CN106687611A - 用于从铝硅酸盐获得锂和中间体化合物的方法 - Google Patents

用于从铝硅酸盐获得锂和中间体化合物的方法 Download PDF

Info

Publication number
CN106687611A
CN106687611A CN201580030929.1A CN201580030929A CN106687611A CN 106687611 A CN106687611 A CN 106687611A CN 201580030929 A CN201580030929 A CN 201580030929A CN 106687611 A CN106687611 A CN 106687611A
Authority
CN
China
Prior art keywords
solution
concentration
mineral
leaching
rate
Prior art date
Legal status (The legal status is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the status listed.)
Pending
Application number
CN201580030929.1A
Other languages
English (en)
Inventor
马里奥·胡贝尔托·罗德里格斯
古斯塔沃·丹尼尔·罗萨莱斯
玛利亚·德尔卡门·鲁伊斯
Current Assignee (The listed assignees may be inaccurate. Google has not performed a legal analysis and makes no representation or warranty as to the accuracy of the list.)
Universidad Nacional De Cuyo
Consejo Nacional de Investigaciones Cientificas y Tecnicas CONICET
Inis Biotech LLC
Original Assignee
Universidad Nacional De Cuyo
Consejo Nacional de Investigaciones Cientificas y Tecnicas CONICET
Inis Biotech LLC
Priority date (The priority date is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the date listed.)
Filing date
Publication date
Application filed by Universidad Nacional De Cuyo, Consejo Nacional de Investigaciones Cientificas y Tecnicas CONICET, Inis Biotech LLC filed Critical Universidad Nacional De Cuyo
Publication of CN106687611A publication Critical patent/CN106687611A/zh
Pending legal-status Critical Current

Links

Classifications

    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C01—INORGANIC CHEMISTRY
    • C01D—COMPOUNDS OF ALKALI METALS, i.e. LITHIUM, SODIUM, POTASSIUM, RUBIDIUM, CAESIUM, OR FRANCIUM
    • C01D15/00—Lithium compounds
    • C01D15/08—Carbonates; Bicarbonates
    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C01—INORGANIC CHEMISTRY
    • C01D—COMPOUNDS OF ALKALI METALS, i.e. LITHIUM, SODIUM, POTASSIUM, RUBIDIUM, CAESIUM, OR FRANCIUM
    • C01D15/00—Lithium compounds
    • C01D15/04—Halides
    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B3/00—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes
    • C22B3/04—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching
    • C22B3/06—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching in inorganic acid solutions, e.g. with acids generated in situ; in inorganic salt solutions other than ammonium salt solutions
    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B3/00—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes
    • C22B3/04—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching
    • C22B3/12—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching in inorganic alkaline solutions
    • 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

  • Chemical & Material Sciences (AREA)
  • Engineering & Computer Science (AREA)
  • Organic Chemistry (AREA)
  • Materials Engineering (AREA)
  • Inorganic Chemistry (AREA)
  • General Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
  • Geology (AREA)
  • Geochemistry & Mineralogy (AREA)
  • Manufacturing & Machinery (AREA)
  • Environmental & Geological Engineering (AREA)
  • Mechanical Engineering (AREA)
  • Metallurgy (AREA)
  • Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
  • Silicates, Zeolites, And Molecular Sieves (AREA)
  • Organic Low-Molecular-Weight Compounds And Preparation Thereof (AREA)
  • Compounds Of Alkaline-Earth Elements, Aluminum Or Rare-Earth Metals (AREA)

Abstract

用于获得锂化合物和中间体化合物的方法，所述方法包括以下步骤：a)使铝硅酸盐粒子(例如α‑锂辉石)与至少一种氟化合物(例如HF、NaF或其它氟化合物)接触；b)对混合物进行搅拌，升高温度直至达到合适的温度；c)对步骤b)的混合物进行至少一次沉淀和过滤处理；以及d)对锂化合物进行回收。该方法可包括使用浓度在5％v/v至30％v/v之间的HF或浓度在5％w/v至30％w/v之间的NaF；在0.9％w/v至14.4％w/v之间的步骤a)的固/液比；在29μm至200μm之间的粒径。该方法的最终的锂产物可以为碳酸锂或氟化锂。

