[go: up one dir, main page]

RU2145646C1 - Способ производства металлического кремния, силумина и алюминия и технологическая установка для его осуществления - Google Patents

Способ производства металлического кремния, силумина и алюминия и технологическая установка для его осуществления Download PDF

Info

Publication number
RU2145646C1
RU2145646C1 RU97100194A RU97100194A RU2145646C1 RU 2145646 C1 RU2145646 C1 RU 2145646C1 RU 97100194 A RU97100194 A RU 97100194A RU 97100194 A RU97100194 A RU 97100194A RU 2145646 C1 RU2145646 C1 RU 2145646C1
Authority
RU
Russia
Prior art keywords
stage
bath
electrolyte
furnace
electrolysis
Prior art date
Application number
RU97100194A
Other languages
English (en)
Other versions
RU97100194A (ru
Inventor
Жан Р. Стуберг
Original Assignee
Жан Р. Стуберг
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 Жан Р. Стуберг filed Critical Жан Р. Стуберг
Publication of RU97100194A publication Critical patent/RU97100194A/ru
Application granted granted Critical
Publication of RU2145646C1 publication Critical patent/RU2145646C1/ru

Links

Images

Classifications

    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22CALLOYS
    • C22C1/00Making non-ferrous alloys
    • C22C1/02Making non-ferrous alloys by melting
    • C22C1/026Alloys based on aluminium
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C25ELECTROLYTIC OR ELECTROPHORETIC PROCESSES; APPARATUS THEREFOR
    • C25BELECTROLYTIC OR ELECTROPHORETIC PROCESSES FOR THE PRODUCTION OF COMPOUNDS OR NON-METALS; APPARATUS THEREFOR
    • C25B1/00Electrolytic production of inorganic compounds or non-metals
    • C25B1/01Products
    • C25B1/33Silicon
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C25ELECTROLYTIC OR ELECTROPHORETIC PROCESSES; APPARATUS THEREFOR
    • C25CPROCESSES FOR THE ELECTROLYTIC PRODUCTION, RECOVERY OR REFINING OF METALS; APPARATUS THEREFOR
    • C25C3/00Electrolytic production, recovery or refining of metals by electrolysis of melts
    • C25C3/06Electrolytic production, recovery or refining of metals by electrolysis of melts of aluminium

Landscapes

  • Chemical & Material Sciences (AREA)
  • Engineering & Computer Science (AREA)
  • Materials Engineering (AREA)
  • Metallurgy (AREA)
  • Organic Chemistry (AREA)
  • Chemical Kinetics & Catalysis (AREA)
  • Electrochemistry (AREA)
  • Inorganic Chemistry (AREA)
  • Mechanical Engineering (AREA)
  • Electrolytic Production Of Metals (AREA)
  • Silicon Compounds (AREA)
  • Chemical Treatment Of Metals (AREA)
  • Curing Cements, Concrete, And Artificial Stone (AREA)

Abstract

Настоящее изобретение относится к процессу непрерывного или периодического производства в одну или несколько стадий в одной или нескольких печах металлического кремния, силумина, сплава AlSi и/или металлического алюминия Al при заданном режиме в ванне расплавленного во фториде полевого шпата или пород, содержащих полевой шпат, а также к технологическому оборудованию для осуществления этого процесса. Высокочистый металлический кремний получают путем электролиза на первой стадии в первой печи, включающей заменяемый угольный анод, расположенный на дне печи, и угольный катод, размещенный в верхней части печи. Для производства силумина остаточный электролит с первой стадии с низким содержанием металлического кремния Si передается во вторую печь, куда добавляется алюминий на второй стадии. Алюминий получают в третьей печи на третьей стадии путем электролиза после удаления Si на первой стадии или после удаления остаточных Si и Si (IV) на второй стадии. Настоящее изобретение также относится к производству металлического кремния, силумина и/или алюминия с использованием технологической установки, содержащей две или более печей, объединенных в единый агрегат с промежуточной разделительной перегородкой или перегородками, которые выполнены с обеспечением возможности передачи электролита из одной печи в другую. В изобретении обеспечивается снижение энергоемкости процесса. 2 с. и 10 з.п.ф-лы, 6 ил.

