RU2221886C2 - Method of extraction of lithium from lepidolite concentrate - Google Patents
Method of extraction of lithium from lepidolite concentrate Download PDFInfo
- Publication number
- RU2221886C2 RU2221886C2 RU2001134086/02A RU2001134086A RU2221886C2 RU 2221886 C2 RU2221886 C2 RU 2221886C2 RU 2001134086/02 A RU2001134086/02 A RU 2001134086/02A RU 2001134086 A RU2001134086 A RU 2001134086A RU 2221886 C2 RU2221886 C2 RU 2221886C2
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- lithium
- lepidolite
- flux
- concentrate
- extraction
- Prior art date
Links
- 229910052629 lepidolite Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 22
- WHXSMMKQMYFTQS-UHFFFAOYSA-N Lithium Chemical compound [Li] WHXSMMKQMYFTQS-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims abstract description 20
- 239000012141 concentrate Substances 0.000 title claims abstract description 20
- 229910052744 lithium Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 20
- 238000000605 extraction Methods 0.000 title description 9
- 238000000034 method Methods 0.000 claims abstract description 20
- 230000004907 flux Effects 0.000 claims abstract description 19
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N water Substances O XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 12
- CDBYLPFSWZWCQE-UHFFFAOYSA-L Sodium Carbonate Chemical group [Na+].[Na+].[O-]C([O-])=O CDBYLPFSWZWCQE-UHFFFAOYSA-L 0.000 claims abstract description 10
- 239000008187 granular material Substances 0.000 claims abstract description 10
- 238000002844 melting Methods 0.000 claims abstract description 8
- 230000008018 melting Effects 0.000 claims abstract description 8
- 238000002386 leaching Methods 0.000 claims abstract description 7
- 239000011734 sodium Substances 0.000 claims abstract description 6
- ZLMJMSJWJFRBEC-UHFFFAOYSA-N Potassium Chemical compound [K] ZLMJMSJWJFRBEC-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 5
- 229910052700 potassium Inorganic materials 0.000 claims abstract description 5
- 239000011591 potassium Substances 0.000 claims abstract description 5
- DGAQECJNVWCQMB-PUAWFVPOSA-M Ilexoside XXIX Chemical compound C[C@@H]1CC[C@@]2(CC[C@@]3(C(=CC[C@H]4[C@]3(CC[C@@H]5[C@@]4(CC[C@@H](C5(C)C)OS(=O)(=O)[O-])C)C)[C@@H]2[C@]1(C)O)C)C(=O)O[C@H]6[C@@H]([C@H]([C@@H]([C@H](O6)CO)O)O)O.[Na+] DGAQECJNVWCQMB-PUAWFVPOSA-M 0.000 claims abstract description 4
- 229910052710 silicon Inorganic materials 0.000 claims abstract description 4
- 239000010703 silicon Substances 0.000 claims abstract description 4
- 229910052708 sodium Inorganic materials 0.000 claims abstract description 4
- 238000000227 grinding Methods 0.000 claims abstract description 3
- 229910000029 sodium carbonate Inorganic materials 0.000 claims abstract description 3
- 238000002360 preparation method Methods 0.000 claims abstract 2
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N Sulfuric acid Chemical compound OS(O)(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 28
- 239000000203 mixture Substances 0.000 claims description 9
- 239000000155 melt Substances 0.000 claims description 7
- 238000005469 granulation Methods 0.000 abstract description 3
- 230000003179 granulation Effects 0.000 abstract description 3
- 239000000126 substance Substances 0.000 abstract description 2
- 239000003513 alkali Substances 0.000 abstract 4
- 239000002253 acid Substances 0.000 abstract 2
- 238000005245 sintering Methods 0.000 description 7
- WMFOQBRAJBCJND-UHFFFAOYSA-M Lithium hydroxide Chemical compound [Li+].[OH-] WMFOQBRAJBCJND-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 6
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-L Sulfate Chemical compound [O-]S([O-])(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 6
- INHCSSUBVCNVSK-UHFFFAOYSA-L lithium sulfate Inorganic materials [Li+].[Li+].[O-]S([O-])(=O)=O INHCSSUBVCNVSK-UHFFFAOYSA-L 0.000 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 description 5
- 238000005265 energy consumption Methods 0.000 description 4
- 238000005516 engineering process Methods 0.000 description 4
- 238000003723 Smelting Methods 0.000 description 3
