RU2319756C2 - Способ извлечения лития из смеси литиевых концентратов - Google Patents
Способ извлечения лития из смеси литиевых концентратов Download PDFInfo
- Publication number
- RU2319756C2 RU2319756C2 RU2005140196/02A RU2005140196A RU2319756C2 RU 2319756 C2 RU2319756 C2 RU 2319756C2 RU 2005140196/02 A RU2005140196/02 A RU 2005140196/02A RU 2005140196 A RU2005140196 A RU 2005140196A RU 2319756 C2 RU2319756 C2 RU 2319756C2
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- lithium
- concentrates
- mixture
- lepidolite
- spodumene
- Prior art date
Links
- 239000012141 concentrate Substances 0.000 title claims abstract description 64
- 239000000203 mixture Substances 0.000 title claims abstract description 63
- WHXSMMKQMYFTQS-UHFFFAOYSA-N Lithium Chemical compound [Li] WHXSMMKQMYFTQS-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims abstract description 59
- 229910052744 lithium Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 59
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims abstract description 34
- 238000000605 extraction Methods 0.000 title abstract description 25
- 229910052642 spodumene Inorganic materials 0.000 claims abstract description 30
- 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 claims abstract description 29
- 229910052629 lepidolite Inorganic materials 0.000 claims abstract description 27
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N water Substances O XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 20
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N Sulfuric acid Chemical compound OS(O)(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 18
- 238000002360 preparation method Methods 0.000 claims abstract description 16
- 238000002386 leaching Methods 0.000 claims abstract description 15
- 230000003213 activating effect Effects 0.000 claims abstract description 10
- INHCSSUBVCNVSK-UHFFFAOYSA-L lithium sulfate Inorganic materials [Li+].[Li+].[O-]S([O-])(=O)=O INHCSSUBVCNVSK-UHFFFAOYSA-L 0.000 claims abstract description 5
- RBTVSNLYYIMMKS-UHFFFAOYSA-N tert-butyl 3-aminoazetidine-1-carboxylate;hydrochloride Chemical compound Cl.CC(C)(C)OC(=O)N1CC(N)C1 RBTVSNLYYIMMKS-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 5
- 238000004137 mechanical activation Methods 0.000 claims abstract description 4
- 239000002245 particle Substances 0.000 claims description 3
- 230000004907 flux Effects 0.000 abstract description 12
- 230000015572 biosynthetic process Effects 0.000 abstract description 6
- 238000005272 metallurgy Methods 0.000 abstract description 3
- 230000000694 effects Effects 0.000 abstract description 2
- 239000000126 substance Substances 0.000 abstract description 2
- 238000012958 reprocessing Methods 0.000 abstract 2
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 abstract 1
- WMFOQBRAJBCJND-UHFFFAOYSA-M Lithium hydroxide Chemical compound [Li+].[OH-] WMFOQBRAJBCJND-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 27
- 239000000243 solution Substances 0.000 description 19
- 235000019738 Limestone Nutrition 0.000 description 14
- 239000006028 limestone Substances 0.000 description 14
- 238000005406 washing Methods 0.000 description 10
- 239000002994 raw material Substances 0.000 description 9
- 238000005245 sintering Methods 0.000 description 6
- 229910052822 amblygonite Inorganic materials 0.000 description 5
- 239000000047 product Substances 0.000 description 5
- 238000002156 mixing Methods 0.000 description 4
- 238000000227 grinding Methods 0.000 description 3
- 229910052500 inorganic mineral Inorganic materials 0.000 description 3
- 229910001760 lithium mineral Inorganic materials 0.000 description 3
- 239000011707 mineral Substances 0.000 description 3
- 229910018072 Al 2 O 3 Inorganic materials 0.000 description 2
- 229910010199 LiAl Inorganic materials 0.000 description 2
- 229910004298 SiO 2 Inorganic materials 0.000 description 2
