 O - 49.1.
Фиг.3. Сопоставительная таблица.Figure 3. Comparison table.
Примеры, подтверждающие реализацию технологии в лабораторных и опытно-промышленных масштабах.Examples confirming the implementation of technology on a laboratory and pilot scale.
Пример 1. Для разработки комплексной технологии переработки сподуменовой руды с получением соединений лития и цемента была использована рядовая проба руды Завитинского месторождения с содержанием Li2O - 0,95%. Полный химический состав руды и продуктов ее спекания с известняком приведен в табл.1.Example 1. To develop a comprehensive technology for the processing of spodumene ore to produce lithium and cement compounds, an ordinary ore sample of the Zavitinsky deposit with a Li 2 O content of 0.95% was used. The full chemical composition of the ore and its sintering products with limestone are given in Table 1.
Шихта из необогащенной руды, известняка и соды готовилась при мол.отн. компонентов CaO:SiO2=2,1 и Na2O:Al2O3=1. В весовом отношении на 1 кг руды в смесь добавляли известняк в количестве 2,25 кг и соду - 0,17 кг. Сырьевую смесь перемешивали в бесшаровой мельнице и помещали в фарфоровые тигли. Обжиг осуществляли в силитовой печи при температуре 1200°С в течение 2 часов.A mixture of raw ore, limestone and soda was prepared at mol. Rel. components of CaO: SiO 2 = 2.1 and Na 2 O: Al 2 O 3 = 1. In a weight ratio of 1 kg of ore, limestone was added to the mixture in an amount of 2.25 kg and soda - 0.17 kg. The raw material mixture was stirred in a ballless mill and placed in porcelain crucibles. Firing was carried out in a silica furnace at a temperature of 1200 ° C for 2 hours.
Спек после обжига (табл.1) в количестве 2,5 кг измельчали в шаровой мельнице до прохождения через сито с отверстиями в 100 мкм. Выщелачивание спека (200 г) проводили в лабораторной мешалке LR-10 раствором гидроксида натрия (NaOH - 25 г/л) в течение 2-х часов при температуре 95°С и соотношении Ж:Т, равном 4. Полученный раствор отделяли от шлама, шлам промывали 3 раза водой при перемешивании в мешалке и t=95°С (τ=30 минут), последнюю промывку проводили на фильтре горячей водой. Раствор и первую промывную воду объединяли и анализировали на содержание основных компонентов. Полученный раствор имел следующий состав (г/л): Li2O - 0,88; Na2O - 20,3; Al2O3 - 8,7; мол.отн. Al2O3:Li2O=2,9; Na2O:Al2O3=3,8. Извлечение Li2O из спеков в раствор составило 95%, Al2O3 - 50%.Sinter after firing (Table 1) in an amount of 2.5 kg was ground in a ball mill before passing through a sieve with holes of 100 μm. Sinter leaching (200 g) was carried out in a laboratory stirrer LR-10 with sodium hydroxide solution (NaOH - 25 g / l) for 2 hours at a temperature of 95 ° C and a ratio of W: T equal to 4. The resulting solution was separated from the sludge, the sludge was washed 3 times with water with stirring in a mixer and t = 95 ° C (τ = 30 minutes), the last washing was carried out on the filter with hot water. The solution and the first wash water were combined and analyzed for the content of the main components. The resulting solution had the following composition (g / l): Li 2 O - 0.88; Na 2 O - 20.3; Al 2 O 3 - 8.7; mol. rel. Al 2 O 3 : Li 2 O = 2.9; Na 2 O: Al 2 O 3 = 3.8. The extraction of Li 2 O from the cakes in the solution was 95%, Al 2 O 3 - 50%.