- 229910018068 Li 2 O Inorganic materials 0.000 description 2
- 235000019738 Limestone Nutrition 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
- XUIMIQQOPSSXEZ-UHFFFAOYSA-N Silicon Chemical compound [Si] XUIMIQQOPSSXEZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 229910000323 aluminium silicate Inorganic materials 0.000 description 2
- 230000015572 biosynthetic process Effects 0.000 description 2
- HNPSIPDUKPIQMN-UHFFFAOYSA-N dioxosilane;oxo(oxoalumanyloxy)alumane Chemical compound O=[Si]=O.O=[Al]O[Al]=O HNPSIPDUKPIQMN-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 239000006028 limestone Substances 0.000 description 2
- 150000003467 sulfuric acid derivatives Chemical class 0.000 description 2
- OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N Carbon Chemical compound [C] OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 235000008733 Citrus aurantifolia Nutrition 0.000 description 1
- KWYUFKZDYYNOTN-UHFFFAOYSA-M Potassium hydroxide Chemical compound [OH-].[K+] KWYUFKZDYYNOTN-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 1
- 235000011941 Tilia x europaea Nutrition 0.000 description 1
- 239000000654 additive Substances 0.000 description 1
- 230000000996 additive effect Effects 0.000 description 1
- 229910052782 aluminium Inorganic materials 0.000 description 1
- XAGFODPZIPBFFR-UHFFFAOYSA-N aluminium Chemical compound [Al] XAGFODPZIPBFFR-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 238000001914 filtration Methods 0.000 description 1
- 239000010439 graphite Substances 0.000 description 1
- 229910002804 graphite Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000012535 impurity Substances 0.000 description 1
- 229910052500 inorganic mineral Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000004571 lime Substances 0.000 description 1
- 150000002642 lithium compounds Chemical class 0.000 description 1
- 229910001760 lithium mineral Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 description 1
- 238000005272 metallurgy Methods 0.000 description 1
- 239000011707 mineral Substances 0.000 description 1
- 235000010755 mineral Nutrition 0.000 description 1
- 239000002245 particle Substances 0.000 description 1
- 229940072033 potash Drugs 0.000 description 1
- BWHMMNNQKKPAPP-UHFFFAOYSA-L potassium carbonate Substances [K+].[K+].[O-]C([O-])=O BWHMMNNQKKPAPP-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- 235000015320 potassium carbonate Nutrition 0.000 description 1
- 238000000746 purification Methods 0.000 description 1
- 239000013049 sediment Substances 0.000 description 1
- 239000000377 silicon dioxide Substances 0.000 description 1
- 235000013619 trace mineral Nutrition 0.000 description 1
- 239000011573 trace mineral Substances 0.000 description 1
- 238000005406 washing Methods 0.000 description 1
Images
Landscapes
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
Description
Изобретение относится к металлургии, в частности к переработке лепидолитовых концентратов. Лепидолит (KLi1,5Al1,5[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 720-920oС 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 900-950oС (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 1350oС. Расплав сливают в холодную воду (температура воды ~15oС), 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 90oС 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 70oС 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 (1)
Priority Applications (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
RU2001134086/02A RU2221886C2 (en) | 2001-12-13 | 2001-12-13 | Method of extraction of lithium from lepidolite concentrate |
Applications Claiming Priority (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
RU2001134086/02A RU2221886C2 (en) | 2001-12-13 | 2001-12-13 | Method of extraction of lithium from lepidolite concentrate |
Publications (2)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
RU2001134086A RU2001134086A (en) | 2003-07-10 |
RU2221886C2 true RU2221886C2 (en) | 2004-01-20 |
Family
ID=32090534
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
RU2001134086/02A RU2221886C2 (en) | 2001-12-13 | 2001-12-13 | Method of extraction of lithium from lepidolite concentrate |