Description

Настоящее изобретение относится к процессу непрерывного или периодического производства за одну или несколько стадий в одной или нескольких печах металлического кремния, силумина (сплава AlSi), и/или металлического алюминия Al при заданном режиме в ванне расплавленного во фториде полевого шпата или полевошпатовых пород, а также к технологическому оборудованию для осуществления этого процесса.
Патент США N 3022233 описывает производство Si, металлического силицида, фторуглеводорода и четырехфтористого кремния в одной и той же стадии, однако качество Si и температура процесса не указаны. Первичным материалом является SiO2, растворенный в щелочных или щелочноземельных фторидах редкоземельных металлов. Катод сделан из металла.
По патенту США N 3405043 производится только металлический кремний, и важно то, что сырье (двуокись кремния) должно быть весьма чистым. Сырье - двуокись кремния - растворено в криолите. Во время электролиза частицы Si закрепляются на катоде подобно клейким комкам; катод же должен периодически извлекаться и очищаться. Анод и катод расположены вертикально один против другого.
Реализация процесса получения высокочистого металлического кремния путем электролиза с использованием полевого шпата или различных видов пород, содержащих полевой шпат, растворенных во фториде, до настоящего времени является проблемой.
Непрерывное производство металлического кремния и силумина было описано в ISBN 82-993110-0-4, которое является собственной публикацией автора. Обедненные железом минералы (образцы горных пород), такие как полевой шпат (Ca, Na, Ka, Al2-1, Si2-3O), пегматит, гранит, сиенит или анортозит, могут быть использованы в смеси с NaF или криолитом и подвергаться электролизу с Al(Al-Si) катодом для производства чистого Si(99%).
Недостатком известного способа является то, что электролиз, в результате которого получается Si, не может быть осуществлен в управляемом виде отдельно от аминотермического восстановления, когда присутствует Al. Поскольку алюминотермическое восстановление происходит быстро, то много Al будет окисляться и использоваться одновременно по мере прохождения электрического тока через электролизер для восстановления Si (IY). Так как при этом расходуется много Al, то много Al (III) должно быть регенерировано для образования Al путем электролиза и, кроме того, образуется много силумина. Это является нежелательным, поскольку рынок Si является более емким, чем рынок силумина. Кроме того, электролиз Si в Al требует больше затрат электроэнергии с поверхности алюминиевого катода, обогащенного Si, потому что твердый Si образуется при температурном режиме в 1000oC (точка плавления (Si)= 1410oC). Твердый Si имеет свойства полупроводника и, вместе с тем, высокое электрическое сопротивление. Образующиеся частицы Si располагаются в основном на внешней стороне расплавленного Al (в этом случае Si следует рассматривать в качестве катода вместо Al).
В ISBN 82-993110-0-4 далее говорится, что кристаллы Si, содержащие приблизительно 1% Al, будут выкристаллизовываться на поверхности алюминиевого катода, в силумине и/или на днище. Кристаллы Si, образующиеся путем электролиза, могут отсасываться, счищаться и/или отфильтровываться с алюминиевого катода. Недостатком образования такого большого количества Al (1%) в кристаллах Si является то, что при этом представляется трудным извлечь этот Al известными методами очистки. Поскольку наблюдается образование лишь небольшого количества Si на поверхности и на днище, то трудно извлекать его при помощи известной технологии.
В предложенном способе непрерывного или периодического производства за одну или несколько стадий, в одной или нескольких печах металлического кремния, возможно силумина, сплавов AlSi и/или металлического алюминия Al при заданном режиме в ванне расплавленного во фториде полевого шпата или пород, содержащих полевой шпат, согласно изобретению, на первой стадии получают высокочистый металлический кремний путем электролиза в ванне с угольным катодом, расположенным в верхней части ванны и угольным анодом, расположенным на дне ванны, при этом в ходе электролиза на аноде образуется CO2, который, поднимаясь вверх через ванну, контактирует с кремнием, образующимся на катоде, и способствует удалению загрязнений с получением частиц Si, приставших к катоду, и уносит отделившиеся частицы Si на поверхность ванны, позволяя извлекать металлический Si; на второй стадии получают силумин путем добавления металлического Al в остаточный электролит ванны для восстановления оставшихся Si и Si (IV) и осаждения их в виде силумина, и на второй или третьей стадии получают металлический алюминий путем электролиза после удаления Si на первой стадии или после удаления остаточных Si и Si(IV) на второй стадии.