Раствор помещали в каскад из 3 склянок Дрекселя и пропускали СО2 со скоростью ~ 4 л/час до нейтрализации свободной щелочи - NaOH. Осадок промывали на фильтре и высушивали на воздухе. В этом случае состав осадка ДГАЛ-СО3 был стабильным и соответствовал содержанию (мас.%): Li2O - 5,8; Al2O3 - 47,5; CO2 - 8,1; H2O - 38,1, что соответствует валовой формуле Li2CO3·4,8Al(ОН)3·mH2O, m=5-7.The solution was placed in a cascade of 3 Drexel bottles and CO 2 was passed at a rate of ~ 4 L / h until neutralization of free alkali — NaOH. The precipitate was washed on a filter and dried in air. In this case, the composition of the precipitate DGAL-CO 3 was stable and corresponded to the content (wt.%): Li 2 O - 5.8; Al 2 O 3 - 47.5; CO 2 8.1; H 2 O - 38.1, which corresponds to the gross formula Li 2 CO 3 · 4,8Al (OH) 3 · mH 2 O, m = 5-7.
Для получения моногидрата гидроксида лития полученный осадок ДГАЛ-СО3 смешивали с известковым молоком (СаО:H2O=1), смесь перемешивали в лабораторной мешалке при 95°С в течение 1 часа. Полученный раствор LiOH отделяли от осадка 3СаО·Al2O·6Н2О, который дважды промывали на фильтре горячей водой. Промывные воды объединяли с основным раствором. Объединенный раствор, содержащий 25 г/л LiOH, упаривали на песчаной бане в 2,5 раза до кристаллизации LiOH·H2O. Кристаллы LiOH·Н2О отделяли центрифугированием и хранили в эксикаторе для исключения попадания CO2 из воздуха. Содержание Li2O в кристаллах составляло 35,2-35,7%. Примесей алюминия в их составе не обнаружено. Суммарный выход лития в готовый продукт составил 90%.To obtain lithium hydroxide monohydrate, the obtained DGAL-CO 3 precipitate was mixed with milk of lime (CaO: H 2 O = 1), and the mixture was stirred in a laboratory stirrer at 95 ° C for 1 hour. The resulting LiOH solution was separated from the precipitate 3CaO · Al 2 O · 6H 2 O, which was washed twice with hot water on the filter. Wash water was combined with the main solution. The combined solution containing 25 g / l LiOH, evaporated on a sand bath 2.5 times to crystallization LiOH · H 2 O. The crystals of LiOH · H 2 O was separated by centrifugation and stored in a desiccator to avoid ingress CO 2 from the air. The content of Li 2 O in the crystals was 35.2-35.7%. Impurities of aluminum in their composition were not found. The total yield of lithium in the finished product was 90%.
Пример 2. Проверка получения литиевых продуктов и цемента осуществлялась с использованием необогащенной руды Завитинского (Читинская обл.) и Полмостундровского (Мурманская обл.) месторождений и известняка Искитимского месторождения (Новосибирская обл.). Пробы руды отбирались с участков, обогащенных сподуменом. Шихта готовилась исходя из молярного отношения (мол.отн.) CaO:SiO2, равного 2,0 (весовое отношение 2,17), с добавлением соды до мол.отн. Na2O:Al2O3=1 (вес.отн. ~ 1,5). Испытания проводились на опытной установке института.Example 2. The verification of the receipt of lithium products and cement was carried out using unenriched ore of the Zavitinsky (Chita region) and Polmostostrovsky (Murmansk region) deposits and limestone of the Iskitim field (Novosibirsk region). Ore samples were taken from sites enriched with spodumene. The mixture was prepared on the basis of a molar ratio (mol. Rel.) CaO: SiO 2 equal to 2.0 (weight ratio 2.17), with the addition of soda to mol. Rel. Na 2 O: Al 2 O 3 = 1 (weight.rel. ~ 1.5). The tests were carried out at the experimental installation of the institute.
Было приготовлено 11 т шихты с использованием руды Завитинского месторождения и 6 т шихты с использованием руды Полмостундровского месторождения. В табл.2 приведены составы исходных материалов и шихт руды с известняком и содой.11 tons of batch using ore from the Zavitinsky deposit and 6 tons of batch using ore from the Polmostundrovsky field were prepared. Table 2 shows the compositions of the starting materials and ore mixtures with limestone and soda.