Country Status (1)
Country | Link |
---|---|
RU (1) | RU2221886C2 (en) |
Cited By (20)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
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 |
RU2319756C2 (en) * | 2005-12-22 | 2008-03-20 | Открытое акционерное общество "Новосибирский завод химконцентратов" | Method used for extraction of lithium from the mixture of lithium concentrates |
RU2319755C2 (en) * | 2005-12-22 | 2008-03-20 | Открытое акционерное общество "Новосибирский завод химконцентратов" | Method used for extraction of lithium out of the lepidolithium concentrate |
RU2347829C2 (en) * | 2007-12-17 | 2009-02-27 | Федеральное государственное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Государственный технологический университет "Московский институт стали и сплавов" | Method of producing lithium hydroxide out of spodumene concentrate |
RU2347830C2 (en) * | 2007-12-17 | 2009-02-27 | Федеральное государственное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Государственный технологический университет "Московский институт стали и сплавов" | Method of processing spodumene concentrates |
RU2347828C2 (en) * | 2007-12-17 | 2009-02-27 | Федеральное государственное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Государственный технологический университет "Московский институт стали и сплавов" | Method of processing spodumene concentrate |
RU2352659C2 (en) * | 2008-02-06 | 2009-04-20 | Федеральное государственное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Государственный технологический университет "Московский институт стали и сплавов" | Extraction method of lithium from mixture of lepidolite and spodumene concentrates |
RU2352658C2 (en) * | 2008-02-06 | 2009-04-20 | Федеральное государственное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Государственный технологический университет "Московский институт стали и сплавов" | Method of receiving lithium-bearing alumina from spodumene concentrate |
RU2356963C2 (en) * | 2008-02-05 | 2009-05-27 | Государственное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Уральский государственный технический университет-УПИ" | Extraction method of beryllium from beryllium-bearing spodumene concentrate |
RU2356961C2 (en) * | 2008-02-05 | 2009-05-27 | Государственное общеобразовательное учреждение высшего профессионального образования "Уральский государственный технический университет-УПИ" | Method of lithium extraction from mineral raw materials |
RU2360017C2 (en) * | 2007-10-04 | 2009-06-27 | Открытое акционерное общество "Ведущий научно-исследовательский институт химической технологии" (ОАО "ВНИИХТ") | METHOD OF CONCENTRATED SOLUTIONS OF LITHIUM SULFATE RECEIVING FROM CONCENTRATE OF β-SPODUMENE |
RU2360986C2 (en) * | 2007-09-21 | 2009-07-10 | Открытое акционерное общество "Ведущий научно-исследовательский институт химической технологии" (ОАО "ВНИИХТ") | TREATMENT METHOD OF CONCENTRATE OF β-SPODUMENE |
RU2361939C2 (en) * | 2008-02-29 | 2009-07-20 | Институт геологии и минералогии Сибирского отделения РАН | PROCESSING METHOD OF CONCENTRATE β-SPODUMENE |
RU2371492C2 (en) * | 2008-02-05 | 2009-10-27 | Государственное общеобразовательное учреждение высшего профессионального образования "Уральский государственный технический университет-УПИ" | Extraction method of lithium from spodumene-containing beryllium concentrate |
RU2390571C1 (en) * | 2008-09-15 | 2010-05-27 | Институт химии твердого тела и механохимии Сибирского отделения Российской Академии наук Статус государственного учреждения (ИХТТМ СО РАН) | Procedure for complex processing crude spodumene ore for production of lithium products and cements |
RU2547052C1 (en) * | 2013-12-09 | 2015-04-10 | Федеральное государственное автономное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Уральский федеральный университет имени первого Президента России Б.Н. Ельцина | Method of lithium concentrate processing |
RU2546952C1 (en) * | 2013-12-03 | 2015-04-10 | Федеральное государственное автономное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Уральский федеральный университет имеми первого Президента России Б.Н. Ельцина" | Method of working of lithium concentrates mixture |