Кроме того, металлический кремний, получаемый на первой стадии, извлекают путем удаления обогащенного Si с поверхности ванны, снятия Si, приставшего к катоду, после извлечения катода из ванны, и осаждения Si, находящегося в ванне и на катоде, на дно путем прекращения электролиза, после чего Si удаляют со дна.
Также не содержащий Si электролит, оставшийся после первой стадии, непосредственно подвергают электролизу для получения металлического алюминия на третьей стадии. На второй стадии добавляют алюминий или алюминиевый скрап в количестве, необходимом для получения силумина, с соотношением Si и Al, определенных исходя из первой стадии и электролита с высоким содержанием Al и низким содержанием Si.
Также Al, связанный в силумине, избирательно растворяют с помощью NaOH и отделяют твердый Si, а также в полученный с высоким содержанием Al раствор добавляют газ CO2, причем газ CO2 по меньшей мере частично образуется на аноде на первой стадии, в результате чего Al(OH)3 выпадает в осадок и осажденный Al(OH)3 преобразуют в Al2O3 или AlF3 известным способом.
Полученный на второй стадии электролит с высоким содержанием Al и низким содержанием Si подвергают электролизу на третьей стадии.
Полученный на второй стадии электролит с высоким содержанием Al и низким содержанием Si подвергают электролизу на третьей стадии после добавления в него Al2O3 или AlF3, полученных в соответствии с п.5.
Технологическая установка для непрерывного или периодического производства за одну или несколько стадий, в одной или нескольких печах металлического кремния Si, возможно силумина, сплавов AlSi и/или металлического алюминия Al при заданном режиме в ванне расплавленного во фториде полевого шпата или пород, содержащих полевой шпат, согласно изобретению, содержит по меньшей мере две печи, первую печь для получения металлического кремния на первой стадии, содержащую резервуар со стенками, изолированными кремнием, анод, состоящий из по меньшей мере одного угольного элемента, расположенного на основании резервуара, причем на угольном элементе или элементах, образующих анод, закреплен вертикальный угольный элемент, покрытый изолирующим материалом типа кремния, и по меньшей мере один угольный катод, расположенный в верхней части резервуара, а также третью печь для получения металлического алюминия путем электролиза после удаления Si из ванны на первой стадии или после удаления остаточных Si и Si (IV) на второй стадии.
В технологической установке вторая и третья печи объединены в единый агрегат с промежуточной разделительной перегородкой, при этом электролит из второй печи передают в третью для получения в ней металлического алюминия.
В технологической установке вторая и третья печи объединены в единый агрегат с промежуточной разделительной перегородкой, при этом не содержащий Si электролит из первой печи передают в третью печь для получения в ней металлического алюминия.
Кроме того, в технологической установке первая, вторая и третья печи объединены в единый агрегат с промежуточными разделительными перегородками, а кремний, силумин и алюминий получают непрерывно соответственно на первой, второй и третьей стадиях путем передачи электролита из первой печи во вторую и из второй в третью.
В технологической установке анод или аноды выполнены с возможностью замены в виде вертикального угольного элемента или элементов, которые крепятся на угольном элементе аноде на дне резервуара так, что их можно удалять из резервуара для установки нового угольного элемента.
Настоящее изобретение более подробно разъясняется со ссылками на фиг. 1-6 и на стадии I-V.
