RU2221886C2

RU2221886C2 - Method of extraction of lithium from lepidolite concentrate

Info

Publication number: RU2221886C2
Application number: RU2001134086/02A
Authority: RU
Inventors: Валерий Иванович Самойлов (KZ); Валерий Иванович Самойлов; И.М. Белозеров (RU); И.М. Белозеров; Н.И. Шипунов (RU); Н.И. Шипунов; М.В. Ядрышников (RU); М.В. Ядрышников
Original assignee: Открытое акционерное общество "Новосибирский завод химконцентратов"
Priority date: 2001-12-13
Filing date: 2001-12-13
Publication date: 2004-01-20

Abstract

FIELD: processing lepidolite concentrates. SUBSTANCE: proposed method includes preparation of charge containing lepidolite concentrate and alkali flux, melting this charge with alkali flux, water granulation of melt for obtaining granules, grinding these granules and performing sulfuring acid leaching. Used as alkali flux is sodium carbonate satisfying required relationship of silicon and sum of sodium, potassium and lithium in terms of oxides equal to 2.89-3.45. EFFECT: reduction of consumption of alkali flux and sulfuring acid; reduced power requirements. 2 tbl

Description

Изобретение относится к металлургии, в частности к переработке лепидолитовых концентратов. Лепидолит (KLi_1,5Al_1,5[Si₃AlO₁₀][F,OH]₂) является одним из основных промышленных минералов лития [1, стр.90; 2, стр.229, стр.243, стр. 254] , используемых для производства технических соединений лития. Известны три промышленных гидрометаллургических способа вскрытия лепидолита [1, стр.121-149; 2, стр.229-234; 3, стр.589-596; 4, стр.25-55].The invention relates to metallurgy, in particular to the processing of lepidolite concentrates. Lepidolite (KLi _1,5 Al _1,5 [Si ₃ AlO ₁₀ ] [F, OH] ₂ ) is one of the main industrial lithium minerals [1, p. 90; 2, p. 229, p. 243, p. 254] used for the production of technical lithium compounds. Three industrial hydrometallurgical methods for opening lepidolite are known [1, p. 121-149; 2, p. 229-234; 3, pp. 589-596; 4, p. 25-55].

Сульфатный способ [2, стр.264] основан на спекании лепидолита и K₂SO₄ с образованием водорастворимого сульфата лития и нерастворимого в воде алюмосиликатного кека. Полнота последующего водного выщелачивания лития из спека достигается, если температура спекания составляет 720-920^oС при массовом соотношении минерала и K₂SO₄, равном 7:(3-7). Заключительная операция процесса - отфильтровывание кека от раствора сульфата лития.The sulfate method [2, p. 264] is based on the sintering of lepidolite and K ₂ SO ₄ with the formation of water-soluble lithium sulfate and water-insoluble aluminosilicate cake. The completeness of subsequent water leaching of lithium from the cake is achieved if the sintering temperature is 720-920 ^o With a mass ratio of mineral and K ₂ SO ₄ equal to 7: (3-7). The final operation of the process is filtering the cake from a solution of lithium sulfate.

Недостатком сульфатной технологии является высокий расход дорогостоящего флюса (K₂SO₄) на стадии спекания.The disadvantage of sulfate technology is the high consumption of expensive flux (K ₂ SO ₄ ) at the sintering stage.

Известковый способ [2, стр.248-249] предусматривает спекание лепидолита с известняком в массовом соотношении 1:3 при температуре порядка 900-950^oС (перед спеканием смесь лепидолита и известняка измельчают в шаровой мельнице до ~ 0,07 мм). В результате спекания образуется водорастворимый гидроксид лития и нерастворимый в воде алюмосиликатный кек, который отфильтровывают от раствора гидроксида лития после выщелачивания спека в воде.The calcareous method [2, pp. 248-249] provides for the sintering of lepidolite with limestone in a mass ratio of 1: 3 at a temperature of about 900-950 ^o C (before sintering, the mixture of lepidolite and limestone is ground in a ball mill to ~ 0.07 mm). As a result of sintering, water-soluble lithium hydroxide and water-insoluble aluminosilicate cake are formed, which is filtered from a solution of lithium hydroxide after leaching of cake in water.