Description

用于从铝硅酸盐获得锂和中间体化合物的方法
技术领域
本发明涉及用于获得锂化合物和中间体化合物的方法，所述方法包括以下步骤：a)使铝硅酸盐粒子(例如α-锂辉石、锂云母或透锂长石)与至少一种氟化合物(例如HF或NaF或KF或NH4FHF或CaF2)以及酸(例如HCl、H2SO4、HNO3和H2C2O4)接触；b)对混合物进行搅拌，升高温度直至达到合适的温度；c)对步骤b)的混合物进行至少一次沉淀和过滤处理；以及d)对锂化合物进行回收。该方法可包括使用浓度在5％v/v至30％v/v之间的HF、或者浓度在5％w/v至30％w/v之间的NaF或KF；浓度在5％w/v至20％w/v之间的NH4FHF、或者浓度在10％w/v至30％w/v之间的CaF2；在0.9％w/v至14.4％w/v之间的步骤a)的固/液比；在29μm至200μm之间的粒径。该方法的终产物可以为碳酸锂或氟化锂。
背景技术
如今，锂(Li)被认为是战略金属，其使用已经显著扩大。在其它应用中，Li及其化合物用于制造润滑剂、用于制造玻璃和特殊合金。此外，其形成了用于精神病药物的药物制剂的一部分。当前的高需求构成了其作为锂离子和锂聚合物型电池的组成部分的应用，用于计算器、录像机、便携式计算机、手机和其它电子设备以及武器和自动探测设备中。在较大的电池的情况下，其应用扩展到通信设备以及汽车工业。锂的潜在的重要应用是原子聚变，其中，以中子轰击的方式，将锂的同位素6转化为氚，氚又与氘聚变以形成氦，两种反应都产生大量的能量。在这一背景下，有必要开发新的技术，使得能够从未被充分利用的原始资源中将其提取出来。
锂是自然界中相对稀有的金属，然而，由于其高化学反应性，发现其存在于多种矿物中。然而，仅存在少量对于锂的生产在商业上有用的矿物，锂辉石最重要，通常发现其与石英、长石和云母混合，锂辉石的最大理论Li2O含量为8.03％。
在阿根廷，主要的锂矿床被分为来自盐湖的锂矿床和锂辉石的锂矿床。具有最高的锂含量的盐湖位于萨尔塔省和卡塔马卡省之间，被称为“El Salar del HombreMuerto”，含有800,000吨量的锂。锂辉石的主要储层位于萨尔塔省、圣路易斯省和科尔多瓦省，并且其特征在于具有大的矿物学变异性。
锂辉石的分子式为LiAlSi2O6。在高于1000℃的温度下，自然相α-锂辉石经历向相β-锂辉石的不可逆变化，这种相变需要重要的能量负载，这增加了方法成本。
用于在工业水平上从锂辉石中提取锂的最广泛使用的方法学可以分为：
A)酸消解，通过在高于250℃的温度下用浓硫酸对β-锂辉石矿物进行浸析。通过向浆状物添加碳酸钙而将所获得的硫酸锂转化为碳酸锂，作为该方法的终产物；
B)碱消解，其中，在1040℃下用CaO对α-锂辉石进行处理，以获得锂氧化物，然后将其水解以获得氢氧化锂作为终产物；
C)离子交换，其中，将β-锂辉石与碳酸钠或碳酸钾在400℃下加热，以引起Li+的碳酸盐的阳离子交换。所获得的终产物为碳酸锂。
在现有技术中已经公开了多种方法，例如，在高于250℃的温度下将β-锂辉石在高压釜中溶解。其它作者提出了火法冶金方法和湿法冶金方法的组合，首先将β-锂辉石与一些Na盐或Ca盐(Cl-、SO4 -2、CO3 -2)煅烧，然后将所获得的混合物溶解在水中。
锂云母的Li2O理论含量为4％，与透锂长石一起，它们主要在玻璃和陶瓷工业中用作矿物。
类似于先前所述的用于对锂辉石进行处理的方法，用于在工业水平上从锂云母或透锂长石(类似于锂辉石)提取锂的最广泛使用的方法学是酸消解或碱消解以及离子交换。
透锂长石的Li2O理论含量为4.9％，其具有式LiAlSi4O10。在高于1100℃的温度下，其经历向相β-锂辉石和SiO2的不可逆变化，这种相变需要大的能量负载，因此增加了该方法的成本。
发明内容
一种用于获得锂化合物的方法，所述方法包括至少以下步骤：
a)使铝硅酸盐粒子与至少一种氟化合物接触；
b)对混合物进行搅拌的同时进行加热，直至达到75℃至220℃之间的温度；
c)对步骤b)的所述混合物进行至少一次沉淀和过滤处理；以及
d)对所述锂化合物进行回收。
氟化合物可以是任何氟化合物，例如HF、NaF、KF、NH4FHF、CaF2或它们的组合。当氟化合物是HF时，该氟化合物以5％v/v至30％v/v之间的浓度存在。当氟化合物是NaF时，该氟化合物以5％w/v至30％w/v之间的浓度存在。当氟化合物是KF时，该氟化合物以5％w/v至30％w/v之间的浓度存在。当氟化合物是NH4FHF时，该氟化合物以5％w/v至20％w/v之间的浓度存在。当氟化合物是CaF2时，该氟化合物以10％w/v至30％w/v之间的浓度存在。在该方法中，步骤a)的固/液比被包括在0.9％w/v至14.4％w/v之间，并且铝硅酸盐粒子的粒径在29μm至200μm之间。在优选的实施方式中，铝硅酸盐可以是α-锂辉石、锂云母或透锂长石。在步骤b)中，以至多1100rpm的速度进行搅拌。所获得的锂化合物可以为碳酸锂或氟化锂。
该方法可进一步包括：在步骤a)中，使铝硅酸盐粒子与酸(例如HCl、H2SO4、HNO3和H2C2O4)接触，其中，以4％v/v至20％v/v之间的浓度加入H2SO4酸；以7％v/v至40％v/v之间的浓度加入HCl酸；以7％v/v至40％v/v之间的浓度加入HNO3酸；以5％w/v至20％w/v之间的浓度加入H2C2O4酸。在步骤a)中，该方法可进一步包括以5％w/v至20％w/v之间的浓度加入NaCl。
该方法还可用于获得中间体，例如Na3AlF6、Na2SiF6、Fe(OH)3、CaF2、K2SiF6、(NH4)3AlF6、(NH4)2SiF6。
附图说明
图1.α-锂辉石矿物的衍射图。
图2.示出了反应温度对α-锂辉石转化率的影响(HF 7％v/v)的曲线图。
图3.示出了反应温度对α-锂辉石转化率的影响(HF 15％v/v)的曲线图。
图4.示出了S/L(固/液)比对α-锂辉石转化率的影响的曲线图。
图5.示出了HF浓度对α-锂辉石转化率的影响(●75℃和□123℃)。
图6.示出了HF浓度对α-锂辉石转化率的影响(■1.82％w/v、□3.6％w/v和7.2％w/v)的曲线图。
图7.示出了反应时间对α-锂辉石转化率的影响(HF 7％v/v和15％v/v)的曲线图。
图8.示出了反应时间对α-锂辉石转化率的影响(■1.82％w/v和○7.2％w/v)的曲线图。
图9.示出了搅拌速度对α-锂辉石转化率的影响(HF 7％v/v)的曲线图。
图10.示出了搅拌速度对α-锂辉石转化率的影响(HF 15％v/v)的曲线图。
图11.示出了粒径对α-锂辉石转化率的影响的图表。
图12.步骤1中获得的固体的衍射图。
图13.步骤2中获得的固体的衍射图。
图14.步骤3中获得的固体的衍射图。
图15.步骤4中获得的固体的衍射图。
图16.步骤1中获得的固体的衍射图。
图17.步骤2中获得的固体的衍射图。
图18.步骤3中获得的固体的衍射图。
图19.步骤4中获得的固体的衍射图。
图20.从用HF浸析α-锂辉石获得Li2CO3的流程图。
图21.从用HF-NaCl浸析α-锂辉石获得Li2CO3的流程图。
图22.从用HF-H2SO4浸析α-锂辉石获得Li2CO3的流程图。
图23.从用H2SO4-NaF浸析α-锂辉石获得Li2CO3的流程图。
图24.从用HF或HF-H2SO4浸析α-锂辉石获得LiF的流程图。
图25.从用HCl-NaF浸析α-锂辉石获得Li2CO3的流程图。
图26.从用HNO3-NaF浸析α-锂辉石获得Li2CO3的流程图。
图27.从用H2C2O4-NaF浸析α-锂辉石获得Li2CO3的流程图。
图28.从用H2SO4-HF浸析α-锂辉石获得Li2CO3的流程图。
图29.从用HCl-KF浸析α-锂辉石获得Li2CO3的流程图。
图30.从用HNO3-KF浸析α-锂辉石获得Li2CO3的流程图。
图31.从用H2C2O4-KF浸析α-锂辉石获得Li2CO3的流程图。
图32.从用CaF2-H2SO4浸析α-锂辉石获得Li2CO3的流程图。
图33.从用H2SO4-(NH4)FHF浸析α-锂辉石获得Li2CO3的流程图。
图34.从用HCl-(NH4)FHF浸析α-锂辉石获得Li2CO3的流程图。
图35.从用H2C2O4-(NH4)FHF浸析α-锂辉石获得Li2CO3的流程图。
图36.锂云母矿物的衍射图。
图37.反应温度对锂云母提取的影响。
图38.HF浓度对从锂云母提取Li的影响。
图39.反应时间对从锂云母提取Li的影响。
图40.浸析方法期间获得的固体。
图41.步骤2中获得的固体的衍射图。
图42.步骤3中获得的固体的衍射图。
图43.步骤4中获得的固体的衍射图。
图44.从用HF浸析锂云母获得Li2CO3的流程图。
图45.从用HF-NaCl浸析锂云母获得Li2CO3的流程图。
图46.从用HF-H2SO4浸析锂云母获得Li2CO3的流程图。
图47.从用H2SO4-NaF浸析锂云母获得Li2CO3的流程图。
图48.从用HF或HF-H2SO4浸析锂云母获得LiF的流程图。
图49.从用HCl-NaF浸析锂云母获得Li2CO3的流程图。
图50.从用HNO3-NaF浸析锂云母获得Li2CO3的流程图。
图51.从用H2C2O4-NaF浸析锂云母获得Li2CO3的流程图。
图52.从用H2SO4-KF浸析锂云母获得Li2CO3的流程图。
图53.从用HCl-KF浸析锂云母获得Li2CO3的流程图。
图54.从用HNO3-KF浸析锂云母获得Li2CO3的流程图。
图55.从用H2C2O4-KF浸析锂云母获得Li2CO3的流程图。
图56.从用CaF2-H2SO4浸析锂云母获得Li2CO3的流程图。
图57.从用H2SO4-(NH4)FHF浸析锂云母获得Li2CO3的流程图。
图58.从用HCl-(NH4)FHF浸析锂云母获得Li2CO3的流程图。
图59.从用H2C2O4-(NH4)FHF浸析锂云母获得Li2CO3的流程图。
图60.从用HF浸析透锂长石获得Li2CO3的流程图。
图61.从用HF-NaCl浸析透锂长石获得Li2CO3的流程图。
图62.从用HF-H2SO4浸析透锂长石获得Li2CO3的流程图。
图63.从用H2SO4-NaF浸析透锂长石获得Li2CO3的流程图。
图64.从用HF或HF-H2SO4浸析透锂长石获得LiF的流程图。
图65.从用HCl-NaF浸析透锂长石获得Li2CO3的流程图。
图66.从用HNO3-NaF浸析透锂长石获得Li2CO3的流程图。
图67.从用H2C2O4-NaF浸析透锂长石获得Li2CO3的流程图。
图68.从用H2SO4-KF浸析透锂长石获得Li2CO3的流程图。
图69.从用HCl-KF浸析透锂长石获得Li2CO3的流程图。
图70.从用HNO3-KF浸析透锂长石获得Li2CO3的流程图。
图71.从用H2C2O4-KF浸析透锂长石获得Li2CO3的流程图。
图72.从用CaF2-H2SO4浸析透锂长石获得Li2CO3的流程图。
图73.从用H2SO4-(NH4)FHF浸析透锂长石获得Li2CO3的流程图。
图74.从用HCl-(NH4)FHF浸析透锂长石获得Li2CO3的流程图。
图75.从用H2C2O4-(NH4)FHF浸析透锂长石获得Li2CO3的流程图。
具体实施方式
本发明涉及一种从α-锂辉石的处理中回收Li的方法。该方法以两个步骤进行：在第一步骤中，在闭合容器中用酸(例如稀的氢氟酸)对矿物α-锂辉石进行溶解；在第二步骤中，通过将其例如作为碳酸锂进行沉淀，将Li从先前步骤的浸析液中分离出来。
与现有技术相反，所要求保护的方法采用天然相α-锂辉石作为起始材料或原材料，从而防止相β-锂辉石的转化。本方法使得能够在低于170℃的温度下并在HF的稀溶液的存在下获得α-锂辉石的高度溶解。所发生的溶解反应具有很大的选择性。
在分离步骤中，除了获得感兴趣的化合物(Li2CO3)之外，还获得高价值和大工业应用的副产物和原材料，例如冰晶石，冰晶石主要在用于获得金属铝和六氟硅酸钠的电解方法中用作助熔剂，用作木材工业中的防腐剂，作为混凝土中的耐酸吸湿剂；锌、铁和镍板中的添加剂；塑性填料；医药产品和饮用水中的氟化剂。
在安装入Monel合金内的450mL Parr反应器中进行实验测试，该反应器配备有电磁搅拌系统、加热套和控制单元。
所使用的矿物为来自位于阿根廷圣路易斯省圣马丁地区的矿的α-锂辉石。
在Rigaku D-Max III C衍射仪中，通过X射线衍射(XRD)进行矿物的表征，所述衍射仪在35kV和30mA下操作，并且使用CuKα辐射和Ni滤光片，λ＝0.15418nm。然而，在装备有EDAX能量色散X射线光谱仪(Genesis 2000)的LEO 1450VP显微镜上通过扫描电子显微术(SEM)进行形态分析，其用于测定沉积物的半定量组成。使用Varian SpectrAA 55光谱仪进行原子吸收光谱法(AAS)分析，并在Philips PW 1400仪器上进行X射线荧光(XRF)分析。
表1示出了通过AAS和XRF测定的矿物的总组成。
表1.矿物的总组成
将通过XRD表征获得的结果示于图1中，其中，显示出样品主要由α-锂辉石(JCPDS33-786)与钠长石(ICDD 96-900-1631)和石英(JCPDS 33-1161)组成。
使用标准加入法(以SiO2的衍射线26.7度作为标准)，通过XRD测定的样品的石英含量为8％w/w，以及从通过AAS测定的钠含量来计算钠长石含量(6.74％w/w)。
在优选的实施方式中，用于所有测试的浸析剂为单独的氢氟酸(HF)或者为与酸或盐组合的氢氟酸。在另一优选的实施方式中，浸析剂为与酸结合的氟化钠(NaF)。
例如，在一个实施方式中，程序如下：将已知质量的矿物置于反应器中，并加入275ml体积的浸析溶液。然后根据工作温度，使用5℃/min-10℃/min之间的加热速率并随着搅拌对混合物进行加热。从达到各测试的设定温度时开始记录反应时间。在该时间后，可以使反应器冷却约25分钟而无需搅拌。对反应器的内容物进行过滤，在75℃下干燥，然后称重。
然后，以四个步骤进行Li回收。从具有显示出高于80％的值的HF的α-锂辉石溶解液的滤液进行所述回收。在各分离步骤中使用的工作方法如下：将待处理体积的滤液和已知质量的沉淀剂溶液加入至Teflon容器。将该混合物以330rpm连续搅拌30分钟。之后，停止搅拌，使混合物静置20分钟。然后，将容器的内容物过滤，在炉中干燥并最终称重。然后通过XRD对各分离步骤中获得的所有固体进行表征。
以下反应将对应于α-锂辉石的溶解：
在溶解反应的过程之后，使用下面的表达式来定义溶解的程度：
其中，X％为转化百分比；mi是矿物的初始质量；mf是浸析后的残余物的最终质量。
所研究的操作变量为：温度、固液(S/L)比、HF浓度、反应时间、搅拌速度和粒径。
温度影响：研究了反应温度对α-锂辉石的溶解的影响。结果示于图2和图3中。对于这些测定，保持恒定的操作变量如下：固液比，1.82％w/v；搅拌速度，330rpm；反应时间，120min；粒径在29μm至45μm之间。所使用的HF浓度为HF 7％(v/v)和HF 15％(v/v)。