RU2646296C1 (en) * | 2017-05-02 | 2018-03-02 | Федеральное государственное автономное образовательное учреждение высшего образования Уральский федеральный университет имени первого Президента России Б.Н. Ельцина | Lepidolithic concentrate processing method |
RU2749598C1 (en) * | 2020-11-30 | 2021-06-15 | Общество с ограниченной ответственностью "Объединенная Компания РУСАЛ Инженерно-технологический центр" | Method for processing mica concentrate |
CN117070771A (en) * | 2023-09-04 | 2023-11-17 | 先进储能材料国家工程研究中心有限责任公司 | A method for extracting lithium from lepidolite |
-
2001
- 2001-12-13 RU RU2001134086/02A patent/RU2221886C2/en not_active IP Right Cessation
Non-Patent Citations (1)
Title |
---|
ПЛЮЩЕВ В.Е. и др. Химия и технология соединений лития, рубидия и цезия. - М.: Химия, 1960, с.229-234.. БЕЛЯЕВ А.И.Металлургия легких металлов. - М.: Металлургиздат, 1962, с.433-436. СТЕФАНЮК С.Л. Металлургия магния и других легких металлов. - М.: Металлургия, 1985, с.144-147. WО 8908723, 21.09.1989. * |
Cited By (20)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
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 |
RU2319756C2 (en) * | 2005-12-22 | 2008-03-20 | Открытое акционерное общество "Новосибирский завод химконцентратов" | Method used for extraction of lithium from the mixture of lithium concentrates |
RU2319755C2 (en) * | 2005-12-22 | 2008-03-20 | Открытое акционерное общество "Новосибирский завод химконцентратов" | Method used for extraction of lithium out of the lepidolithium concentrate |
RU2360986C2 (en) * | 2007-09-21 | 2009-07-10 | Открытое акционерное общество "Ведущий научно-исследовательский институт химической технологии" (ОАО "ВНИИХТ") | TREATMENT METHOD OF CONCENTRATE OF β-SPODUMENE |
RU2360017C2 (en) * | 2007-10-04 | 2009-06-27 | Открытое акционерное общество "Ведущий научно-исследовательский институт химической технологии" (ОАО "ВНИИХТ") | METHOD OF CONCENTRATED SOLUTIONS OF LITHIUM SULFATE RECEIVING FROM CONCENTRATE OF β-SPODUMENE |
RU2347828C2 (en) * | 2007-12-17 | 2009-02-27 | Федеральное государственное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Государственный технологический университет "Московский институт стали и сплавов" | Method of processing spodumene concentrate |
RU2347830C2 (en) * | 2007-12-17 | 2009-02-27 | Федеральное государственное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Государственный технологический университет "Московский институт стали и сплавов" | Method of processing spodumene concentrates |
RU2347829C2 (en) * | 2007-12-17 | 2009-02-27 | Федеральное государственное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Государственный технологический университет "Московский институт стали и сплавов" | Method of producing lithium hydroxide out of spodumene concentrate |
RU2371492C2 (en) * | 2008-02-05 | 2009-10-27 | Государственное общеобразовательное учреждение высшего профессионального образования "Уральский государственный технический университет-УПИ" | Extraction method of lithium from spodumene-containing beryllium concentrate |
RU2356963C2 (en) * | 2008-02-05 | 2009-05-27 | Государственное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Уральский государственный технический университет-УПИ" | Extraction method of beryllium from beryllium-bearing spodumene concentrate |
RU2356961C2 (en) * | 2008-02-05 | 2009-05-27 | Государственное общеобразовательное учреждение высшего профессионального образования "Уральский государственный технический университет-УПИ" | Method of lithium extraction from mineral raw materials |
RU2352658C2 (en) * | 2008-02-06 | 2009-04-20 | Федеральное государственное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Государственный технологический университет "Московский институт стали и сплавов" | Method of receiving lithium-bearing alumina from spodumene concentrate |
RU2352659C2 (en) * | 2008-02-06 | 2009-04-20 | Федеральное государственное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Государственный технологический университет "Московский институт стали и сплавов" | Extraction method of lithium from mixture of lepidolite and spodumene concentrates |