- VYPSYNLAJGMNEJ-UHFFFAOYSA-N Silicium dioxide Chemical compound O=[Si]=O VYPSYNLAJGMNEJ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-L Sulfate Chemical compound [O-]S([O-])(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 2
- 239000000378 calcium silicate Substances 0.000 description 2
- 229910052918 calcium silicate Inorganic materials 0.000 description 2
- OYACROKNLOSFPA-UHFFFAOYSA-N calcium;dioxido(oxo)silane Chemical compound [Ca+2].[O-][Si]([O-])=O OYACROKNLOSFPA-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- XFWJKVMFIVXPKK-UHFFFAOYSA-N calcium;oxido(oxo)alumane Chemical compound [Ca+2].[O-][Al]=O.[O-][Al]=O XFWJKVMFIVXPKK-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 238000000354 decomposition reaction Methods 0.000 description 2
- YQNQTEBHHUSESQ-UHFFFAOYSA-N lithium aluminate Chemical compound [Li+].[O-][Al]=O YQNQTEBHHUSESQ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 238000000926 separation method Methods 0.000 description 2
- 235000008733 Citrus aurantifolia Nutrition 0.000 description 1
- 229910018068 Li 2 O Inorganic materials 0.000 description 1
- 241000700159 Rattus Species 0.000 description 1
- XUIMIQQOPSSXEZ-UHFFFAOYSA-N Silicon Chemical compound [Si] XUIMIQQOPSSXEZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 235000011941 Tilia x europaea Nutrition 0.000 description 1
- 230000004913 activation Effects 0.000 description 1
- 239000012670 alkaline solution Substances 0.000 description 1
- 238000006243 chemical reaction Methods 0.000 description 1
- 230000000052 comparative effect Effects 0.000 description 1
- 239000013078 crystal Substances 0.000 description 1
- 235000011950 custard Nutrition 0.000 description 1
- 230000007717 exclusion Effects 0.000 description 1
- 239000004571 lime Substances 0.000 description 1
- 238000005065 mining Methods 0.000 description 1
- 239000002244 precipitate Substances 0.000 description 1
- 229910052710 silicon Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000010703 silicon Substances 0.000 description 1
- 239000000377 silicon dioxide Substances 0.000 description 1
- 150000003467 sulfuric acid derivatives Chemical class 0.000 description 1
Landscapes
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
Изобретение относится к металлургии, в частности к переработке сподуменовых и лепидолитовых концентратов. Способ извлечения лития из смеси литиевых концентратов включает приготовление шихты из лепидолитового и сподуменового концентратов, активирующую подготовку шихты и водное выщелачивание. При этом шихту готовят из смеси из расчета получения массового соотношения лепидолитового и сподуменового концентратов в их смеси, равного 2,5÷99,0. Активирующую подготовку шихты проводят путем механоактивации с получением рентгеноаморфного продукта крупностью менее 45 мкм. Перед водным выщелачиванием ренгеноаморфный продукт распульповывают в воде и добавляют серную кислоту для образования водорастворимого сульфата лития. Техническим результатом изобретения является высокое извлечение лития в раствор без использования флюсов. 1 табл.
Description
Изобретение относится к металлургии, в частности к переработке сподуменовых и лепидолитовых концентратов.
Сподумен (LiAl2[Si2O6]), лепидолит (KLi1,5Al1,5[Si3AlO10][F,OH]2) и амблигонит (LiAl[PO4][F,OH]2) - одни из основных промышленных минералов лития [1, стр.12-18, 20, 28-31, 90]. В горно-обогатительных производствах данные минералы извлекают из руд в соответствующие концентраты. Литиевые концентраты характеризуются низким содержанием лития (не более ~4% мас. [1, стр.92]). По этой причине известные способы извлечения лития из указанных концентратов являются технически труднореализуемыми и весьма дорогостоящими.
Для извлечения лития из его минералов может быть использовано большое число известных способов: сернокислотных, сульфатных, известковых и других [1, стр.121-157; 2, стр.226-272]. Основная часть известных 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.