图2和图3显示出矿物的溶解随着反应温度的升高而增加。这些结果与温度对固体的反应性的已知影响(有利于溶解反应)一致。
图2显示出通过在220℃下用略高于反应(1)计算的化学计量值(7％v/v)的HF浓度工作，获得接近90％的矿物溶解。
另一方面，由图3可以看出，通过在高于由反应(1)计算的化学计量(7％v/v)的HF浓度下工作，从160℃开始实现了高于90％的转化率。这样，通过用接近15％v/v的HF浓度工作，可以降低工作温度，从而实现矿物的重要溶解。
固-体(S/L)比的影响：已研究了以下值的S/L比的影响，0.9％w/v、1.8％w/v、3.6％w/v、7.2％w/v和14.4％w/v；HF浓度分别为7％v/v、14％v/v、21％v/v、28％v/v和35％v/v。其它操作变量保持恒定在以下值：温度，123℃；搅拌速度，330rpm；粒径在29μm至45μm之间；反应时间为60分钟(图4)。
从图4可以看出，S/L比的增加显示出对矿物的溶解的显著影响，进而使其转化率增加。这种增加归因于S/L比的低的值，浸析剂更稀，随着S/L比增加，HF浓度也增加，导致矿物更高的溶解。观察该影响直至7.2％w/v的这一值。高于该值，矿物的转化开始减少。这归因于如下事实，对于高S/L比(14.4％w/v)，HF浓度对于所述S/L比而言非常高(35％v/v)，导致氟化的化合物沉淀。这些结果通过XRD和EMPA分析得到证实。
HF浓度的影响：使用在29μm至45μm之间的粒径、60分钟的反应时间和330rpm的搅拌速度，对用不同HF浓度的矿物浸析进行测定。
75℃和123℃下的HF浓度的影响：图5显示出对于1.82％w/v的S/L比，在75℃至123℃之间工作时，针对HF浓度对α-锂辉石的溶解获得的结果。可以看出，浸析剂浓度的增加引起矿物溶解的增加。这归因于如下事实：在较高的HF浓度下，用于与矿物反应并形成可溶性产物的F-和H+离子的可用性更高。反过来，观察到这种增加甚至随着温度的升高更加有利。
S/L比为1.82％w/v、3.6％w/v和7.2％w/v时的HF浓度的影响：图6显示出在如下S/L比工作时HF浓度对α-锂辉石的溶解的影响：1.82％w/v、3.6％w/v和7.2％w/v。观察到HF浓度和S/L比的增加均导致矿物的溶解增加。应当注意的是，对于所测试的所有3种S/L比，通过在20％v/v的HF浓度下工作，均实现了超过90％的矿物的溶解。
反应时间的影响：在123℃的温度、包括在29μm至45μm之间的粒径和330rpm的搅拌速度下，实施在不同反应时间的矿物的浸析测定。
评价的反应时间为：30分钟、60分钟、120分钟、180分钟和240分钟。
在7％v/v和15％v/v的HF下的反应时间的影响：在图7中示出了在两种HF浓度(7％v/v和15％v/v)下工作时反应时间对α-锂辉石的溶解的影响的结果。
图7中示出的数据显示出对于所使用的两种HF浓度，增加反应时间引起矿物的溶解增加。矿物和浸析剂之间的接触时间的增加引起固体的更大的溶解。此外，浸析剂浓度的增加有利于矿物的溶解。当比较图7中的两条曲线时，可以看出，对于15％v/v的HF浓度，在所有情况下均获得了α-锂辉石的高的溶解。因此，通过在15％v/v的HF浓度下工作，可以在更短的反应时间段内实现高的转化率。
在不同的S/L比下反应时间的影响：在图8中显示出了在1.82％w/v和7.2％w/v的S/L比下工作时针对反应时间对α-锂辉石的溶解的影响获得的结果。观察到反应时间的增加和S/L比的增加均引起矿物的溶解的增加。这样，以高S/L比工作时，可以在更短的反应时间段内实现高的溶解。
搅拌速度的影响：通过保持以下操作变量恒定来对搅拌速度的影响进行评价：温度，123℃；时间，60分钟；S/L比，1.82％(p/v)；粒径(在29μm至42.5μm之间)和HF浓度(7％和15％)。在图9和图10中示出了所获得的结果。这些结果表明，在0至330rpm之间增加搅拌速度引起矿物的溶解增加。高于330rpm，在矿物的转化率方面未观察到显著的变化。这一事实表明，一旦达到所述搅拌速度，包围固体的膜的宽度最小，因此，由于速度已经达到其最大值，该速度不会影响HF从溶液内部到颗粒表面的转移速率。
粒径的影响：粒径对于α-锂辉石的溶解的影响示于图11中。对于这些测定，其它操作变量保持恒定在以下值：温度，123℃；反应时间，60min；固/液比，1.82％(p/v)；搅拌速度，330rpm；以及HF浓度，7％(v/v)。
在图11中可以看出，粒径的增加引起矿物转化率的显著降低。所述降低归因于以下事实：当粒径增加时，固体和浸析剂之间的接触表面减少，这导致矿物转化率方面的降低。
用于获得中间体化合物Na3AlF6、Na2SiF6、Fe(OH)3和CaF2以及最终化合物Li2CO3的分离试验：
步骤1：将Al和Si作为Na3AlF6和Na2SiF6从溶液分离。
在该步骤中，用从反应(3)计算的量的NaOH对从浸析产生的溶液进行处理。在该步骤中溶液达到的pH低于3。
在图12中，示出了在该阶段获得的固体的衍射图。所得到的结果表明，由于未观察到锂化合物的出现，随着加入NaOH实现了化合物Na2SiF6和Na3AlF6的选择性沉淀。通过对沉淀物进行重量分析，确认沉淀相对于上文示出的反应3是定量的(总计)。
步骤2，将Fe作为Fe(OH)3分离：向步骤1中获得的滤液中再次加入一定量的NaOH，以将溶液的pH调节至5。在该pH值下，形成不溶性铁化合物Fe(OH)3，Fe(OH)3沉淀并滤出。然后，可以将该沉淀物在800℃下煅烧。在图13中，示出了在该阶段获得的化合物的衍射图。观察到磁铁矿相(Fe3O4)的出现，所述磁铁矿相(Fe3O4)通过在氧化气氛中热分解沉淀的Fe(OH)3而获得。
步骤3，将剩余的F-作为CaF2移除：用Ca(OH)2溶液对步骤2中获得的滤液进行处理，以从介质中将F-作为固体CaF2移除，固体CaF2沉淀并被滤出。在图14中，示出了在该阶段获得的化合物的衍射图。可以看出，化合物CaF2可以沉淀，并且检测到来自沉淀剂Ca(OH)2的方解石。
步骤4，将Li作为Li2CO3回收：使步骤3中获得的滤液(其中的氟离子内容物完全移除)进行蒸发，直到Li浓度达到20g/L。然后，对该溶液的pH进行调节(pH 13-14)，并使用任何已知的方法将其碳酸化，例如，鼓入CO2(g)或加入Na2CO3饱和溶液以将溶液的pH降低至6.5。最后，将溶液在95℃的温度下加热，从而使得Li沉淀为Li2CO3。在图15中示出了在该阶段获得的固体的衍射图。可以看出获得了化合物Li2CO3而没有杂质的存在。通过AAS对获得的残留溶液进行分析，可以确定Li的回收率大于90％。
用于获得中间体化合物Na3AlF6、K2SiF6、CaF2和NaF以及最终化合物LiF的分离试验：
该方法可施用至来自用HF或HF-H2SO4浸析α-锂辉石的滤液。
该方法的主要特征是：I)获得LiF作为主要产物；II)分别将Al和Si沉淀为Na3AlF6和K2SiF6；以及III)产生NaF。
分离试验
步骤1：将Si作为K2SiF6从溶液分离。在该步骤中，用从反应(4)计算的量的KCl对从浸析产生的溶液进行处理。溶液的pH保持恒定。
2KCl(aq)+H2SiF6(aq)→K2SiF6(s)+2HCl(aq) (4)
在图16中，示出了在该阶段获得的固体的衍射图。由于在衍射图中未观察到其它相的出现，所得到的结果表明，通过加入KCl实现了化合物K2SiF6的选择性沉淀。通过对沉淀物进行重量分析，确认沉淀相对于上文示出的反应4是定量的(总计)。
步骤2：将Al作为Na3AlF6分离
在该步骤中，用从反应(5)计算的量的NaCl对来自先前步骤的溶液进行处理。溶液的pH保持恒定。
3NaCl(aq)+H3AlF6(aq)→Na3AlF6(s)+3HCl(aq) (5)
在图17中，示出了在该阶段获得的固体的衍射图。所得到的结果表明，由于未观察到另外的化合物的其它结晶相的出现，随着加入NaCl，化合物Na3AlF6选择性沉淀。通过对沉淀物进行重量分析，确认沉淀相对于推定的反应5是定量的(总计)。
步骤3：将Fe作为Fe(OH)3分离
向步骤2中获得的滤液中再次加入一定量的NaOH，以将溶液的pH调节至5。在该pH值下形成不溶性铁化合物Fe(OH)3，Fe(OH)3沉淀并被滤出。然后，可以将该沉淀物在800℃下煅烧。在图18中，示出了在该阶段获得的化合物的衍射图。观察到磁铁矿(Fe3O4)相的出现，所述磁铁矿(Fe3O4)相通过在氧化气氛中热分解沉淀的Fe(OH)3而获得。
步骤4：将Li作为LiF回收
使在步骤3中获得的滤液在95℃下蒸发，直至观察到凝胶状白色沉淀出现。
在图19中，示出了在该阶段获得的固体的衍射图。观察待在不存在作为杂质的其它相的情况下获得的化合物LiF。通过AAS对获得的残留溶液进行分析，可以确定Li的回收率大于90％。
简单来说：
在优选的实施方式中，本发明的方法包括方法A(图20)，其中，从α-锂辉石和HF实施Li2CO3的生产。获得作为主要产物的Li2CO3，并获得作为副产物的Na3AlF6、Na2SiF6、Fe(OH)3和CaF2。
在另一优选的实施方式中，本发明的方法包括从α-锂辉石和HF+NaCl生产Li2CO3的方法B(图21)。获得作为主要产物的Li2CO3，并获得作为副产物的Na3AlF6、Na2SiF6、Fe(OH)3和CaF2。
在另一优选的实施方式中，本发明的方法包括从α-锂辉石和HF+H2SO4生产Li2CO3的方法C(图22)。获得作为主要产物的Li2CO3，并获得作为副产物的Na3AlF6、Na2SiF6、Fe(OH)3和CaF2。这个方法最重要的优点是：它使HF的使用最少；由于介质中的较低的氟含量，分离步骤更简单；并且H2SO4的使用降低了该方法的成本。
在另一优选的实施方式中，本发明的方法包括从α-锂辉石和H2SO4+NaF生产Li2CO3的方法D(图23)。获得作为主要产物的Li2CO3，并获得作为副产物的Na3AlF6、Na2SiF6、Fe(OH)3、CaF2和NaF。在该方法中，由于介质中的较低的氟含量，分离步骤更简单，并且H2SO4的使用降低了该方法的成本。
在另一优选的实施方式中，本发明的方法包括从用HF或HF+H2SO4对α-锂辉石进行浸析生产LiF的方法E(图24)。获得作为主要产物的LiF，并获得作为副产物的Na3AlF6、K2SiF6、Fe(OH)3、CaF2和NaF。应当注意的是，LiF具有多种工业应用。
图25至图35示出了使用α-锂辉石作为原料的本发明的方法的不同实施方式。
进行试验和处理以从作为原料的锂云母获得锂，如下所示：
对于在小于100℃下的试验，使用配备有机械搅拌系统、温度控制系统和恒温浴的1000ml的PVC反应器。
对于在超过100℃下的试验，使用安装入Monel合金内的450ml的Parr反应器，该反应器配备有电磁搅拌系统、加热套和控制单元。
所使用的矿物为来自位于阿根廷圣路易斯省圣马丁地区的“Las Cuevas”矿的锂云母。
在Rigaku D-Max III C衍射仪中，通过X射线衍射(XRD)进行矿物的表征，所述衍射仪在35kV和30mA下操作，使用CuKα辐射和Ni滤光片，λ＝0.15418nm。
在表2中，示出了通过AAS、XRF和氟离子选择电极Thermo Scientific Orion,g测定的矿物的总组成。
表2：矿物的总组成
由XRD表征的结果示于图36中。在图36中，观察到样品主要由锂云母(JCPDS 10-0484)以及钠长石(ICDD 96-900-1631)和石英(JCPDS 33-1161)组成。
溶解试验
根据所获得的结果，推定出以下的锂云母的溶解反应：
作为通过原子吸收法测定的经提取的Li的函数对溶解反应的过程进行计算。Li提取百分比以下式计算：
其中，Lim为矿物中的Li的初始量；Lis为浸析后的溶液中的Li的量。
评价的操作变量为：温度、HF浓度和反应时间。
在图37中，示出了反应温度对锂云母的溶解的影响。对于这些试验，保持恒定的操作变量如下：固/液比，1.82％w/v；搅拌速度，330rpm；反应时间60分钟；以及粒径在29μm至45μm之间。所使用的HF浓度为7％(v/v)HF。
在图37中，观察到矿物的溶解随着反应温度的升高而增加。这些结果与文献中发现的结果一致，其中，温度具有增加固体的反应性和有利于溶解反应的显著作用。
图37示出在123℃下用略高于反应(6)计算的化学计量值(7％v/v)的HF浓度工作，获得接近90％的矿物溶解。
HF浓度的影响
使用包括在29μm至45μm之间的粒径、60分钟的反应时间、330rpm的搅拌速度和123℃的温度，施行不同的HF浓度的锂云母的浸析试验。
在图38中，示出了针对在123℃下工作时HF浓度对锂云母溶解的影响获得的结果。
在图38中可以看出，浸析剂浓度的增加引起矿物溶解增加。这归因于以下事实：对于高的HF浓度，用于与矿物反应并形成可溶性产物的F-和H+离子的可用性更大。
反应时间的影响
使用123℃的温度、包括在29μm至45μm之间的粒径和330rpm的搅拌速度，以不同反应时间施行浸析锂云母的试验。
评价的反应时间为：30分钟、60分钟、120分钟、180分钟和240分钟。
在图39中，示出了在7％(v/v)的HF浓度下工作的反应时间对锂云母溶解的影响的结果。
图39中所示的数据表明，当增加反应时间时，引起锂云母溶解增加，预期到鉴于矿物和浸析剂之间的接触时间增加，引起固体的更大的溶解。
分离试验
步骤1，在浸析期间将K作为K2SiF6分离：在该步骤中，由于锂云母包含钾，其在矿物溶解过程中溶解，然后根据下列反应，与一部分硅和氟沉淀为化合物K2SiF6：
在图40中，示出了在该阶段获得的固体的衍射图。
在图40中，观察到在浸析过程(反应8)期间形成的化合物K2SiF6的出现。此外，检测到对应于起始样品中存在的脉石的其它相。
步骤2，将Al和Si作为Na3AlF6和Na2SiF6从溶液分离：在该步骤中，用从反应(9)计算的量的NaOH对通过浸析产生的溶液进行处理。在该步骤中溶液达到的pH小于3。
在图41中，示出了在该阶段获得的固体的衍射图。
所得到的结果表明，因为未观察到其它锂化合物的出现，随着加入NaOH，化合物Na2SiF6和Na3AlF6选择性沉淀。通过对沉淀物进行重量分析，证实沉淀相对于推定的反应9是定量的(总计)。
步骤3，将剩余的F-作为CaF2移除：用Ca(OH)2溶液对步骤2中获得的滤液进行处理，以从介质中将F-作为固体CaF2移除，CaF2沉淀并被滤出。
在图42中，示出了在该阶段中获得的化合物的衍射图。
在图42中观察到实现了化合物CaF2的沉淀。此外，由于这是商业类型，检测到来自沉淀剂Ca(OH)2的方解石。