Недостатком известковой технологии является высокий расход флюса (СаСО₃) на стадии спекания.The disadvantage of lime technology is the high consumption of flux (CaCO ₃ ) at the sintering stage.

Наиболее близким по совокупности признаков к предлагаемому способу - прототипом является сернокислотный способ извлечения лития из лепидолитовых концентратов [2, стр.229-234]. В сернокислотном процессе лепидолит плавят с 10-20%-иой (масс.) добавкой К₂СО₃, плав гранулируют в воде, что ведет к образованию фаз лития, легко вскрывающихся серной кислотой. Гранулят измельчают, затем обрабатывают серной кислотой, из полученной сульфатной массы сульфат лития переводят в раствор водным выщелачиванием, оставляя нерастворимый кремнеземистый кек в осадке. Последний на заключительной стадии процесса отфильтровывают от раствора сульфата лития, обеспечивая тем самым извлечения лития из исходного концентрата. Вместе с литием в раствор извлекаются алюминий и калий (в виде сульфатов), удаляемые в дальнейшем в процессе очистки раствора сульфата лития от примесей.The closest set of features to the proposed method - the prototype is a sulfuric acid method for the extraction of lithium from lepidolite concentrates [2, p.229-234]. In the sulfuric acid process, lepidolite is melted with 10-20% (mass.) Additive K ₂ CO ₃ , the melt is granulated in water, which leads to the formation of lithium phases that are easily opened by sulfuric acid. The granulate is crushed, then treated with sulfuric acid, from the obtained sulfate mass, lithium sulfate is transferred into the solution by aqueous leaching, leaving insoluble silica cake in the sediment. The latter at the final stage of the process is filtered from a solution of lithium sulfate, thereby ensuring the extraction of lithium from the initial concentrate. Together with lithium, aluminum and potassium (in the form of sulfates) are extracted into the solution, which are removed later in the process of purification of the lithium sulfate solution from impurities.

Недостатком сернокислотной технологии является высокий расход дорогостоящего флюса (К₃СО₃) на стадии плавления лепидолитового концентрата, что ведет к повышенным энергозатратам на плавку шихты и расходу серной кислоты на нейтрализацию щелочного флюса в процессе сульфатизации гранулята.The disadvantage of sulfuric acid technology is the high consumption of expensive flux (K ₃ CO ₃ ) at the stage of melting the lepidolite concentrate, which leads to increased energy consumption for smelting the charge and consumption of sulfuric acid to neutralize alkaline flux in the process of sulfate granulation.

Задачей, на решение которой направлено заявляемое изобретение, является разработка способа переработки лепидолитового концентрата, обеспечивающего снижение расхода щелочного флюса на стадии плавления концентрата. The problem to which the invention is directed, is to develop a method for processing lepidolite concentrate, which reduces the consumption of alkaline flux at the stage of melting of the concentrate.

Решение указанной задачи и достижение соответствующих технических результатов обеспечивается тем, что в способе извлечения лития из лепидолитового концентрата, включающем подготовку шихты из липидолитового концентрата и щелочного флюса, ее плавление с щелочным флюсом, водную грануляцию расплава с получением гранул, их измельчение и сернокислотное выщелачивание, согласно изобретению в качестве щелочного флюса используют карбонат натрия из расчета получения необходимого соотношения содержащихся в составе шихты кремния и суммы натрия, калия и лития в пересчете на оксиды, равного 2,89-3,45. The solution of this problem and the achievement of the corresponding technical results is ensured by the fact that in the method for extracting lithium from a lepidolite concentrate, which includes preparing the mixture from a lipidolite concentrate and alkaline flux, melting it with alkaline flux, water granulating the melt to obtain granules, grinding them and sulfuric acid leaching, according to Sodium carbonate is used as alkaline flux according to the invention in order to obtain the necessary ratio of silicon contained in the composition of the charge and the amount of sodium I, potassium and lithium in terms of oxides, equal to 2.89-3.45.