RU2361939C2 (en) * | 2008-02-29 | 2009-07-20 | Институт геологии и минералогии Сибирского отделения РАН | PROCESSING METHOD OF CONCENTRATE β-SPODUMENE |
RU2390571C1 (en) * | 2008-09-15 | 2010-05-27 | Институт химии твердого тела и механохимии Сибирского отделения Российской Академии наук Статус государственного учреждения (ИХТТМ СО РАН) | Procedure for complex processing crude spodumene ore for production of lithium products and cements |
RU2546952C1 (en) * | 2013-12-03 | 2015-04-10 | Федеральное государственное автономное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Уральский федеральный университет имеми первого Президента России Б.Н. Ельцина" | Method of working of lithium concentrates mixture |
RU2547052C1 (en) * | 2013-12-09 | 2015-04-10 | Федеральное государственное автономное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Уральский федеральный университет имени первого Президента России Б.Н. Ельцина | Method of lithium concentrate processing |
RU2646296C1 (en) * | 2017-05-02 | 2018-03-02 | Федеральное государственное автономное образовательное учреждение высшего образования Уральский федеральный университет имени первого Президента России Б.Н. Ельцина | Lepidolithic concentrate processing method |
RU2749598C1 (en) * | 2020-11-30 | 2021-06-15 | Общество с ограниченной ответственностью "Объединенная Компания РУСАЛ Инженерно-технологический центр" | Method for processing mica concentrate |
CN117070771A (en) * | 2023-09-04 | 2023-11-17 | 先进储能材料国家工程研究中心有限责任公司 | A method for extracting lithium from lepidolite |
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
RU2221886C2 (en) | Method of extraction of lithium from lepidolite concentrate | |
JP7225681B2 (en) | Lithium leaching method and lithium recovery method | |
CN101555551B (en) | Method for comprehensively recovering Fe, Cu and Si from copper smelting slag | |
RU2222622C2 (en) | Spodumene concentrate processing method | |
KR20190084081A (en) | Lithium recovery method | |
CN109468453B (en) | Method for extracting tungsten from tungsten-containing raw material by using waste glass | |
CN101638725B (en) | Method for enriching germanium concentrates from low-germanium coal dust | |
KR102094398B1 (en) | Method of recycling chlorine bypass dust generated in cement manufacturing process | |
CN116121560B (en) | Method for extracting lithium from low-grade petalite raw ore | |
CN108975364A (en) | A kind of method that the processing of Bayer process red mud acid removes alkali collection sodium | |
CN114318020B (en) | A treatment method for separating thallium from thallium-containing sulfide residue | |
CN105347315A (en) | Method for extracting crude tellurium from tellurium-containing smelting waste residue | |
CN110963515B (en) | Method for recovering alumina from fly ash | |
CN115537580B (en) | Method for extracting lithium from lithium ore | |
CN109252043A (en) | A kind of high melt method of bastnasite | |
CN103555933A (en) | Method for extracting molybdenum and nickel and enriching precious metals from nickel and molybdenum ores | |
CN110358937A (en) | A method of the selective enrichment scandium from titanium white waste acid and red mud | |
CN116219203A (en) | Method for recovering lithium rubidium cesium from lepidolite ore | |
RU2107742C1 (en) | Method of beryllium recovery from beryllium-containing concentrates | |
CN116497235A (en) | Method for extracting lithium from low-lithium clay | |
CN112624161A (en) | Method for preparing lithium carbonate by extracting lithium from mechanically activated lepidolite | |
CN111592017A (en) | Method for preparing battery-grade lithium chloride by pressing and soaking spodumene | |
Li et al. | An innovative approach to separate iron oxide concentrate from high-sulfur and low-grade pyrite cinders | |
WO2024084233A1 (en) | Production of battery grade chemicals | |
CN116497236A (en) | Method for extracting lithium from phospholith-aluminum stone raw material |
Legal Events
Date | Code | Title | Description |
---|---|---|---|
MM4A | The patent is invalid due to non-payment of fees |
Effective date: 20041214 |