步骤4，将Li作为Li2CO3回收：使步骤3中获得的滤液(其中的氟离子内容物完全移除)进行蒸发，直至Li浓度达到20g/L。然后，调节该溶液的pH(pH 13-14)，并通过文献中发现的一些方法(鼓入CO2(g)或加入饱和Na2CO3溶液)进行碳酸化，直到将溶液的pH降低至6.5。最后，将溶液在95℃的温度下加热，从而使Li沉淀为Li2CO3。
在图43中，示出了在该阶段获得的固体的衍射图。
在图43中可以看出，获得了化合物Li2CO3而不存在作为杂质的其它相。通过AAS对获得的残留溶液进行分析，可以确定实现了Li的回收率大于90％。
图44至图59示出了使用锂云母作为原材料的本发明的方法的不同实施方式。
在本专利申请中，还公开了从透锂长石的加工中回收Li的方法。该方法包括两个步骤：在第一步中，在闭合容器中用氢氟酸或处于酸介质中的一些氟盐进行透锂长石矿物的溶解。在第二步中，通过其作为碳酸锂或氟化锂的沉淀，从先前步骤的浸析液中进行Li的分离。
图60至图75示出了使用透锂长石作为矿物的方法的流程图。
根据以下实施例对本发明进行最佳说明，这些实施例不应被解释为对其范围的限制。相反，应当理解的是，在阅读本公开之后，可以预期到其它实施方式、改进及其等同，其可以为本领域技术人员提供建议，而不会脱离本发明的精神和/或所附权利要求的范围。
实施例
实施例1：使用α-锂辉石作为矿物的本发明的方法
方法A
矿物的溶解
将30g量的矿物置于反应器中，并向其中加入体积为550ml的20％v/v HF的浸析溶液。然后将该混合物在搅拌下加热直至达到160℃，保持该温度恒定120分钟。在这段时间后，使反应系统冷却(无需搅拌)直至达到室温。然后，对反应器内容物进行过滤，使所得到的液体进行一系列的分离步骤，并将所得到的固体在75℃下干燥，然后称重。如从式(2)计算得到的，所得到的矿物转化率为90％。
步骤1
然后，用浓NaOH溶液对所得到的滤液进行处理，直至pH等于或低于3，在这些条件下，化合物Na3AlF6和Na2SiF6沉淀。然后，将所述固体过滤、干燥并称重；通过重量分析测定其回收率为92％。
步骤2
向步骤1中获得的滤液中加入NaOH溶液，直至pH等于5。在该pH值下，化合物Fe(OH)3沉淀，将其滤出。然后，将该沉淀物在800℃下煅烧，通过重量分析测定其回收率为97％。
步骤3
用Ca(OH)2溶液对步骤2中获得的滤液进行处理，以从介质中将F-作为固体CaF2移除，并将溶液的pH升高至14。CaF2的沉淀伴随着过量的Ca(OH)2。
步骤4
使步骤3中获得的滤液(其中的氟离子内容物完全移除)进行蒸发，直至溶液中的Li浓度接近20g/L。然后，将溶液冷却至室温，以通过鼓入CO2(g)使其碳酸化，从而将pH从14降低至6.5。最后，将溶液加热至95℃的温度，从而引起Li沉淀为Li2CO3。将所述沉淀物过滤、干燥并称重，通过重量分析测定Li2CO3的回收率为90％。
方法B.
矿物的溶解
将30g量的矿物置于反应器中，并向其中加入体积为550ml的20％v/v HF的浸析溶液以及66g量的NaCl。然后将该混合物在搅拌下加热直至达到160℃，保持该温度恒定120分钟。在这段时间后，使反应系统冷却(无需搅拌)直至达到室温。然后，过滤反应器内容物，使所得到的液体进行一系列的分离步骤，并将所获得的固体在75℃下干燥，然后进行称重和表征。如从通过AAS获得的经提取的Li％计算得到的，所获得的矿物转化率为91％。通过该方法，化合物Na3AlF6和Na2SiF6一起沉淀。通过重量分析测定，两种化合物的回收率均为90％。
步骤1
向从矿物溶解得到的滤液中加入NaOH溶液，直至pH等于5。在该pH值下，化合物Fe(OH)3沉淀，将其滤出。然后，将该沉淀物在800℃下煅烧；通过重量分析测定其回收率为96％。
步骤2
用Ca(OH)2溶液对步骤1中获得的滤液进行处理，以从介质中将F-作为固体CaF2移除，并将溶液的pH升高至14。CaF2的沉淀伴随着过量的Ca(OH)2。
步骤3
使步骤2中获得的滤液(其中的氟离子内容物完全移除)进行蒸发，直至溶液中的Li浓度接近20g/L。然后，将溶液冷却至室温，以通过鼓入CO2(g)使其碳酸化，从而将pH从14降低至6.5。最后，将溶液加热至95℃的温度，从而引起Li沉淀为Li2CO3。将所述沉淀物过滤、干燥并称重；通过重量分析测定Li2CO3的回收率为90％。
方法C
矿物的溶解
将30g量的矿物置于反应器中，并向其中加入体积为550ml的20％v/v HF和20％v/v H2SO4的浸析溶液。然后将该混合物在搅拌下加热直至达到123℃，保持该温度恒定60分钟。在这段时间后，使反应系统冷却(无需搅拌)直至达到室温。然后，对反应器内容物进行过滤，使所得到的液体进行一系列的分离步骤，并将所得到的固体在75℃下干燥，然后称重。如从式(2)计算得到的，所获得的矿物转化率为95％。
步骤1
然后，用浓NaOH溶液对所得到的滤液进行处理，直至pH等于或低于3，在这些条件下，化合物Na3AlF6和Na2SiF6沉淀。然后，将所述固体过滤、干燥并称重；通过重量分析测定其回收率为92％。
步骤2
向步骤1中得到的滤液中加入NaOH溶液直至pH等于5。在该pH值下，化合物Fe(OH)3沉淀，将其滤出。然后，将该沉淀物在800℃下煅烧，通过重量分析测定其回收率为97％。
步骤3
用Ca(OH)2溶液对步骤2中获得的滤液进行处理，以从介质中将F-作为固体CaF2移除，并将溶液的pH升高至14。CaF2的沉淀伴随着过量的Ca(OH)2。
步骤4
使步骤3中获得的滤液(其中的氟离子内容物完全移除)进行蒸发，直至溶液中的Li浓度接近20g/L。然后，将溶液冷却至室温，以通过鼓入CO2(g)使其碳酸化，从而将pH从14降低至6.5。最后，将溶液加热至95℃的温度，从而引起Li沉淀为Li2CO3。将所述沉淀物过滤、干燥并称重；通过重量分析测定Li2CO3的回收率为90％。
方法D
矿物的溶解
将30g量的矿物置于反应器中，并向其中加入体积为550ml的20％v/v H2SO4和20％w/v NaF的浸析溶液。然后将该混合物在搅拌下加热直至达到160℃，保持该温度恒定120分钟。在这段时间后，使反应系统冷却(无需搅拌)直至达到室温。然后，对反应器内容物进行过滤，使所得到的液体进行一系列的分离步骤，并将所得到的固体在75℃下干燥，然后称重。如从通过AAS获得的经提取的Li％计算得到的，所获得的矿物转化率为89％。通过该方法，化合物Na3AlF6和Na2SiF6一起沉淀。通过重量分析测定，两种化合物的回收率均为93％。
步骤1
向溶解步骤中得到的滤液中加入NaOH溶液，直至pH等于5。在该pH值下，化合物Fe(OH)3沉淀，将其滤出。然后，将该沉淀物在800℃下煅烧；通过重量分析测定其回收率为97％。
步骤2
用Ca(OH)2溶液对步骤1中获得的滤液进行处理，以从介质中将F-作为固体CaF2移除，并将溶液的pH升高至14。CaF2的沉淀伴随着过量的Ca(OH)2。
步骤3
使步骤2中获得的滤液(其中的氟离子内容物完全移除)进行蒸发，直至溶液中的Li浓度接近20g/L。然后，将溶液冷却至室温，以通过鼓入CO2(g)使其碳酸化，从而将pH从14降低至6.5。最后，将溶液加热至95℃的温度，从而引起Li沉淀为Li2CO3。将所述沉淀物过滤、干燥并称重；通过重量分析测定Li2CO3的回收率为90％。
方法E
矿物的溶解
将30g量的矿物置于反应器中，并向其中加入体积为550ml的20％v/v HF或者20％v/v H2SO4和20％v/v HF的浸析溶液。然后将该混合物在搅拌下加热，直至分别达到160℃或123℃，保持该温度恒定120分钟。在这段时间后，使反应系统冷却(无需搅拌)直至达到室温。然后，对反应器内容物进行过滤，使所得到的液体进行一系列的分离步骤，并将所得到的固体在75℃下干燥，然后称重。如从式(2)计算得到的，所获得的矿物转化率为90％。
步骤1
然后，用10％w/v的KCl对所获得的滤液进行处理，从而使化合物K2SiF6沉淀。然后，将固体过滤、干燥并称重。通过重量分析测定其回收率为95％。
步骤2
然后，用浓NaOH溶液对所得到的滤液进行处理，直至pH等于或低于3，在这些条件下，化合物Na3AlF6沉淀。然后，将固体过滤、干燥并称重；通过重量分析测定其回收率为94％。
步骤3
向步骤2中获得的滤液中加入NaOH溶液，直至pH等于5。在该pH值下，化合物Fe(OH)3沉淀，将其滤出。然后，将该沉淀物在800℃下煅烧；通过重量分析测定其回收率为97％。
步骤4
使在步骤3中获得的滤液在70℃的温度下进行蒸发，直至获得对应于LiF的白色沉淀物。将所述沉淀物过滤、干燥并称重；通过重量分析测定LiF的回收率为95％。
步骤5
用Ca(OH)2溶液对步骤4中获得的滤液进行处理，以将过量的F-作为固体CaF2移除。CaF2的沉淀伴随着过量的Ca(OH)2。
方法F
矿物的溶解
将30g量的矿物置于反应器中，并向其中加入体积为550ml的20％v/v HCl和20％w/v NaF的浸取溶液。然后将该混合物在搅拌下加热直至达到160℃，保持该温度恒定120分钟。在这段时间后，使反应系统冷却(无需搅拌)直至达到室温。然后，对反应器内容物进行过滤，使所得到的液体进行一系列的分离步骤，并将所得到的固体在75℃下干燥，然后称重。如从通过AAS获得的经提取的Li％计算得到的，所获得的矿物转化率为89％。通过该方法，化合物Na3AlF6和Na2SiF6一起沉淀。通过重量分析测定，两种化合物的回收率均为93％。
步骤1
向溶解步骤中获得的滤液中加入NaOH溶液，直至pH等于5。在该pH值下，化合物Fe(OH)3沉淀，将其滤出。然后，将该沉淀物在800℃下煅烧；通过重量分析测定其回收率为97％。
步骤2
用Ca(OH)2溶液对步骤1中获得的滤液进行处理，以从介质中将F-作为固体CaF2移除，并将溶液的pH升高至14。CaF2的沉淀伴随着过量的Ca(OH)2。
步骤3
使步骤2中获得的滤液(其中的氟离子内容物完全移除)进行蒸发，直至溶液中的Li浓度接近20g/L。然后，将溶液冷却至室温，以通过鼓入CO2(g)使其碳酸化，从而将pH从14降低至6.5。最后，将溶液加热至95℃的温度，从而引起Li沉淀为Li2CO3。将所述沉淀物过滤、干燥并称重；通过重量分析测定Li2CO3的回收率为90％。
方法G
矿物的溶解
将30g量的矿物置于反应器中，并向其中加入体积为550ml的20％v/v HNO3和20％w/v NaF的浸析溶液。然后将该混合物在搅拌下加热直至达到160℃，保持该温度恒定120分钟。在这段时间后，使反应系统冷却(无需搅拌)直至达到室温。然后，对反应器内容物进行过滤，使所得到的液体进行一系列的分离步骤，并将所得到的固体在75℃下干燥，然后称重。如从通过AAS获得的经提取的Li％计算得到的，所获得的矿物转化率为89％。通过该方法，化合物Na3AlF6和Na2SiF6一起沉淀。通过重量分析测定，两种化合物的回收率均为93％。
步骤1
向溶解步骤中得到的滤液中加入NaOH溶液，直至pH等于5。在该pH值下，化合物Fe(OH)3沉淀，将其滤出。然后，将该沉淀物在800℃下煅烧；通过重量分析测定其回收率为97％。
步骤2
用Ca(OH)2溶液对步骤1中获得的滤液进行处理，以从介质中将F-作为固体CaF2移除，并将溶液的pH升高至14。CaF2的沉淀伴随着过量的Ca(OH)2。
步骤3
使步骤2中获得的滤液(其中的氟离子内容物完全移除)进行蒸发，直至溶液中的Li浓度接近20g/L。然后，将溶液冷却至室温，以通过鼓入CO2(g)使其碳酸化，从而将pH从14降低至6.5。最后，将溶液加热至95℃的温度，从而引起Li沉淀为Li2CO3。将所述沉淀物过滤、干燥并称重；通过重量分析测定Li2CO3的回收率为90％。
方法H
矿物的溶解
将30g量的矿物置于反应器中，并向其中加入体积为550ml的20％w/v H2C2O4和20％w/v NaF的浸析溶液。然后将该混合物在搅拌下加热直至达到123℃，将该温度保持恒定120分钟。在这段时间后，使反应系统冷却(无需搅拌)直至达到室温。然后，对反应器内容物进行过滤，使所得到的液体进行一系列的分离步骤，并将所得到的固体在75℃下干燥，然后称重。如从通过AAS获得的经提取的Li％计算得到的，所获得的矿物转化率为89％。通过该方法，化合物Na3AlF6和Na2SiF6一起沉淀。通过重量分析测定，两种化合物的回收率均为93％。
步骤1
向溶解步骤中得到的滤液中加入NaOH溶液，直至pH等于5。在该pH值下，化合物Fe(OH)3沉淀，将其滤出。然后，将该沉淀物在800℃下煅烧；通过重量分析测定其回收率为97％。
步骤2
用Ca(OH)2溶液对步骤1中获得的滤液进行处理，以从介质中将F-作为固体CaF2移除，并将溶液的pH升高至14。CaF2的沉淀伴随着过量的Ca(OH)2。
步骤3
使步骤2中获得的滤液(其中的氟离子内容物完全移除)进行蒸发，直至溶液中的Li浓度接近20g/L。然后，将溶液冷却至室温，以通过鼓入CO2(g)使其碳酸化，从而将pH从14降低至6.5。最后，将溶液加热至95℃的温度，从而引起Li沉淀为Li2CO3。将所述沉淀物过滤、干燥并称重；通过重量分析测定Li2CO3的回收率为90％。
方法I
矿物的溶解
将30g量的矿物置于反应器中，并向其中加入体积为550ml的20％v/v H2SO4-20％w/v KF的浸析溶液。然后将该混合物在搅拌下加热直至达到160℃，保持该温度恒定120分钟。在这段时间后，使反应系统冷却(无需搅拌)直至达到室温。然后，对反应器内容物进行过滤，使所得到的液体进行一系列的分离步骤，并将所得到的固体在75℃下干燥，然后称重。如从式(2)计算得到的，所获得的矿物转化率为90％。
步骤1
然后，用浓NaOH溶液对所得到的滤液进行处理，直至pH等于或低于3，在这些条件下，化合物Na3AlF6沉淀。然后，将所述固体过滤、干燥并称重；通过重量分析测定其回收率为92％。
步骤2
向步骤1中得到的滤液中加入NaOH溶液，直至pH等于5。在该pH值下，化合物Fe(OH)3沉淀，将其滤出。然后，将该沉淀物在800℃下煅烧；通过重量分析测定其回收率为97％。
步骤3
用Ca(OH)2溶液对步骤2中获得的滤液进行处理，以从介质中将F-作为固体CaF2移除，并将溶液的pH升高至14。CaF2的沉淀伴随着过量的Ca(OH)2。
步骤4
使步骤3中获得的滤液(其中的氟离子内容物完全移除)进行蒸发，直至溶液中的Li浓度接近20g/L。然后，将溶液冷却至室温，以通过鼓入CO2(g)使其碳酸化，从而将pH从14降低至6.5。最后，将溶液加热至95℃的温度，从而引起Li沉淀为Li2CO3。将所述沉淀物过滤、干燥并称重；通过重量分析测定Li2CO3的回收率为90％。
方法J
矿物的溶解
将30g量的矿物置于反应器中，并向其中加入体积为550ml的20％v/v HCl-20％w/v KF的浸析溶液。然后将该混合物在搅拌下加热直至达到160℃，保持该温度恒定120分钟。在这段时间后，使反应系统冷却(无需搅拌)直至达到室温。然后，对反应器内容物进行过滤，使所得到的液体进行一系列的分离步骤，并将所得到的固体在75℃下干燥，然后称重。如从式(2)计算得到的，所获得的矿物转化率为90％。