Спекание шихт осуществляли во вращающейся печи длиной 8 м, d=0,55 м. Обжиг шихт на I стадии проводили при 1200-1250°С.The sintering of the charges was carried out in a rotary kiln with a length of 8 m, d = 0.55 m. The firing of the charges in stage I was carried out at 1200-1250 ° C.
В табл.3 приводятся составы спеков и шламов после высушивания.Table 3 shows the compositions of cakes and sludges after drying.
Для извлечения лития из спеков проводили их обработку раствором NaOH - 25 г/л, при Ж:Т=4 и температуре 75-95°С в течение 1-2 часов. С этой целью использовали реактор ~ 0,6 м3 с паровой рубашкой. Затем шлам промывали 4 раза по 30 минут с промежуточным отжимом на нутч-фильтре. Влажный шлам высушивали и использовали для получения цемента.To extract lithium from the cakes, they were treated with a NaOH solution of 25 g / l, at W: T = 4 and a temperature of 75-95 ° C for 1-2 hours. For this purpose, a ~ 0.6 m 3 reactor with a steam jacket was used. Then the sludge was washed 4 times for 30 minutes with an intermediate extraction on the suction filter. Wet sludge was dried and used to obtain cement.
При цикловом противоточном выщелачивании лития из спека извлекается как литий, так и алюминий. Содержание компонентов в растворе приведено в табл.4.During cyclic countercurrent leaching of lithium, both lithium and aluminum are extracted from the cake. The content of components in the solution is given in table.4.
Пример 3. Получение литиевых продуктов проводили из растворов, представленных в табл.4. Растворы, полученные из спеков на основе Завитинской руды, подвергали карбонизации для осаждения ДГАЛ-СО3. Из растворов, полученных при выщелачивании спеков на основе Полмостундровской руды, выделяли ДГАЛ-ОН в процессе перемешивания раствора (18-36 часов) с затравкой осадка от предыдущего цикла. При высушивании на воздухе ДГАЛ-ОН поглощал СО3 и превращался в ДГАЛ-СО3 (см. фиг.2). Поэтому целесообразно использовать метод карбонизации, позволяющий сократить время осаждения ДГАЛ-СО3 в ~ 10 раз.Example 3. Obtaining lithium products was carried out from the solutions shown in table.4. Solutions obtained from cakes based on Zavitinsky ore were carbonized to precipitate DHAL-CO 3 . From the solutions obtained by leaching the cakes based on the Polmostundrovsky ore, DGAL-OH was isolated during the mixing of the solution (18-36 hours) with the seed precipitate from the previous cycle. When air-dried, DGAL-OH absorbed CO 3 and turned into DGAL-CO 3 (see FIG. 2). Therefore, it is advisable to use the carbonization method, which reduces the time of deposition of DGAL-CO 3 by ~ 10 times.
Состав полученных осадков представлен в табл.5. Степень выделения лития в осадок при карбонизации растворов составляла 97,5%. Растворы после карбонизации, содержащие Na2CO3 и NaOH, подвергали обработке известью с получением раствора NaOH для возврата его на стадию выщелачивания, а образовавшийся осадок СаСО3 направляют на приготовление сырьевой смеси при получении цемента.The composition of the precipitation is presented in table.5. The degree of lithium precipitation during the carbonization of solutions was 97.5%. After carbonization, the solutions containing Na 2 CO 3 and NaOH were treated with lime to obtain a NaOH solution to return it to the leaching stage, and the resulting CaCO 3 precipitate was sent to prepare the raw mixture upon receipt of cement.
Полученные осадки подвергали каустификации известковым молоком при соотношении компонентов - ДГАЛ-СО3:известь:вода, равном 1:0,9:5.The resulting precipitates were subjected to caustification with milk of lime at a ratio of components — DGAL-CO 3 : lime: water, equal to 1: 0.9: 5.