Указанная совокупность признаков является новой и обладает изобретательским уровнем, так как в результате плавления лепидолитового концентрата с содой и последующей водной грануляции плава происходит перевод лития в кислотовскрываемые фазы, что обеспечивает в дальнейшем такое же извлечение лития в сульфатный раствор на стадии сернокислотного выщелачивания гранулята (как и при использовании поташа при плавке лепидолитового концентрата), но при меньшем расходе флюса. Таким образом, использование в качестве щелочного флюса соды позволяет снизить его расход с 10-20 мас.% до 5-10 мас.%. При этом сокращается расход электроэнергии на плавку шихты и серной кислоты на вскрытие плава. The indicated set of features is new and has an inventive step, since lithium is converted into acid-opening phases as a result of melting the lepidolite concentrate with soda and subsequent water granulation of the melt, which subsequently ensures the same lithium extraction into the sulfate solution at the stage of sulfuric acid leaching of the granulate (as when using potash in the melting of lepidolite concentrate), but with a lower consumption of flux. Thus, the use of soda as an alkaline flux can reduce its consumption from 10-20 wt.% To 5-10 wt.%. This reduces the energy consumption for melting the charge and sulfuric acid for opening the melt.

Способ осуществляется на обычном оборудовании. Химический состав лепидолитового концентрата представлен в табл.1. The method is carried out on conventional equipment. The chemical composition of lepidolite concentrate is presented in table 1.

Для осуществления способа готовят шихту из лепидолитового концентрата и соды из расчета получения необходимого массового соотношения содержащихся в их составе кремния и суммы натрия, калия и лития (в пересчете на оксиды), равного 2,89-3,45. Полученную шихту загружают в графитовые тигли и плавят в шахтной печи при температуре 1350^oС. Расплав сливают в холодную воду (температура воды ~15^oС), полученные гранулы высушивают, измельчают до крупности - 0,16 мм. Измельченный плав распульповывают в воде при соотношении Т: Ж=1:0,8. В полученную пульпу добавляют 93%-ную серную кислоту из расчета 0,6 мл/г гранулята. Образующиеся сульфаты выщелачивают водой при Т:Ж=1:5 (по исходному грануляту), температуре 90^oС в течение 30 мин. Полученную сернокислую пульпу фильтруют, отфильтрованный кек подвергают 2-кратной фильтр-репульпационной отмывке водой при Т:Ж=1:7 (по исходному грануляту), температуре 70^oС в течение 15 мин. По остаточному содержанию лития в кеке определяют полноту извлечения данного элемента.To implement the method, a mixture is prepared from lepidolite concentrate and soda based on the required mass ratio of the silicon contained in them and the sum of sodium, potassium and lithium (in terms of oxides) equal to 2.89-3.45. The resulting mixture is loaded into graphite crucibles and melted in a shaft furnace at a temperature of 1350 ^o C. The melt is poured into cold water (water temperature ~ 15 ^o C), the resulting granules are dried, crushed to a particle size of 0.16 mm The crushed melt is pulp in water at a ratio of T: W = 1: 0.8. 93% sulfuric acid was added to the resulting pulp at the rate of 0.6 ml / g of granulate. The resulting sulfates are leached with water at T: W = 1: 5 (according to the initial granulate), at a temperature of 90 ^{° C.} for 30 minutes. The resulting sulfate pulp is filtered, the filtered cake is subjected to 2-fold filter-repulpative washing with water at T: W = 1: 7 (according to the initial granulate), at a temperature of 70 ^° C for 15 minutes. The residual lithium content in the cake determine the completeness of extraction of this element.

В табл.2 приведены результаты осуществления способа по заявляемому изобретению и для сравнения - по прототипу. Table 2 shows the results of the implementation of the method according to the claimed invention and for comparison, the prototype.