步骤1
然后，用浓NaOH溶液对所得到的滤液进行处理，直至pH等于或低于3，在这些条件下，化合物Na3AlF6沉淀。然后，将所述固体过滤、干燥并称重；通过重量分析测定其回收率为92％。
步骤2
向步骤1中得到的滤液中加入NaOH溶液，直至pH等于5。在该pH值下，化合物Fe(OH)3沉淀，将其滤出。然后，将该沉淀物在800℃下煅烧；通过重量分析测定其回收率为97％。
步骤3
用Ca(OH)2溶液对步骤2中获得的滤液进行处理，以从介质中将F-作为固体CaF2移除，并将溶液的pH升高至14。CaF2的沉淀伴随着过量的Ca(OH)2。
步骤4
使步骤3中获得的滤液(其中的氟离子内容物完全移除)进行蒸发，直至溶液中的Li浓度接近20g/L。然后，将溶液冷却至室温，以通过鼓入CO2(g)使其碳酸化，从而将pH从14降低至6.5。最后，将溶液加热至95℃的温度，从而引起Li沉淀为Li2CO3。将所述沉淀物过滤、干燥并称重；通过重量分析测定Li2CO3的回收率为90％。
方法K
矿物的溶解
将30g量的矿物置于反应器中，并向其中加入体积为550ml的20％v/v HNO3-20％w/v KF的浸析溶液。然后将该混合物在搅拌下加热直至达到160℃，保持该温度恒定120分钟。在这段时间后，使反应系统冷却(无需搅拌)直至达到室温。然后，对反应器内容物进行过滤，使所得到的液体进行一系列的分离步骤，并将所得到的固体在75℃下干燥，然后称重。如从式(2)计算得到的，所获得的矿物转化率为90％。
步骤1
然后，用浓NaOH溶液对所得到的滤液进行处理，直至pH等于或低于3，在这些条件下，化合物Na3AlF6沉淀。然后，将所述固体过滤、干燥并称重；通过重量分析测定其回收率为92％。
步骤2
向步骤1中得到的滤液中加入NaOH溶液，直至pH等于5。在该pH值下，化合物Fe(OH)3沉淀，将其滤出。然后，将该沉淀物在800℃下煅烧；通过重量分析测定其回收率为97％。
步骤3
用Ca(OH)2溶液对步骤2中获得的滤液进行处理，以从介质中将F-作为固体CaF2移除，并将溶液的pH升高至14。CaF2的沉淀伴随着过量的Ca(OH)2。
步骤4
使步骤3中获得的滤液(其中的氟离子内容物完全移除)进行蒸发，直至溶液中的Li浓度接近20g/L。然后，将溶液冷却至室温，以通过鼓入CO2(g)使其碳酸化，从而将pH从14降低至6.5。最后，将溶液加热至95℃的温度，从而引起Li沉淀为Li2CO3。将所述沉淀物过滤、干燥并称重；通过重量分析测定Li2CO3的回收率为90％。
方法L
矿物的溶解
将30g量的矿物置于反应器中，并向其中加入体积为550ml的20％w/v H2C2O4-20％w/v KF的浸析溶液。然后将该混合物在搅拌下加热直至达到123℃，将该温度保持恒定120分钟。在这段时间后，使反应系统冷却(无需搅拌)直至达到室温。然后，对反应器内容物进行过滤，使所得到的液体进行一系列的分离步骤，并将所得到的固体在75℃下干燥，然后称重。如从式(2)计算得到的，所获得的矿物转化率为90％。
步骤1
然后，用浓NaOH溶液对所得到的滤液进行处理，直至pH等于或低于3，在这些条件下，化合物Na3AlF6沉淀。然后，将所述固体过滤、干燥并称重；通过重量分析测定其回收率为92％。
步骤2
向步骤1中得到的滤液中加入NaOH溶液，直至pH等于5。在该pH值下，化合物Fe(OH)3沉淀，将其滤出。然后，将该沉淀物在800℃下煅烧；通过重量分析测定其回收率为97％。
步骤3
用Ca(OH)2溶液对步骤2中获得的滤液进行处理，以从介质中将F-作为固体CaF2移除，并将溶液的pH升高至14。CaF2的沉淀伴随着过量的Ca(OH)2。
步骤4
使步骤3中获得的滤液(其中的氟离子内容物完全移除)进行蒸发，直至溶液中的Li浓度接近20g/L。然后，将溶液冷却至室温，以通过鼓入CO2(g)使其碳酸化，从而将pH从14降低至6.5。最后，将溶液加热至95℃的温度，从而引起Li沉淀为Li2CO3。将所述沉淀物过滤、干燥并称重；通过重量分析测定Li2CO3的回收率为90％。
方法M
矿物的溶解
将30g量的矿物置于反应器中，并向其中加入体积为550ml的20％v/v H2SO4和20％w/v CaF2的浸析溶液。然后将该混合物在搅拌下加热直至达到160℃，将该温度保持恒定60分钟。在这段时间后，使反应系统冷却(无需搅拌)直至达到室温。然后，对反应器内容物进行过滤，使所得到的液体进行一系列的分离步骤，并将所得到的固体在75℃下干燥，然后称重。如从式(2)计算得到的，所获得的矿物转化率为95％。
步骤1
然后，用浓NaOH溶液对所得到的滤液进行处理，直至pH等于或低于3，在这些条件下，化合物Na3AlF6和Na2SiF6沉淀。然后，将所述固体过滤、干燥并称重；通过重量分析测定其回收率为92％。
步骤2
向步骤1中得到的滤液中加入NaOH溶液，直至pH等于5。在该pH值下，化合物Fe(OH)3沉淀，将其滤出。然后，将该沉淀物在800℃下煅烧；通过重量分析测定其回收率为97％。
步骤3
用Ca(OH)2溶液对步骤2中获得的滤液进行处理，以从介质中将F-作为固体CaF2移除，并将溶液的pH升高至14。CaF2的沉淀伴随着过量的Ca(OH)2。
步骤4
使步骤3中获得的滤液(其中的氟离子内容物完全移除)进行蒸发，直至溶液中的Li浓度接近20g/L。然后，将溶液冷却至室温，以通过鼓入CO2(g)使其碳酸化，从而将pH从14降低至6.5。最后，将溶液加热至95℃的温度，从而引起Li沉淀为Li2CO3。将所述沉淀物过滤、干燥并称重；通过重量分析测定Li2CO3的回收率为90％。
方法N
矿物的溶解
步骤1
将30g量的矿物置于反应器中，并向其中加入体积为550ml的20％v/v H2SO4和20％w/v NH4FHF的浸析溶液。然后将该混合物在搅拌下加热直至达到160℃，保持该温度恒定120分钟。在这段时间后，使反应系统冷却(无需搅拌)直至达到室温。然后，对反应器内容物进行过滤，使所得到的液体进行一系列的分离步骤，并将所得到的固体在75℃下干燥，然后称重。如从通过AAS获得的经提取的Li％计算得到的，所获得的矿物转化率为89％。通过该方法，化合物(NH4)3AlF6和(NH4)2SiF6一起沉淀。通过重量分析测定，两种化合物的回收率均为93％。
步骤2
向步骤1中得到的滤液中加入NaOH溶液，直至pH等于5。在该pH值下，化合物Fe(OH)3沉淀，将其滤出。然后，将该沉淀物在800℃下煅烧；通过重量分析测定其回收率为97％。
步骤3
用Ca(OH)2溶液对步骤2中获得的滤液进行处理，以从介质中将F-作为固体CaF2移除，并将溶液的pH升高至14。CaF2的沉淀伴随着过量的Ca(OH)2。
步骤4
使步骤3中获得的滤液(其中的氟离子内容物完全移除)进行蒸发，直至溶液中的Li浓度接近20g/L。然后，将溶液冷却至室温，以通过鼓入CO2(g)使其碳酸化，从而将pH从14降低至6.5。最后，将溶液加热至95℃的温度，从而引起Li沉淀为Li2CO3。将所述沉淀物过滤、干燥并称重；通过重量分析测定Li2CO3的回收率为90％。
方法O
矿物的溶解
步骤1
将30g量的矿物置于反应器中，并向其中加入体积为550ml的20％v/v HCl和20％w/v NH4FHF的浸析溶液。然后将该混合物在搅拌下加热直至达到160℃，保持该温度恒定120分钟。在这段时间后，使反应系统冷却(无需搅拌)直至达到室温。然后，对反应器内容物进行过滤，使所得到的液体进行一系列的分离步骤，并将所得到的固体在75℃下干燥，然后称重。如从通过AAS获得的经提取的Li％计算得到的，所获得的矿物转化率为89％。通过该方法，化合物(NH4)3AlF6和(NH4)2SiF6一起沉淀。通过重量分析测定，两种化合物的回收率均为93％。
步骤2
向步骤1中得到的滤液中加入NaOH溶液，直至pH等于5。在该pH值下，化合物Fe(OH)3沉淀，将其滤出。然后，将该沉淀物在800℃下煅烧；通过重量分析测定其回收率为97％。
步骤3
用Ca(OH)2溶液对步骤2中获得的滤液进行处理，以从介质中将F-作为固体CaF2移除，并将溶液的pH升高至14。CaF2的沉淀伴随着过量的Ca(OH)2。
步骤4
使步骤3中获得的滤液(其中的氟离子内容物完全移除)进行蒸发，直至溶液中的Li浓度接近20g/L。然后，将溶液冷却至室温，以通过鼓入CO2(g)使其碳酸化，从而将pH从14降低至6.5。最后，将溶液加热至95℃的温度，从而引起Li沉淀为Li2CO3。将所述沉淀物过滤、干燥并称重；通过重量分析测定Li2CO3的回收率为90％。
方法P
矿物的溶解
步骤1
将30g量的矿物置于反应器中，并向其中加入体积为550ml的20％w/v H2C2O4和20％w/v NH4FHF的浸析溶液。然后将该混合物在搅拌下加热直至达到123℃，将该温度保持恒定120分钟。在这段时间后，使反应系统冷却(无需搅拌)直至达到室温。然后，对反应器内容物进行过滤，使所得到的液体进行一系列的分离步骤，并将所得到的固体在75℃下干燥，然后称重。如从通过AAS获得的经提取的Li％计算得到的，所获得的矿物转化率为89％。通过该方法，化合物(NH4)3AlF6和(NH4)2SiF6一起沉淀。通过重量分析测定，两种化合物的回收率均为93％。
步骤2
向步骤1中得到的滤液中加入NaOH溶液，直至pH等于5。在该pH值下，化合物Fe(OH)3沉淀，将其滤出。然后，将该沉淀物在800℃下煅烧；通过重量分析测定其回收率为97％。
步骤3
用Ca(OH)2溶液对步骤2中获得的滤液进行处理，以从介质中将F-作为固体CaF2移除，并将溶液的pH升高至14。CaF2的沉淀伴随着过量的Ca(OH)2。
步骤4
使步骤3中获得的滤液(其中的氟离子内容物完全移除)进行蒸发，直至溶液中的Li浓度接近20g/L。然后，将溶液冷却至室温，以通过鼓入CO2(g)使其碳酸化，从而将pH从14降低至6.5。最后，将溶液加热至95℃的温度，从而引起Li沉淀为Li2CO3。将所述沉淀物过滤、干燥并称重；通过重量分析测定Li2CO3的回收率为90％。
实施例2：使用锂云母作为矿物的本发明的方法
方法A
矿物的溶解
步骤1
将60g量的锂云母置于反应器中，并向其中加入体积为550ml的HF的浸析溶液。然后将该混合物在搅拌下加热直至达到90℃，将该温度保持恒定120分钟。在这段时间后，使反应系统冷却(无需搅拌)直至达到室温。然后，对反应器内容物进行过滤，使所得到的液体进行一系列的分离步骤，并将所得到的固体在75℃下干燥，然后称重。如从式(7)计算得到的，所获得的矿物转化率为90％。
步骤2
然后，用浓NaOH溶液对所得到的滤液处理，直至pH等于或低于3，在这些条件下，化合物Na3AlF6和Na2SiF6沉淀。然后，将所述固体过滤、干燥并称重；通过重量分析测定其回收率为92％。
步骤3
用pH等于或大于13的CaCO3和NaOH溶液对步骤2中获得的滤液进行处理，以从介质中移除F-，伴随着过量的CaCO3。
步骤4
使步骤3中获得的滤液(其中的氟离子内容物完全移除)进行蒸发，直至溶液中的Li浓度接近20g/L。然后，将溶液冷却至室温，以通过鼓入CO2(g)使其碳酸化，从而将pH由14降低至6.5。最后，将溶液加热至95℃的温度，从而引起Li沉淀为Li2CO3。将所述沉淀物过滤、干燥并称重；通过重量分析测定Li2CO3的回收率为90％。
方法B
矿物的溶解
将60g量的锂云母置于反应器中，并向其中加入体积为550ml的HF的浸析溶液和一定量的NaCl。然后将该混合物在搅拌下加热直至达到90℃，将该温度保持恒定120分钟。在这段时间后，使反应系统冷却(无需搅拌)直至达到室温。然后，对反应器内容物进行过滤，使所得到的液体进行一系列的分离步骤，并将获得的固体在75℃下干燥，然后称重并表征。如通过AAS从式(7)计算得到的，所获得的矿物转化率为91％。通过该方法，化合物Na3AlF6和Na2SiF6一起沉淀。通过重量分析测定，两种化合物的回收率均为90％。
步骤1
向由矿物溶解获得的滤液中加入NaOH溶液，直至pH等于或大于13。用饱和CaCO3溶液对步骤1中获得的滤液进行处理，以从介质中将F-作为固体CaF2移除，伴随着过量的CaCO3。
步骤2
使步骤1中获得的滤液(其中的氟离子内容物完全移除)进行蒸发，直至溶液中的Li浓度接近20g/L。然后，将溶液冷却至室温，以通过鼓入CO2(g)使其碳酸化，从而将pH从14降低至6.5。最后，将溶液加热至95℃的温度，从而引起Li沉淀为Li2CO3。将所述沉淀物过滤、干燥并称重；通过重量分析测定Li2CO3的回收率为90％。
方法C
矿物的溶解
将60g量的锂云母置于反应器中，并向其中加入体积为550ml的20％v/v HF和20％v/v H2SO4的浸析溶液。然后将该混合物在搅拌下加热直至达到90℃，保持该温度恒定60分钟。在这段时间后，使反应系统冷却(无需搅拌)直至达到室温。然后，对反应器内容物进行过滤，使所得到的液体进行一系列的分离步骤，并将所得到的固体在75℃下干燥，然后称重。如从式(7)计算得到的，所获得的矿物转化率为95％。
步骤1
然后，用浓NaOH溶液对所得到的滤液进行处理，直至pH等于或低于3，在这些条件下，化合物Na3AlF6和Na2SiF6沉淀。然后，将所述固体过滤、干燥并称重；通过重量分析测定其回收率为92％。
步骤2
用pH等于或大于13的CaCO3和NaOH溶液对步骤1中获得的滤液进行处理，以从介质中移除F-，伴随着过量的CaCO3。
步骤3
使步骤2中获得的滤液(其中的氟离子内容物完全移除)进行蒸发，直至溶液中的Li浓度接近20g/L。然后，将溶液冷却至室温，以通过鼓入CO2(g)使其碳酸化，从而将pH从14降低至6.5。最后，将溶液加热至95℃的温度，从而引起Li沉淀为Li2CO3。将所述沉淀物过滤、干燥并称重；通过重量分析测定Li2CO3的回收率为90％。
方法D
矿物的溶解
将60g量的锂云母置于反应器中，并向其中加入体积为550ml的20％v/v H2SO4和20％w/v NaF的浸析溶液。然后将该混合物在搅拌下加热直至达到123℃，将该温度保持恒定120分钟。在这段时间后，使反应系统冷却(无需搅拌)直至达到室温。然后，对反应器内容物进行过滤，使所得到的液体进行一系列的分离步骤，并将所得到的固体在75℃下干燥，然后称重。如通过AAS从式(7)计算得到的，所获得的矿物转化率为89％。通过该方法，化合物Na3AlF6和Na2SiF6一起沉淀。通过重量分析测定，两种化合物的回收率均为93％。
步骤1
用pH等于或大于13的CaCO3和NaOH溶液对浸析步骤中获得的滤液进行处理，以从介质中移除F-，伴随着过量的CaCO3。
步骤2