Известен способ извлечения лития из смеси сподуменового и амблигонитового концентратов, принятый за аналог [2, стр.243-249] и включающий: 1) смешение сподуменового концентрата с известняком (в массовом соотношении 1:3) и добавление к полученной смеси амблигонитового концентрата в количестве 10÷40% мас.; 2) активирующую подготовку составленной из концентратов и известняка шихты путем ее спекания при температуре 800÷950°С с последующим измельчением опека; 3) водное выщелачивание активированной шихты (измельченного спека).
Спеканием смеси концентратов с щелочноземельным флюсом - известняком, достигается щелочное разложение сподумена и амблигонита и образуются нерастворимые в воде алюминат лития (Li2O·Al2O3) 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:
После разделения пульпы со стадии выщелачивания измельченного опека на раствор гидроксида лития и кек (осадок валового состава 2СаO·SiO2+СаО-Al2O3), водной отмывки кека от гидроксида лития кек сбрасывают в отвал. Использование в способе-аналоге 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 лишь 80÷90% мас.
Недостатками способа-аналога переработки смеси сподуменового и амблигонитового концентратов являются низкое извлечение лития из смеси концентратов в раствор, необходимость использования флюса (известняка) в значительных количествах, что обуславливает образование большого объема бедной по содержанию лития сырьевой шихты и высокие затраты на извлечение из нее лития, образование большого количества отвального кека, на отмывку которого от гидроксида лития и последующее захоронение на специальных дорогостоящих отвальных полях требуются высокие затраты.
Наиболее близким по совокупности признаков к предлагаемому способу является способ извлечения лития из смеси лепидолитового и сподуменового концентратов [2, стр.243-249], принятый за прототип и включающий: 1) смешение сподуменового концентрата с известняком (в массовом соотношении 1:3) и добавление к полученной смеси лепидолитового концентрата в количестве 10-г 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).
В результате спекания смеси концентратов с щелочноземельным флюсом - известняком, происходит щелочное разложение лепидолита и сподумена и образуются нерастворимые в воде алюминат лития и силикат кальция. 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 [см. уравнение реакции (1)]. После разделения пульпы со стадии выщелачивания измельченного спека на раствор гидроксида лития и Al-, Са-, кремнийсодержащий кек, водной отмывки кека от щелочного раствора кек сбрасывают в отвал. Использование 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.
Недостатками способа-прототипа переработки смеси лепидолитового и сподуменового концентратов являются низкое извлечение лития из смеси концентратов в раствор, необходимость использования флюса (известняка) в значительных количествах, что обуславливает большой объем бедной по содержанию лития сырьевой шихты и высокие затраты на извлечение из нее лития, образование большого количества отвального кека, на отмывку которого от гидроксида лития и последующее захоронение на специальных дорогостоящих отвальных полях требуются высокие затраты.
Задачей, на решение которой направлено заявляемое изобретение, является разработка способа совместной переработки лепидолитового и сподуменового концентратов, обеспечивающего высокое извлечение лития из смеси указанных концентратов в раствор без использования флюса, при сокращении массы исходной шихты и затрат на извлечение из нее лития, при малых объемах отвального кека, низких затратах на отмывку кека от литийсодержащего раствора и захоронение кека на специальных отвальных полях.
Сущность заявляемого способа извлечения лития из смеси литиевых концентратов заключается в том, что в отличие от известного способа извлечения лития из смеси литиевых концентратов, включающего приготовление шихты из лепидолитового и сподуменового концентратов, активирующую подготовку шихты, водное выщелачивание активированной шихты, согласно заявляемому изобретению, приготовление шихты выполняют из смеси концентратов из расчета получения массового соотношения лепидолитового и сподуменового концентратов в их смеси, равного 2,5÷99,0, активирующую подготовку шихты проводят путем механоактивации с получением рентгеноаморфного продукта крупностью менее 45 мкм, перед водным выщелачиванием рентгеноаморфный продукт распульповывают в воде и добавляют серную кислоту для образования водорастворимого сульфата лития.