Полученный раствор LiOH отделяли от осадка трехкальциевого гидроалюмината, который дважды промывали горячей водой и использовали при получении цемента. Раствор LiOH с концентрацией 18 г/л упаривали до кристаллизации LiOH:H2O. Переход LiOH в раствор составлял - 98%. Суммарный выход лития в готовый продукт составил 85%.The resulting LiOH solution was separated from the precipitate of tricalcium hydroaluminate, which was washed twice with hot water and used to obtain cement. An 18 g / L LiOH solution was evaporated until LiOH: H 2 O crystallized. LiOH transition to the solution was 98%. The total yield of lithium in the finished product was 85%.
На первой стадии спекания получены следующие продукты, количество которых приведено в табл.6 (в расчете на 1 т руды).At the first stage of sintering, the following products were obtained, the amount of which is given in Table 6 (calculated per 1 ton of ore).
Пример 4. 1 кг ДГАЛ-СО3 (Li2O - 5,9%) прокаливали при 800°С до образования безводных алюминатов лития. Полученный продукт (Li2O - 10,7%) использовали при варке стекла на заводе «Дружная горка» (г.Санкт-Петербург). Содержание оксида лития при опытных варках стекла составляло 0,5-1,0%. Все стекло обладало повышенной термостойкостью, хорошо обрабатывалось и было совершенно бесцветным. Безводные алюминаты лития, по заключению специалистов, являются перспективным материалом для приготовления лабораторных изделий. Суммарный выход лития в готовый продукт составил 86%.Example 4. 1 kg of DGAL-CO 3 (Li 2 O - 5.9%) was calcined at 800 ° C until the formation of anhydrous lithium aluminates. The resulting product (Li 2 O - 10.7%) was used for glass melting at the Druzhnaya Gorka plant (St. Petersburg). The content of lithium oxide during experimental glass melting was 0.5-1.0%. All glass had high heat resistance, was well processed and was completely colorless. Anhydrous lithium aluminates, according to experts, are a promising material for the preparation of laboratory products. The total yield of lithium in the finished product amounted to 86%.
Пример 5. Получение шламоцемента осуществлялось после выщелачивания лития из спека. Состав спеков и шламов приведен в табл.3. Влажный шлам + осадок после каустификации ДГАЛ-СО3 на II стадии подвергали термообработке при температуре 550±50°С, затем осуществляли дозирование кальцийсодержащего компонента (извести, гипса) до 10% от веса шлама и совместный помол сырьевой смеси. В табл.7 приведены физико-механические свойства шламоцемента.Example 5. Obtaining sludge cement was carried out after leaching of lithium from the cake. The composition of the cakes and sludge are given in table.3. The wet sludge + sediment after caustification of DGAL-CO 3 in stage II was subjected to heat treatment at a temperature of 550 ± 50 ° С, then the calcium-containing component (lime, gypsum) was dosed to 10% by weight of the sludge and the raw material mixture was milled together. Table 7 shows the physicomechanical properties of sludge cement.
Как следует из таблицы 7, эффективной добавкой в сырьевую смесь является гипс. Но известь используется чаще в силу большой распространенности минерала СаСО3.As follows from table 7, an effective additive in the raw mix is gypsum. But lime is used more often due to the high prevalence of the mineral CaCO 3 .
Пример 6. Поучение портландцемента осуществлялось с использованием сырьевых двухкомпонентных шихт: шлам + известняк. Количество извести, дополнительно введенной в сырьевую смесь, составляло 15-18% (СаСО3 - 27-32%). В табл.8 приведены условия обжига сырьевой смеси и состав цементного клинкера.Example 6. The study of Portland cement was carried out using raw two-component mixtures: sludge + limestone. The amount of lime added to the raw mix was 15-18% (CaCO 3 - 27-32%). Table 8 shows the conditions for firing the raw mix and the composition of cement clinker.
Коэффициент насыщения в полученных пробах соответствует 0,87-0,90. Физико-механические свойства цементного клинкера представлены в табл.9.The saturation coefficient in the obtained samples corresponds to 0.87-0.90. Physico-mechanical properties of cement clinker are presented in table.9.