使步骤1中获得的滤液(其中的氟离子内容物完全移除)进行蒸发，直至溶液中的Li浓度接近20g/L。然后，将溶液冷却至室温，以通过鼓入CO2(g)使其碳酸化，从而将pH从14降低至6.5。最后，将溶液加热至95℃的温度，从而引起Li沉淀为Li2CO3。将所述沉淀物过滤、干燥并称重；通过重量分析测定Li2CO3的回收率为90％。
方法E
矿物的溶解
将60g量的锂云母置于反应器中，并向其中加入体积为550ml的20％v/v HF或者20％v/v HF和20％v/v H2SO4的浸析溶液。然后将该混合物在搅拌下加热直至达到90℃，将该温度保持恒定120分钟。在这段时间后，使反应系统冷却(无需搅拌)直至达到室温。然后，对反应器内容物进行过滤，使所得到的液体进行一系列的分离步骤，并将所得到的固体在75℃下干燥，然后称重。如从式(7)计算得到的，所获得的矿物转化率为90％。
步骤1
然后，用10％w/v KCl对获得的滤液进行处理，从而使化合物K2SiF6沉淀。然后，将固体过滤、干燥并称重。通过重量分析测定其回收率为95％。
步骤2
然后，用浓NaOH溶液对步骤1中获得的滤液处理，直至pH等于或低于3；在这些条件下，化合物Na3AlF6沉淀。然后，将固体过滤、干燥并称重；通过重量分析测定其回收率为94％。
步骤3
将在步骤2中获得的滤液在70℃的温度下蒸发，直至获得对应于LiF的白色沉淀物。将所述沉淀物过滤、干燥并称重；通过重量分析测定LiF的回收率为95％。
步骤4
用CaCO3溶液对步骤3中获得的滤液进行处理，以移除剩余的F-，伴随着过量的CaCO3。
方法F
矿物的溶解
将60g量的锂云母置于反应器中，并向其中加入体积为550ml的HCl和NaF的浸析溶液。然后将该混合物在搅拌下加热直至达到123℃，将该温度保持恒定120分钟。在这段时间后，使反应系统冷却(无需搅拌)直至达到室温。然后，对反应器内容物进行过滤，使所得到的液体进行一系列的分离步骤，将所得到的固体在75℃下干燥，然后称重。如通过AAS从式(7)计算得到的，所获得的矿物转化率为89％。通过该方法，化合物Na3AlF6和Na2SiF6一起沉淀。通过重量分析测定，两种化合物的回收率均为93％。
步骤1
用pH等于或大于13的CaCO3和NaOH溶液对浸析步骤中获得的滤液进行处理，以从介质中移除F-，伴随着过量的CaCO3。
步骤2
使步骤1中获得的滤液(其中的氟离子内容物完全移除)进行蒸发，直至溶液中的Li浓度接近20g/L。然后，将溶液冷却至室温，以通过鼓入CO2(g)使其碳酸化，从而将pH从14降低至6.5。最后，将溶液加热至95℃的温度，从而引起Li沉淀为Li2CO3。将所述沉淀物过滤、干燥并称重；通过重量分析测定Li2CO3的回收率为90％。
方法G
矿物的溶解
将60g量的锂云母置于反应器中，并向其中加入体积为550ml的20％v/v HNO3和20％w/v NaF的浸析溶液。然后将该混合物在搅拌下加热直至达到123℃，将该温度保持恒定120分钟。在这段时间后，使反应系统冷却(无需搅拌)直至达到室温。然后，对反应器内容物进行过滤，使所得到的液体进行一系列的分离步骤，将所得到的固体在75℃下干燥，然后称重。如通过AAS从式(7)计算得到的，所获得的矿物转化率为89％。通过该方法，化合物Na3AlF6和Na2SiF6一起沉淀。通过重量分析测定，两种化合物的回收率均为93％。
步骤1
用pH等于或大于13的CaCO3和NaOH溶液对浸析步骤中获得的滤液进行处理，以从介质中移除F-，伴随着过量的CaCO3。
步骤2
使步骤1中获得的滤液(其中的氟离子内容物完全移除)进行蒸发，直至溶液中的Li浓度接近20g/L。然后，将溶液冷却至室温，以通过鼓入CO2(g)使其碳酸化，从而将pH从14降低至6.5。最后，将溶液加热至95℃的温度，从而引起Li沉淀为Li2CO3。将所述沉淀物过滤、干燥并称重；通过重量分析测定Li2CO3的回收率为90％。
方法H
矿物的溶解
将60g量的锂云母置于反应器中，并向其中加入体积为550ml的20％w/v H2C2O4和20％w/v NaF的浸析溶液。然后将该混合物在搅拌下加热直至达到123℃，将该温度保持恒定120分钟。在这段时间后，使反应系统冷却(无需搅拌)直至达到室温。然后，对反应器内容物进行过滤，使所得到的液体进行一系列的分离步骤，将所得到的固体在75℃下干燥，然后称重。如通过AAS从式(7)计算得到的，所获得的矿物转化率为89％。通过该方法，化合物Na3AlF6和Na2SiF6一起沉淀。通过重量分析测定，两种化合物的回收率均为93％。
步骤1
用pH等于或大于13的CaCO3和NaOH溶液对浸析步骤中获得的滤液进行处理，以从介质中移除F-，伴随着过量的CaCO3。
步骤2
使步骤1中获得的滤液(其中的氟离子内容物完全移除)进行蒸发，直至溶液中的Li浓度接近20g/L。然后，将溶液冷却至室温，以通过鼓入CO2(g)使其碳酸化，从而将pH从14降低至6.5。最后，将溶液加热至95℃的温度，从而引起Li沉淀为Li2CO3。将所述沉淀物过滤、干燥并称重；通过重量分析测定Li2CO3的回收率为90％。
方法I
矿物的溶解
将60g量的锂云母置于反应器中，并向其中加入体积为550ml的20％v/v的H2SO4-KF的浸析溶液。然后将该混合物在搅拌下加热直至达到123℃，将该温度保持恒定120分钟。在这段时间后，使反应系统冷却(无需搅拌)直至达到室温。然后，对反应器内容物进行过滤，使所得到的液体进行一系列的分离步骤，并将所得到的固体在75℃下干燥，然后称重。如从式(7)计算得到的，所获得的矿物转化率为90％。
步骤1
然后，用浓NaOH溶液对所得到的滤液进行处理，直至pH等于或低于3，在这些条件下，化合物Na3AlF6沉淀。然后，将所述固体过滤、干燥并称重；通过重量分析测定其回收率为92％。
步骤2
用pH等于或大于13的CaCO3和NaOH溶液对步骤1中获得的滤液进行处理，以从介质中移除F-，伴随着过量的CaCO3。
步骤3
使步骤2中获得的滤液(其中的氟离子内容物完全移除)进行蒸发，直至溶液中的Li浓度接近20g/L。然后，将溶液冷却至室温，以通过鼓入CO2(g)使其碳酸化，从而将pH从14降低至6.5。最后，将溶液加热至95℃的温度，从而引起Li沉淀为Li2CO3。将所述沉淀物过滤、干燥并称重；通过重量分析测定Li2CO3的回收率为90％。
方法J
矿物的溶解
将60g量的锂云母置于反应器中，并向其中加入体积为550ml的20％v/v HCl-KF的浸析溶液。然后将该混合物在搅拌下加热直至达到123℃，将该温度保持恒定120分钟。在这段时间后，使反应系统冷却(无需搅拌)直至达到室温。然后，对反应器内容物进行过滤，使所得到的液体进行一系列的分离步骤，并将所得到的固体在75℃下干燥，然后称重。如从式(7)计算得到的，所获得的矿物转化率为90％。
步骤1
然后，用浓NaOH溶液对所得到的滤液进行处理，直至pH等于或低于3，在这些条件下，化合物Na3AlF6沉淀。然后，将所述固体过滤、干燥并称重；通过重量分析测定其回收率为92％。
步骤2
用pH等于或大于13的CaCO3和NaOH溶液对步骤1中获得的滤液进行处理，以从介质中移除F-，伴随着过量的CaCO3。
步骤3
使步骤2中获得的滤液(其中的氟离子内容物完全移除)进行蒸发，直至溶液中的Li浓度接近20g/L。然后，将溶液冷却至室温，以通过鼓入CO2(g)使其碳酸化，从而将pH从14降低至6.5。最后，将溶液加热至95℃的温度，从而引起Li沉淀为Li2CO3。将所述沉淀物过滤、干燥并称重；通过重量分析测定Li2CO3的回收率为90％。
方法K
矿物的溶解
将60g量的锂云母置于反应器中，并向其中加入体积为550ml的20％v/v的HNO3-KF的浸析溶液。然后将该混合物在搅拌下加热直至达到123℃，将该温度保持恒定120分钟。在这段时间后，使反应系统冷却(无需搅拌)直至达到室温。然后，对反应器内容物进行过滤，使所得到的液体进行一系列的分离步骤，并将所得到的固体在75℃下干燥，然后称重。如从式(7)计算得到的，所获得的矿物转化率为90％。
步骤1
然后，用浓NaOH溶液对所得到的滤液进行处理，直至pH等于或低于3，在这些条件下，化合物Na3AlF6沉淀。然后，将所述固体过滤、干燥并称重；通过重量分析测定其回收率为92％。
步骤2
用pH等于或大于13的CaCO3和NaOH溶液对步骤1中获得的滤液进行处理，以从介质中移除F-，伴随着过量的CaCO3。
步骤3
使步骤2中获得的滤液(其中的氟离子内容物完全移除)进行蒸发，直至溶液中的Li浓度接近20g/L。然后，将溶液冷却至室温，以通过鼓入CO2(g)使其碳酸化，从而将pH从14降低至6.5。最后，将溶液加热至95℃的温度，从而引起Li沉淀为Li2CO3。将所述沉淀物过滤、干燥并称重；通过重量分析测定Li2CO3的回收率为90％。
方法L
矿物的溶解
将60g量的锂云母置于反应器中，并向其中加入体积为550ml的20％w/v的H2C2O4-KF的浸析溶液。然后将该混合物在搅拌下加热直至达到123℃，将该温度保持恒定120分钟。在这段时间后，使反应系统冷却(无需搅拌)直至达到室温。然后，对反应器内容物进行过滤，使所得到的液体进行一系列的分离步骤，并将所得到的固体在75℃下干燥，然后称重。如从式(7)计算得到的，所获得的矿物转化率为90％。
步骤1
然后，用浓NaOH溶液对所得到的滤液进行处理，直至pH等于或低于3，在这些条件下，化合物Na3AlF6沉淀。然后，将所述固体过滤、干燥并称重；通过重量分析测定其回收率为92％。
步骤2
用pH等于或大于13的CaCO3和NaOH溶液对步骤1中获得的滤液进行处理，以从介质中移除F-，伴随着过量的CaCO3。
步骤3
使步骤2中获得的滤液(其中的氟离子内容物完全移除)进行蒸发，直至溶液中的Li浓度接近20g/L。然后，将溶液冷却至室温，以通过鼓入CO2(g)使其碳酸化，从而将pH从14降低至6.5。最后，将溶液加热至95℃的温度，从而引起Li沉淀为Li2CO3。将所述沉淀物过滤、干燥并称重；通过重量分析测定Li2CO3的回收率为90％。
方法M
矿物的溶解
将60g量的锂云母置于反应器中，并向其中加入体积为550ml的20％v/v H2SO4和20％w/v CaF2的浸析溶液。然后将该混合物在搅拌下加热直至达到123℃，保持该温度恒定60分钟。在这段时间后，使反应系统冷却(无需搅拌)直至达到室温。然后，对反应器内容物进行过滤，使所得到的液体进行一系列的分离步骤，并将所得到的固体在75℃下干燥，然后称重。如从式(7)计算得到的，所获得的矿物转化率为95％。
步骤1
然后，用浓NaOH溶液对所得到的滤液进行处理，直至pH等于或低于3，在这些条件下，化合物Na3AlF6和Na2SiF6沉淀。然后，将所述固体过滤、干燥并称重；通过重量分析测定其回收率为92％。
步骤2
用pH等于或大于13的CaCO3和NaOH溶液对步骤1中获得的滤液进行处理，以从介质中移除F-，伴随着过量的CaCO3。
步骤3
使步骤2中获得的滤液(其中的氟离子内容物完全移除)进行蒸发，直至溶液中的Li浓度接近20g/L。然后，将溶液冷却至室温，以通过鼓入CO2(g)使其碳酸化，从而将pH从14降低至6.5。最后，将溶液加热至95℃的温度，从而引起Li沉淀为Li2CO3。将所述沉淀物过滤、干燥并称重；通过重量分析测定Li2CO3的回收率为90％。
方法N
矿物的溶解
将60g量的锂云母置于反应器中，并向其中加入体积为550ml的20％v/v H2SO4和20％w/v NH4FHF的浸析溶液。然后将该混合物在搅拌下加热直至达到123℃，将该温度保持恒定120分钟。在这段时间后，使反应系统冷却(无需搅拌)直至达到室温。然后，对反应器内容物进行过滤，使所得到的液体进行一系列的分离步骤，并将所得到的固体在75℃下干燥，然后称重。如通过AAS从式(7)计算得到的，所获得的矿物转化率为89％。通过该方法，化合物(NH4)3AlF6和(NH4)2SiF6一起沉淀。通过重量分析测定，两种化合物的回收率均为93％。
步骤1
用pH等于或大于13的CaCO3和NaOH溶液对先前步骤中获得的滤液进行处理，以从介质中移除F-，伴随着过量的CaCO3。
步骤2
使步骤1中获得的滤液(其中的氟离子内容物完全移除)进行蒸发，直至溶液中的Li浓度接近20g/L。然后，将溶液冷却至室温，以通过鼓入CO2(g)使其碳酸化，从而将pH从14降低至6.5。最后，将溶液加热至95℃的温度，从而引起Li沉淀为Li2CO3。将所述沉淀物过滤、干燥并称重；通过重量分析测定Li2CO3的回收率为90％。
方法O
矿物的溶解
将60g量的锂云母置于反应器中，并向其中加入体积为550ml的20％v/v HCl和20％w/v NH4FHF的浸析溶液。然后将该混合物在搅拌下加热直至达到123℃，将该温度保持恒定120分钟。在这段时间后，使反应系统冷却(无需搅拌)直至达到室温。然后，对反应器内容物进行过滤，使所得到的液体进行一系列的分离步骤，并将所得到的固体在75℃下干燥，然后称重。如通过AAS从式(7)计算得到的，所获得的矿物转化率为89％。通过该方法，化合物(NH4)3AlF6和(NH4)2SiF6一起沉淀。通过重量分析测定，两种化合物的回收率均为93％。
步骤1
用pH等于或大于13的CaCO3和NaOH溶液对先前步骤中获得的滤液进行处理，以从介质中移除F-，伴随着过量的CaCO3。
步骤2
使步骤1中获得的滤液(其中的氟离子内容物完全移除)进行蒸发，直至溶液中的Li浓度接近20g/L。然后，将溶液冷却至室温，以通过鼓入CO2(g)使其碳酸化，从而将pH从14降低至6.5。最后，将溶液加热至95℃的温度，从而引起Li沉淀为Li2CO3。将所述沉淀物过滤、干燥并称重；通过重量分析测定Li2CO3的回收率为90％。
方法P
矿物的溶解
将60g量的锂云母置于反应器中，并向其中加入体积为550ml的20％w/v H2C2O4和20％w/v NH4FHF的浸析溶液。然后将该混合物在搅拌下加热直至达到123℃，将该温度保持恒定120分钟。在这段时间后，使反应系统冷却(无需搅拌)直至达到室温。然后，对反应器内容物进行过滤，使所得到的液体进行一系列的分离步骤，并将所得到的固体在75℃下干燥，然后称重。如通过AAS从式(7)计算得到的，所获得的矿物转化率为89％。通过该方法，化合物(NH4)3AlF6和(NH4)2SiF6一起沉淀。通过重量分析测定，两种化合物的回收率均为93％。
步骤1
用pH等于或大于13的CaCO3和NaOH溶液对先前步骤中获得的滤液进行处理，以从介质中移除F-，伴随着过量的CaCO3。
步骤2
使步骤1中获得的滤液(其中的氟离子内容物完全移除)进行蒸发，直至溶液中的Li浓度接近20g/L。然后，将溶液冷却至室温，以通过鼓入CO2(g)使其碳酸化，从而将pH从14降低至6.5。最后，将溶液加热至95℃的温度，从而引起Li沉淀为Li2CO3。将所述沉淀物过滤、干燥并称重；通过重量分析测定Li2CO3的回收率为90％。