Решение поставленной задачи и достижение соответствующих технических результатов обеспечивается тем, что в известном способе извлечения лития из смеси лепидолитового и сподуменового концентратов, включающем шихтовку указанной смеси с флюсом, активирующую подготовку шихты концентратов и флюса и водное выщелачивание активированной шихты, согласно заявляемому изобретению приготовление шихты выполняют из смеси лепидолитового и сподуменового концентратов без использования флюса из расчета получения массового соотношения лепидолитового и сподуменового концентратов в их смеси, равного 2,5÷99,0, активирующую подготовку шихты проводят путем ее механоактивации с получением рентгеноаморфного продукта крупностью менее 45 мкм, перед водным выщелачиванием рентгеноаморфный продукт распульповывают в воде и добавляют серную кислоту для образования водорастворимого сульфата лития. В результате измельчения смеси лепидолитового и сподуменового концентратов происходит разрушение кристаллических решеток и увеличение удельной поверхности лепидолита и сподумена, т.е. механоактивация данных минералов, что повышает их химическую активность и обеспечивает в процессе сернокислотного выщелачивания механоактивированной смеси концентратов возможность глубокого вскрытия активированных таким образом минералов лития серной кислотой с образованием водорастворимого сульфата лития и нерастворимого кремнезема. Так как в заявляемом способе не используется флюс, общая масса сырьевой шихты значительно меньше по сравнению с массой сырьевой шихты, составленной по способу-прототипу, что позволяет сократить затраты на переработку сырья с извлечением лития в раствор, массу отвального кека, затраты на отмывку кека от литийсодержащего раствора и затраты на захоронение кека на специальных отвальных полях.
Способ осуществляется на обычном оборудовании с использованием лепидолитового и сподуменового концентратов с содержанием лития соответственно 2, 29 и 3,28% мас. Для осуществления заявляемого способа готовят смеси, состоящие из лепидолитового и сподуменового концентратов с различным массовым соотношением концентратов. Приготовленные смеси измельчают в планетарной мельнице с получением рентгеноаморфного продукта крупностью 45 мкм. Механоактивированные смеси распульповывают в воде при соотношении Т: Ж=1:0,8. В полученную пульпу добавляют 93%-ную серную кислоту из расчета 0,6÷0,8 мл на 1 г механоактивированной смеси. Образующиеся сульфаты выщелачивают водой при Т: Ж=1:5 (по механоактивированной смеси), температуре 95°С в течение 2±1 ч. Полученную сернокислую пульпу фильтруют, отфильтрованный кек подвергают 2-кратной фильтр-репульпационной отмывке водой, подкисленной серной кислотой до рН 3,0÷3,5, при Т: Ж=1:(5÷6) (по механоактивированной смеси) и температуре 70°С в течение 15 минут. По остаточному содержанию лития в кеке определяют полноту извлечения лития из концентрата в раствор.
В таблице приведены результаты осуществления способа по заявленному изобретению и для сравнения - по способу-прототипу (условные обозначения, принятые в табл.1: ЛК - лепидолитовый концентрат, СК - сподуменовый концентрат).
Из данных, представленных в таблице, следует, что при осуществлении заявляемого способа (примеры 2-5) извлечение лития составляет 86÷99% мас. В данных примерах смеси лепидолитового и сподуменового концентратов составляют из расчета получения массового соотношения концентратов в указанных смесях, равного 2,5÷99,0, а известняк в процессе активации смесей не используют. Снижение массового соотношения лепидолитового и сподуменового концентратов в их смесях ниже 2,5 (до 1,3; пример 1, таблица) ведет к уменьшению извлечения лития в раствор до 82% мас.