Полученный портландцемент отличается повышенными силикатным - SiO2:(Al2O3+Fe2O3) и глиноземным - Al2O3+Fe2O3 модулями. В оптимальных условиях получен цемент марки «400». Количество цемента разных видов, полученных из 1 т руды, представлено в табл.10.The obtained Portland cement is characterized by increased silicate - SiO 2 : (Al 2 O 3 + Fe 2 O 3 ) and alumina - Al 2 O 3 + Fe 2 O 3 modules. Under optimal conditions, cement of the 400 grade was obtained. The amount of different types of cement obtained from 1 ton of ore is presented in Table 10.
Таким образом, при строительстве цементного завода непосредственно на месторождении сподуменовой руды производительностью 400 тыс. тонн руды в год из рядовой необогащенной руды (Li2O - 0,95%) можно ежегодно получать около 1,2 млн. тонн цемента и отправлять на специализированный завод 58 тыс. тонн концентрата в виде ДГАЛ-СО3 для получения 9,6 тыс. т моногидрата гидроксида лития и/или 32 тыс. т безводных алюминатов лития.Thus, during the construction of a cement plant directly at the spodumene ore deposit with a capacity of 400 thousand tons of ore per year, about 1.2 million tons of cement can be produced annually from ordinary raw ore (Li 2 O - 0.95%) and sent to a specialized plant 58 thousand tons of concentrate in the form of DGAL-CO 3 to obtain 9.6 thousand tons of lithium hydroxide monohydrate and / or 32 thousand tons of anhydrous lithium aluminates.
Промышленная применимостьIndustrial applicability
Предлагаемый способ получения литиевых продуктов из необогащенной сподуменовой руды позволяет широко использовать алюмосиликатные, бедные по содержанию Li2O, руды. Причем наиболее целесообразно цементные заводы строить непосредственно на месторождении, а литиевый концентрат в виде карбонатсодержащей разновидности двойного гидроксида алюминия, лития транспортировать на специализированный завод. По оценке специалистов такой вариант является наиболее экономичным и позволяет сократить сроки окупаемости цементного завода до 2,7 лет. В связи с ростом объемов строительства промышленных и жилых объектов в последние годы остро встала проблема получения цемента. Использование бедных алюмосиликатных руд для этих целей может не только решать проблему увеличения объемов получения цементов, но и подойти к решению проблемы возрождения отечественной сырьевой базы литиевого производства. В качестве сырьевой базы могут использоваться также отходы горно-обогатительных комбинатов. Так, на Орловском ГОК'е (Читинская обл.) после получения танталовых концентратов литий, содержащийся в рудах, идет в отвал (содержание Li2O ~ 0,8%).The proposed method for producing lithium products from unenriched spodumene ore allows the wide use of aluminosilicate, poor in the content of Li 2 O, ores. Moreover, it is most expedient to build cement plants directly at the field, and lithium concentrate in the form of a carbonate-containing variety of double aluminum hydroxide and lithium should be transported to a specialized plant. According to experts, this option is the most economical and can reduce the payback period of a cement plant to 2.7 years. In connection with the growth in the volume of construction of industrial and residential facilities in recent years, the problem of obtaining cement has become an acute problem. The use of poor aluminosilicate ores for these purposes can not only solve the problem of increasing cement production, but can also solve the problem of the revival of the domestic raw material base of lithium production. Waste from mining and processing plants can also be used as a raw material base. So, at the Oryol GOK (Chita region), after receiving tantalum concentrates, lithium contained in ores goes to the dump (Li 2 O content is ~ 0.8%).