Из данных табл.2 следует, что при осуществлении способа по заявляемому изобретению (примеры 4 и 5) извлечение лития в раствор составляет 99,0-99,4 мас.%. При этом в примерах 4 и 5 (табл.2) массовое соотношение SiO₂/(Na₂O+K₂O+Li₂O) составляет 3,45 и 2,89 соответственно.From the data of table 2 it follows that when implementing the method according to the claimed invention (examples 4 and 5), the extraction of lithium in solution is 99.0-99.4 wt.%. Moreover, in examples 4 and 5 (table 2), the mass ratio of SiO ₂ / (Na ₂ O + K ₂ O + Li ₂ O) is 3.45 and 2.89, respectively.

При переработке шихты с массовым соотношением SiO₂/Na₂O+K₂O+Li₂O) равным 4,26 (пример 3) извлечение лития снижается до 81,5 мас.%. Увеличение количества соды в шихте (пример 6) по сравнению с указанным в примере 5 не влияет на извлечение лития в раствор и экономически нецелесообразно из-за повышения при этом расхода флюса, энергозатрат на плавку, расхода серной кислоты.When processing the mixture with a mass ratio of SiO ₂ / Na ₂ O + K ₂ O + Li ₂ O) equal to 4.26 (example 3), the extraction of lithium is reduced to 81.5 wt.%. An increase in the amount of soda in the charge (example 6) compared to that indicated in example 5 does not affect the extraction of lithium in solution and is not economically feasible due to the increase in the consumption of flux, energy consumption for smelting, and consumption of sulfuric acid.

Для сравнения с заявляемым изобретением в табл. 2 представлены результаты сернокислотного вскрытия активированного лепидолитового концентрата по способу прототипа (примеры 1 и 2), по которому извлечение лития в раствор составляет 98-99 мас.%. For comparison with the claimed invention in table. 2 presents the results of the sulfuric acid opening of the activated lepidolite concentrate according to the method of the prototype (examples 1 and 2), in which the extraction of lithium in solution is 98-99 wt.%.

Таким образом, заявляемый способ позволяет эффективно извлекать из лепидолитового концентрата литий. По сравнению с прототипом заявляемый способ обеспечивает снижение расхода флюса и энергозатрат при плавке концентрата, а также расхода серной кислоты на сульфатизацию плава. Thus, the inventive method can effectively extract lithium from a lepidolite concentrate. Compared with the prototype of the proposed method provides a reduction in the consumption of flux and energy consumption during the smelting of the concentrate, as well as the consumption of sulfuric acid for sulfatization of the melt.

Источники информации
1. Остроушко Ю.И., Бучихин П.И., Алексеева В.В. и др. Литий, его химия и технология. М.: Атомиздат, 1960. - 200 с.Sources of information
1. Ostroushko Yu.I., Buchihin P.I., Alekseeva V.V. et al. Lithium, its chemistry and technology. M .: Atomizdat, 1960 .-- 200 p.

2. Плющев В. Е., Степин Б. Д. Химия и технология соединений лития, рубидия и цезия. М.: Химия, 1970. - 408 с. 2. Plyushchev V. Ye., Stepin BD Chemistry and technology of compounds of lithium, rubidium and cesium. M .: Chemistry, 1970 .-- 408 p.

3. Зеликман А.Н., Меерсон Г.А. Металлургия редких металлов. М.: Металлургия, 1973. - 608 с. 3. Zelikman A.N., Meerson G.A. Metallurgy of rare metals. M .: Metallurgy, 1973.- 608 p.

4. Химия и технология редких и рассеянных элементов. Под ред. К.А. Большакова, т.2. М.: Высшая школа, 1969. - 640 с. 4. Chemistry and technology of rare and trace elements. Ed. K.A. Bolshakova, vol. 2. M .: Higher School, 1969. - 640 p.

Claims

A method for extracting lithium from a lepidolite concentrate, including preparing a mixture of lepidolite concentrate and alkaline flux, melting it with an alkaline flux, water granulating the melt to obtain granules, grinding them and sulfuric acid leaching, characterized in that sodium carbonate is used as the alkaline flux based on the preparation the required ratio contained in the mixture of silicon and the amount of sodium, potassium and lithium in terms of oxides, equal to 2.89-3.45.