| Сравнительные показатели процесса извлечения лития из смесей литиевых концентратов по заявляемому способу и способу-прототипу | ||||||||
| № примера | Способ реализации | Массовое соотношение СК/ЛК в их смеси | Добавка СаСО3 к смеси концентратов, % мас. | Масса шихты (количество Li в ней), г | Масса механоактивированной смеси (спека), г | Масса отвального кека, г | Количество Li в отвальном кеке, г | Извлечение Li в раствор (по кеку), % мас. |
| 1 2 3 4 5 6 7 8 |
Заявляемый способ Способ- прототип |
1,0/1,3 1,0/2,5 1,0/6,0 1,0/10,0 1,0/99,0 1,0/120,0 1,0/1,6 1,0/0,4 |
0 0 0 0 0 0 115 214 |
36,7 (1) 38,9 (1) 41,1 (1) 42,0 (1) 43,5 (1) 44,1 (1) 80,3 (1) 104,7(1) |
36,7 38,9 41,1 42,0 43,5 44,1 (65,1) (80,5) |
25,7 26,8 26,7 27,7 27,1 27,8 48,3 70,5 |
0,18 0,14 0,07 0,04 0,01 0,01 0,16 0,20 |
82,0 86,0 93,0 96,0 99,0 99,0 84,0 80,0 |
Увеличение массового соотношения лепидолитового и сподуменового концентратов в их смесях выше 99 (до 120; пример 6, таблица) не влияет на полноту извлечения лития в раствор.
Для сравнения с заявляемым изобретением в таблице представлены результаты извлечения лития из смесей лепидолитового и сподуменового концентратов по способу-прототипу (примеры 7 и 8), по которому извлечение лития в раствор составляет всего 80÷84% мас.
Таким образом, заявляемый способ позволяет эффективно извлекать литий из смеси литиевых концентратов. По сравнению со способом-прототипом заявляемый способ обеспечивает (таблица):
1) повышение извлечения лития в раствор с 80÷84 до 86-99% мас.: 2) исключение использования флюса - известняка; 3) практически двукратное сокращение массы исходной сырьевой шихты при соответствующем снижении затрат на ее переработку с извлечением лития в раствор; 4) практически двукратное снижение массы отвального кека при соответствующем сокращении затрат на отмывку кека от литийсодержащего раствора и захоронение кека на специальных отвальных полях.
Источники информации
1. Остроушко Ю.И., Бучихин П.И., Алексеева В.В. и др. Литий, его химия и технология. - М.: Атомиздат, 1960. - 200 с.
2. Плющев В.Е., Степин Б.Д. Химия и технология соединений литий, рубидия и цезия. - М.: Химия, 1970. - 408 с.
Claims (1)
- Способ извлечения лития из смеси литиевых концентратов, включающий приготовление шихты из лепидолитового и сподуменового концентратов, активирующую подготовку шихты и водное выщелачивание, отличающийся тем, что приготовление шихты выполняют из смеси из расчета получения массового соотношения лепидолитового и сподуменового концентратов в их смеси, равного 2,5÷99,0, активирующую подготовку шихты проводят путем механоактивации с получением рентгеноаморфного продукта крупностью менее 45 мкм, перед водным выщелачиванием ренгеноаморфный продукт распульповывают в воде и добавляют серную кислоту для образования водорастворимого сульфата лития.