Важным фактором для увеличения экономической эффективности производства является снижение стоимости выпускаемой продукции при комплексной переработке сырья. Себестоимость моногидрата гидроксида лития при комплексной переработке составит 1,2 долл. за 1 кг, тогда как самая низкая его цена на мировом рынке (в Китае) составляет 3,7 долл. за 1 кг, в США - 5,74 долл. за 1 кг. Стоимость литиевого концентрата с содержанием Li2O выше 10% при отсутствии в его составе примесей железа и кремния составляют 106 долл. за 1 т, в то время как рыночная цена сподуменового концентрата, содержащего не более 8% Li2O при наличии примесей железа и кремния, на рынке колеблется в интервале 400-500 долл. США за 1 т.An important factor for increasing the economic efficiency of production is the reduction in the cost of products in the integrated processing of raw materials. The cost price of lithium hydroxide monohydrate in complex processing will be $ 1.2 per 1 kg, while its lowest price on the world market (in China) is $ 3.7 per 1 kg, in the United States - $ 5.74 per 1 kg The cost of lithium concentrate with Li 2 O content above 10% in the absence of iron and silicon impurities in its composition is $ 106 per 1 ton, while the market price of spodumene concentrate containing not more than 8% Li 2 O in the presence of iron impurities and silicon market fluctuates in the range of 400-500 US dollars per 1 ton.
Что касается себестоимости производства цемента из бедных литиеносных руд, то она при комплексной переработке алюмосиликатного сырья составит 2000 руб. за 1 т при его сегодняшней цене 5000 руб.As for the cost of cement production from poor lithium-bearing ores, it will amount to 2000 rubles during the complex processing of aluminosilicate raw materials. for 1 ton at its current price of 5000 rubles.
Очевидные преимущества предлагаемой технологии позволяют рекомендовать ее для промышленного использования (смотри сопоставительную таблицу).The obvious advantages of the proposed technology allow us to recommend it for industrial use (see comparative table).
Источники информацииInformation sources
1. Ю.И.Остроушко, П.И.Бучихин, В.В.Алексеева и др. Литий, его химия и технология. Изд. гл. упр. по исп. атомной энергии при СМСССР, М. - 1960 - 199 с.1. Yu.I. Ostroushko, P.I. Buchikhin, V.V. Alekseeva and others. Lithium, its chemistry and technology. Ed. ch. control in Spanish atomic energy in the USSR, M. - 1960 - 199 p.
2. Ю.М.Бутт, Г.Н.Дудеров, М.А.Матвеев. Общая технология силикатов. Гос. изд. лит. по строительству, архитектуре и строит, мат., М. - 1962 - 463 с.2. Yu.M. Butt, G.N.Duderov, M.A. Matveev. General technology of silicates. Gos. ed. lit. construction, architecture and builds, mat., M. - 1962 - 463 p.
3. Патент РФ №2183599. Композиционный состав для производства строительных материалов. // Липунов И.Н., Кудрявский Ю.П., Аликин В.И., Тетюхин В.В., Юнатов А.А. Опубл. Бюл. №17, 20.06.02.3. RF patent No. 2183599. Composition for the production of building materials. // Lipunov I.N., Kudryavsky Yu.P., Alikin V.I., Tetyukhin V.V., Yunatov A.A. Publ. Bull. No. 17, 06/20/02.
4. Авт. свид. №823333. Сырьевая смесь для закладки выработанного пространства. // Цыгалов М.Н., Меркулов А.Н., Аглюков Х.И., Якобсон З.В. Опубл. Бюл. №15, 23.04.81.4. Auth. testimonial. No. 823333. Raw mix for laying out the worked out space. // Tsygalov M.N., Merkulov A.N., Aglukov H.I., Jacobson Z.V. Publ. Bull. No. 15, 04/23/81.
5. А.Н.Баранов, А.Г.Вахромеев, Н.П.Коцупало, А.Д.Рябцев, Н.И.Янченко. Получение литиевых продуктов для экологизации производства алюминия.5. A.N. Baranov, A.G. Vakhromeev, N.P. Kotsupalo, A.D. Ryabtsev, N.I. Yanchenko. Obtaining lithium products for greening aluminum production.