Claims (22)

1.用于获得锂化合物的方法，所述方法至少包括以下步骤：
a)使铝硅酸盐粒子与至少一种氟化合物接触；
b)对混合物进行搅拌的同时进行加热，直至达到高于50℃的温度；
c)对步骤b)的所述混合物进行至少一次沉淀和过滤处理；以及
d)对所述锂化合物进行回收。
2.如权利要求1所述的方法，其中，步骤b)的所述温度在75℃至220℃之间。
3.如权利要求1所述的方法，其中，所述氟化合物选自于由HF、NaF、KF、NH4FHF、CaF2及它们的组合所组成的组。
4.如权利要求3所述的方法，其中，HF以5％v/v至30％v/v之间的浓度存在。
5.如权利要求3所述的方法，其中，NaF以5％w/v至30％w/v之间的浓度存在。
6.如权利要求3所述的方法，其中，KF以5％w/v至30％w/v之间的浓度存在。
7.如权利要求3所述的方法，其中，NH4FHF以5％w/v至20％w/v之间的浓度存在。
8.如权利要求3所述的方法，其中，CaF2以5％w/v至20％w/v之间的浓度存在。
9.如权利要求1所述的方法，其中，步骤a)的固/液比被包括在0.9％w/v至14.4％w/v之间。
10.如权利要求1所述的方法，其中，所述铝硅酸盐粒子的粒径在29μm至200μm之间。
11.如权利要求1所述的方法，其中，所述铝硅酸盐选自于由α-锂辉石、锂云母和透锂长石所组成的组。
12.如权利要求1所述的方法，其中，在步骤b)中，以高达1100rpm的速度进行搅拌。
13.如权利要求1所述的方法，其中，所述锂化合物选自于由碳酸锂和氟化锂所组成的组。
14.如权利要求1所述的方法，其中，步骤a)进一步包括使所述铝硅酸盐粒子与酸接触，所述酸选自于由HCl、H2SO4、HNO3和H2C2O4所组成的组。
15.如权利要求14所述的方法，其中，以4％v/v至20％v/v之间的浓度加入H2SO4酸。
16.如权利要求14所述的方法，其中，以7％v/v至40％v/v之间的浓度加入HCl酸。
17.如权利要求14所述的方法，其中，以7％v/v至40％v/v之间的浓度加入HNO3酸。
18.如权利要求14所述的方法，其中，以5％w/v至20％w/v之间的浓度加入H2C2O4酸。
19.如权利要求1所述的方法，其中，步骤a)进一步包括以5％w/v至20％w/v之间的浓度加入NaCl。
20.如权利要求1所述的方法，其中，步骤c)进一步包括以5％w/v至20％w/v之间的浓度加入钾盐。
21.如权利要求20所述的方法，其中，所述钾盐为KCl。
22.如权利要求1的方法，其中，获得了选自于由如下所组成的组的至少一种中间体：Na3AlF6、Na2SiF6、Fe(OH)3、CaF2、(NH4)3AlF6、(NH4)2SiF6和K2SiF6。
CN201580030929.1A 2014-04-09 2015-04-07 用于从铝硅酸盐获得锂和中间体化合物的方法 Pending CN106687611A (zh)