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2005140196/02A RU2319756C2 (ru) | 2005-12-22 | 2005-12-22 | Способ извлечения лития из смеси литиевых концентратов |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2005140196/02A RU2319756C2 (ru) | 2005-12-22 | 2005-12-22 | Способ извлечения лития из смеси литиевых концентратов |
Publications (2)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| RU2005140196A RU2005140196A (ru) | 2006-06-10 |
| RU2319756C2 true RU2319756C2 (ru) | 2008-03-20 |
Family
ID=36712780
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| RU2005140196/02A RU2319756C2 (ru) | 2005-12-22 | 2005-12-22 | Способ извлечения лития из смеси литиевых концентратов |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| RU (1) | RU2319756C2 (ru) |
Cited By (1)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2634559C1 (ru) * | 2016-09-19 | 2017-10-31 | Федеральное государственное автономное образовательное учреждение высшего образования "Уральский федеральный университет имени первого Президента России Б.Н. Ельцина | Способ переработки лепидолитового концентрата |
Families Citing this family (1)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN110526265A (zh) * | 2019-10-10 | 2019-12-03 | 宜春市科远化工有限公司 | 一种用硫酸法处理锂云母制取碳酸锂的工艺方法 |
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 (ru) * | 2001-12-13 | 2004-01-20 | Открытое акционерное общество "Новосибирский завод химконцентратов" | Способ извлечения лития из лепидолитового концентрата |
| RU2222622C2 (ru) * | 2001-12-13 | 2004-01-27 | Открытое акционерное общество "Новосибирский завод химконцентратов" | Способ переработки сподуменовых концентратов |
-
2005
- 2005-12-22 RU RU2005140196/02A patent/RU2319756C2/ru 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 (ru) * | 2001-12-13 | 2004-01-20 | Открытое акционерное общество "Новосибирский завод химконцентратов" | Способ извлечения лития из лепидолитового концентрата |
| RU2222622C2 (ru) * | 2001-12-13 | 2004-01-27 | Открытое акционерное общество "Новосибирский завод химконцентратов" | Способ переработки сподуменовых концентратов |
Non-Patent Citations (1)
| Title |
|---|
| ПЛЮЩЕВ В.Е. и др. Химия и технология соединений лития, рубидия и цезия. - М.: Химия, 1970, с.243-249. * |
Cited By (1)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2634559C1 (ru) * | 2016-09-19 | 2017-10-31 | Федеральное государственное автономное образовательное учреждение высшего образования "Уральский федеральный университет имени первого Президента России Б.Н. Ельцина | Способ переработки лепидолитового концентрата |
Also Published As
| Publication number | Publication date |
|---|---|
| RU2005140196A (ru) | 2006-06-10 |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| JP6964084B2 (ja) | リン酸塩鉱物からのリチウム回収 | |
| US10450630B2 (en) | Recovery process | |
| EP3802892B1 (en) | Process for recovering lithium phosphate and lithium sulfate from lithium-bearing silicates | |
| CA2631190C (en) | Recovery of rare earth elements | |
| CN109055723B (zh) | 一种直接从锂瓷石矿原料中提取锂的方法 | |
| CN101134180A (zh) | 高铁泥化钼铅矿浮选方法 | |
| CN101348868A (zh) | 一种从磷中矿中回收钨、钼的方法 | |
| CN114314616A (zh) | 一种从富钾板岩提取碳酸钾和氧化铝的工艺 | |
| CN104903476B (zh) | 一种从固体矿和/或固体矿加工的副产物中回收稀土金属的方法 | |
| RU2319756C2 (ru) | Способ извлечения лития из смеси литиевых концентратов | |
| RU2546952C1 (ru) | Способ переработки смеси литиевых концентратов | |
| RU2299253C2 (ru) | Способ извлечения лития из смеси лепидолитового и сподуменового концентратов | |
| AU2016101526A4 (en) | Recovery Process | |
| US4563285A (en) | Method for dewatering phosphate slimes | |
| WO2014082113A1 (en) | Processing of rare earth and uranium containing ores and concentrates | |
| CN107876216B (zh) | 一种钼尾矿回收钼硫及用作原料制备钼硅肥的方法 | |
| RU2319755C2 (ru) | Способ извлечения лития из лепидолитового концентрата | |
| RU2531019C1 (ru) | Шихта для извлечения лития из смеси литиевых концентратов | |
| RU2354727C2 (ru) | Способ извлечения бериллия из минерального сырья | |
| RU2561402C2 (ru) | Шихта для получения сульфата бериллия из смеси бериллиевых концентратов | |
| RU2352659C2 (ru) | Способ извлечения лития из смеси лепидолитового и сподуменового концентратов | |
| US348157A (en) | Process of concentrating ores | |
| CN107185722B (zh) | 一种褐铁矿抑制剂的制备方法及其应用 | |
| CN106319248B (zh) | 含稀土磷酸盐的物质 | |
| CN105819470B (zh) | 用复合盐处理不溶性富钾铝矿物制备硫酸钾的方法 |
Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| MM4A | The patent is invalid due to non-payment of fees |
Effective date: 20101223 |