Claims (4)
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2008137060A RU2390571C1 (en) | 2008-09-15 | 2008-09-15 | Procedure for complex processing crude spodumene ore for production of lithium products and cements |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2008137060A RU2390571C1 (en) | 2008-09-15 | 2008-09-15 | Procedure for complex processing crude spodumene ore for production of lithium products and cements |
Publications (2)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| RU2008137060A RU2008137060A (en) | 2010-03-20 |
| RU2390571C1 true RU2390571C1 (en) | 2010-05-27 |
Family
ID=42137022
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| RU2008137060A RU2390571C1 (en) | 2008-09-15 | 2008-09-15 | Procedure for complex processing crude spodumene ore for production of lithium products and cements |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| RU (1) | RU2390571C1 (en) |
Cited By (1)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN102701239A (en) * | 2012-03-19 | 2012-10-03 | 江西赣锋锂业股份有限公司 | Method for preparing lithium hydroxide monohydrate by extracting lithium from spodumene |
Citations (6)
| 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 |
-
2008
- 2008-09-15 RU RU2008137060A patent/RU2390571C1/en not_active IP Right Cessation
Patent Citations (6)
| 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 |
Non-Patent Citations (1)
| Title |
|---|
| Ю.И.ОСТРОУШКО и др. «Литий его химия и технология», Атомиздат. - М.: 1960. с.135-143. * |
Cited By (2)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN102701239A (en) * | 2012-03-19 | 2012-10-03 | 江西赣锋锂业股份有限公司 | Method for preparing lithium hydroxide monohydrate by extracting lithium from spodumene |
| CN102701239B (en) * | 2012-03-19 | 2014-12-03 | 江西赣锋锂业股份有限公司 | Method for preparing lithium hydroxide monohydrate by extracting lithium from spodumene |
Also Published As
| Publication number | Publication date |
|---|---|
| RU2008137060A (en) | 2010-03-20 |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| CN101734698B (en) | Method for preparing aluminum oxide from aluminiferous material | |
| US11964922B2 (en) | Cementitious material production from non-limestone material | |
| CN110100020A (en) | The method for recycling lithium | |
| CN101892394A (en) | A method and device for extracting lithium from lepidolite | |
| CN103276218B (en) | Method for recycling vanadium from vanadium-containing electrolysis aluminum slag ash | |
| CN107267777A (en) | Novel method for extracting rubidium from rubidium-containing ore | |
| CN104787788B (en) | Method for producing alumina from high-alumina fly ash | |
| CN102627305A (en) | Method using alkaline process to extract alumina in coal ash | |
| CN107586947B (en) | The selecting smelting combination technique of vanadium, aluminium, potassium, silicon in a kind of synthetical recovery siliceous shale containing vanadium | |
| CN109321759A (en) | Method for extracting titanium, iron, aluminum and magnesium components in high titanium slag by segmented roasting | |
| CN110453064A (en) | Method for modifying molten copper slag, extracting iron and preparing ceramic from tailings of molten copper slag | |
| RU2390571C1 (en) | Procedure for complex processing crude spodumene ore for production of lithium products and cements | |
| US4472202A (en) | Process for producing hydraulic cement from dicalcium silicate | |
| CN103408050B (en) | Method of efficient extraction of aluminum, iron, and titanium in coal gangue | |
| CN105692666B (en) | A kind of method of aluminous fly-ash extraction aluminum oxide | |
| CN1258640A (en) | Gypsum process of producing potassium sulfate and cement | |
| CN102206052A (en) | Method for cement production utilizing electrolytic manganese slag as cement mineralizer | |
| RU2060941C1 (en) | Method for processing of alkaline aluminosilicate raw materials | |
| CN117756426A (en) | Method for preparing cementing material through overall detoxification of secondary aluminum ash in cyanidation tailings | |
| CN104787789B (en) | Method for producing alumina by using coal-based solid waste | |
| RU2707335C1 (en) | Method for processing high-potassium nepheline feldspar raw material | |
| CZ2017343A3 (en) | A method for obtaining Li compounds | |
| RU2232716C1 (en) | Method of conversion of bauxites into alumina | |
| RU2820256C1 (en) | Method for processing synnyrite to obtain potassium fertilizers and alumina | |
| RU2749824C1 (en) | Method for processing synnyrite into potassium, magnesium sulphates and alumina |
Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| MM4A | The patent is invalid due to non-payment of fees |
Effective date: 20180916 |