Applications Claiming Priority (3)

Application Number Priority Date Filing Date Title
AR20140101536 2014-04-09
ARP140101536A AR095821A1 (es) 2014-04-09 2014-04-09 Procedimiento de obtención de compuestos de litio
PCT/IB2015/052512 WO2015155684A2 (en) 2014-04-09 2015-04-07 Process for obtaining lithium from aluminosilicates and intermediate compounds

Publications (1)

Publication Number Publication Date
CN106687611A true CN106687611A (zh) 2017-05-17

Family

ID=54288487

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
CN201580030929.1A Pending CN106687611A (zh) 2014-04-09 2015-04-07 用于从铝硅酸盐获得锂和中间体化合物的方法

Country Status (6)

Country Link
US (1) US10259719B2 (zh)
CN (1) CN106687611A (zh)
AR (1) AR095821A1 (zh)
AU (1) AU2015245229B2 (zh)
CA (1) CA2945170C (zh)
WO (1) WO2015155684A2 (zh)

Cited By (2)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN111670260A (zh) * 2018-02-02 2020-09-15 天齐锂业奎纳纳有限公司 从锂渣中提取有价值的物质的工艺
CN115557520A (zh) * 2022-08-29 2023-01-03 昆明理工大学 一种从硅酸锂废渣中回收锂的方法

Families Citing this family (10)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN106906359B (zh) * 2015-12-22 2018-12-11 理查德.亨威克 从硅酸盐矿物收取锂
BR112018016253B1 (pt) * 2016-02-09 2022-03-29 Lithium Australia Nl Processo para extração e recuperação dos valores de lítio a partir de silicatos contendo lítio
CN106319245B (zh) * 2016-09-19 2018-05-04 福州大学 一种锂云母连续反应提锂的方法
CN106673021A (zh) * 2016-12-23 2017-05-17 江西合纵锂业科技有限公司 一种以锂云母为原料循环提取锂的方法
CN106587123B (zh) * 2016-12-28 2018-12-28 江西合纵锂业科技有限公司 一种利用锂云母酸浸液制备钾冰晶石的方法
CN106676286A (zh) * 2016-12-28 2017-05-17 江西合纵锂业科技有限公司 一种改良的锂云母氟化循环提锂的方法
AR112350A1 (es) * 2017-11-24 2019-10-23 Consejo Nacional De Investigaciones Cientificas Y Tecn Conicet PROCEDIMIENTO PIROMETALÚRGICO PARA LA OBTENCIÓN DE COMPUESTOS DE LITIO E INTERMEDIARIOS A PARTIR DE a­ESPODUMENO Y LEPIDOLITA
SG11202105303VA (en) 2018-11-23 2021-06-29 Umicore Nv Process for the recovery of lithium
JP7195424B2 (ja) * 2019-06-07 2022-12-23 川崎重工業株式会社 廃リチウムイオン電池の処理システム及び処理方法
CN110182830A (zh) * 2019-07-06 2019-08-30 贵州理工学院 一种制备高纯氟化理的方法

Citations (8)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US2942940A (en) * 1956-05-22 1960-06-28 Gen Electric Process for extracting tungsten values
US3151934A (en) * 1961-06-12 1964-10-06 Kaiser Aluminium Chem Corp Method of recovering lithium values
US4159308A (en) * 1975-06-30 1979-06-26 The University Of Melbourne Mineral treatment
RU2168556C1 (ru) * 2000-11-21 2001-06-10 Закрытое акционерное общество "Росредмет" Способ переработки лопаритового концентрата
CN101235441A (zh) * 2008-03-14 2008-08-06 大悟华龙吕王石材有限公司 从蛇纹石中提取矿物质的酸浸方法
CN102417995A (zh) * 2011-11-14 2012-04-18 山东瑞福锂业有限公司 锂辉石精矿氟化学提锂工艺
CN102602965A (zh) * 2011-01-20 2012-07-25 凯米涛弗特公司 从含锂卤水中直接制备高纯度锂化合物的方法
CN102690961A (zh) * 2012-06-28 2012-09-26 贵州开磷（集团）有限责任公司 用低品位α锂辉石为原料直接提取锂的方法

Family Cites Families (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
RU2262544C1 (ru) 2004-05-26 2005-10-20 Федун Марина Петровна Способ переработки кварц-лейкоксенового концентрата

Patent Citations (8)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US2942940A (en) * 1956-05-22 1960-06-28 Gen Electric Process for extracting tungsten values
US3151934A (en) * 1961-06-12 1964-10-06 Kaiser Aluminium Chem Corp Method of recovering lithium values
US4159308A (en) * 1975-06-30 1979-06-26 The University Of Melbourne Mineral treatment
RU2168556C1 (ru) * 2000-11-21 2001-06-10 Закрытое акционерное общество "Росредмет" Способ переработки лопаритового концентрата
CN101235441A (zh) * 2008-03-14 2008-08-06 大悟华龙吕王石材有限公司 从蛇纹石中提取矿物质的酸浸方法
CN102602965A (zh) * 2011-01-20 2012-07-25 凯米涛弗特公司 从含锂卤水中直接制备高纯度锂化合物的方法
CN102417995A (zh) * 2011-11-14 2012-04-18 山东瑞福锂业有限公司 锂辉石精矿氟化学提锂工艺
CN102690961A (zh) * 2012-06-28 2012-09-26 贵州开磷（集团）有限责任公司 用低品位α锂辉石为原料直接提取锂的方法

Non-Patent Citations (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Title
新疆维吾尔自治区地方志编纂委员会: "《新疆通志•有色金属工业志》", 31 December 2005 *

Cited By (4)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN111670260A (zh) * 2018-02-02 2020-09-15 天齐锂业奎纳纳有限公司 从锂渣中提取有价值的物质的工艺
CN111670260B (zh) * 2018-02-02 2023-12-12 天齐锂业奎纳纳有限公司 从锂渣中提取有价值的物质的工艺
CN115557520A (zh) * 2022-08-29 2023-01-03 昆明理工大学 一种从硅酸锂废渣中回收锂的方法
CN115557520B (zh) * 2022-08-29 2023-11-10 昆明理工大学 一种从硅酸锂废渣中回收锂的方法

Also Published As

Publication number Publication date
WO2015155684A2 (en) 2015-10-15
AR095821A1 (es) 2015-11-11
AU2015245229A1 (en) 2016-10-20
CA2945170A1 (en) 2015-10-15
AU2015245229B2 (en) 2019-02-28
US20170022068A1 (en) 2017-01-26
WO2015155684A3 (en) 2016-03-03
CA2945170C (en) 2022-08-23
US10259719B2 (en) 2019-04-16

Similar Documents

Publication Publication Date Title
CN106687611A (zh) 用于从铝硅酸盐获得锂和中间体化合物的方法
Yelatontsev et al. Processing of lithium ores: Industrial technologies and case studies–A review
Rosales et al. Novel process for the extraction of lithium from β-spodumene by leaching with HF
Meng et al. Review of lithium production and recovery from minerals, brines, and lithium-ion batteries
Choubey et al. Advance review on the exploitation of the prominent energy-storage element: Lithium. Part I: From mineral and brine resources
Qi Hydrometallurgy of rare earths: extraction and separation
Tran et al. Lithium production processes
Sitando et al. Processing of a Zimbabwean petalite to obtain lithium carbonate
Jandová et al. Processing of zinnwaldite waste to obtain Li2CO3
Um et al. Precipitation behavior of Ca (OH) 2, Mg (OH) 2, and Mn (OH) 2 from CaCl2, MgCl2, and MnCl2 in NaOH-H2O solutions and study of lithium recovery from seawater via two-stage precipitation process
Hui et al. Kinetics of leaching lithium from α-spodumene in enhanced acid treatment using HF/H2SO4 as medium
Zhang et al. Simultaneous extraction of lithium, rubidium, cesium and potassium from lepidolite via roasting with iron (II) sulfate followed by water leaching
Li et al. Aqueous leaching of lithium from simulated pyrometallurgical slag by sodium sulfate roasting
Rosales et al. Alkaline metal fluoride synthesis as a subproduct of β-spodumene leaching
Wang et al. Kinetics of leaching lithium from lepidolite using mixture of hydrofluoric and sulfuric acid
TW202134182A (zh) 純化鋰鹽的方法
CN103827039A (zh) 从包含至少一种熔融盐的介质中制备锕系元素和/或镧系元素的卤氧化物和/或氧化物的方法
Smorokov et al. A novel low‐energy approach to leucoxene concentrate desiliconization by ammonium bifluoride solutions
Li et al. In-situ capturing of fluorine with CaO for accelerated defluorination roasting of lepidolite in a fluidized bed reactor
Yang et al. Novel technology for synergistic extraction of Li and Rb from a complex lithium concentrate
Braga et al. Alkaline process for extracting lithium from spodumene
Nete Separation and purification of niobium and tantalum from synthetic and natural compounds
Torium Digestion study of water leach purification (WLP) residue for possibility of thorium extraction
Mulwanda Extraction of lithium from lepidolite and spodumene
Kristianová et al. Extraction of Li, K, and Rb from zinnwaldite by chlorination roasting with CaCl2

Legal Events

Date Code Title Description
PB01 Publication
PB01 Publication
SE01 Entry into force of request for substantive examination
SE01 Entry into force of request for substantive examination
RJ01 Rejection of invention patent application after publication

Application publication date: 20170517

RJ01 Rejection of invention patent application after publication