На фиг. 1-3 показано, как осуществляется производство Si, AlSi и Al в трех различных печах на стадиях I-III. На фиг. 1 показан электролиз Si с угольным анодом (+, на днище) и угольным катодом (-, в верхней части) (стадия I). На фиг. 2 показана восстановительная ванна с мешалкой для производства AlSi (стадия II). На фиг. 3 показан электролиз Al с инертным анодом (+, в верхней части) и угольным катодом (-, на днище) (стадия III).
На фиг. 4 показано, как осуществляется производство Si, AlSi и Al в вышеназванных печах, соединенных одна с другой. Стадии I и II реализуются в первой печи (фиг. 4а), а стадия III - во второй печи (фиг. 4б).
На фиг. 5 показано, как осуществляется производство AlSi и Al в две стадии в одной печи, но в согласованной последовательности.
На фиг. 1 и на фиг. 5 показано, как осуществляется производство Si в первой печи (стадии) и производство AlSi и Al в две стадии в одной печи постадийно (стадия II и III соответственно).
Печи (фиг. 1 и фиг.5б) могут быть соединены между собой. Металлический кремний производится на стадии I, а алюминий - на стадии III.
На стадии IV фториды рециркулируются и из электролита, оставшегося после производства Al, получают годные к употреблению химические продукты (фиг. 3, фиг. 4б и фиг. 5б). На стадии V (фиг.2, фиг 4а, фиг.5а и фиг.6) Si очищается от AlSi путем добавления или едкого натра или серной кислоты, как показано на фиг. 6. Используемые в производственном процессе химические компоненты получаются на стадии V, и они могут использоваться на стадии III.
На фиг. 1 показано, как производство металлического кремния осуществляется путем электролиза в электролите, содержащем полевой шпат; полевой шпат растворен в растворителе, содержащем фториды, такие как криолит (Na3 AlF6), фторид натрия (NaF) или фторид алюминия (AlF3). Электролит, содержащий полевой шпат, предполагает использование любых типов обогащенных полевых шпатов в составе соединения (Ca, Na) Al2-1Si2-3O8, "обедненный" полевой шпат в том же соединении и образцы пород, содержащих полевой шпат.
На фиг. 1 показан катод 1, например угольный, установленный в верхней части ванны, таким образом, что металлический кремний осаждается на катоде в виде твердого Si2. Поскольку металлический кремний (твердая фаза) имеет плотность 2,3 и он тяжелее электролита, плотность которого составляет приблизительно 2,1 (содержащий K полевой шпат, растворенный в криолите), то частицы Si будут опускаться к дну. Углекислый газ (CO2 (g)), который образуется на днище равномерно вокруг заменяемого угольного анода 3, поднимается вверх в электролите и увлекает к его поверхности опускающиеся книзу частицы Si. Частицы Si, не приставшие к катоду, могут затем извлекаться с поверхности ванны. Обогащение Si в верхней части ванны будет более полным, если в ванну добавить BaF2. BaF2 добавляется для того, чтобы увеличить плотность раствора в ванне. Эффект очищения с использованием углекислого газа при температуре в 1000oC делает возможным получение чистоты Si, которая сравнима по чистоте с "элементом солнечной батареи". Производство чистого Si, сравнимого по чистоте с "элементом солнечной батареи", в настоящее время важно потому, что истощаются запасы нефтедобычи. Кроме того, печь должна включать электроизолятор 4, который предотвращает образование CO2 на боковых стенках и который должен одновременно, насколько это возможно, быть устойчивым по отношению к коррозии от электролита, содержащего Si(IV) и фторид, Al и металлический Si. Изолятор также не должен загрязнять получаемый Si. Предпочтительно, чтобы использовался изоляционный материал, содержащий Si, или изолятор 4 из чистого Si, так как расплав обогащен Si (IV) (и обогащен "щелочами").
На фиг. 1 показан внешний изолятор, который предохраняет от окисления стенки ванны (внутренние), покрытые кремнием. Расплав полевого шпата/криолита находится в прямоугольной ванне, стенки которой покрыты Si, с предпочтительно прямоугольными угольными анодами, расположенными на дне ванны. На дне ванны может находиться один или более угольных анодов. Угольный стержень прикреплен к каждой пластине анода. Угольный стержень покрыт оболочкой из Si для того, чтобы предотвратить горизонтальное течение электрического тока к вертикально расположенному угольному катоду (катодам). Проделываемое отверстие 5 находится возле дна ванны.
Для того, чтобы извлечь Si из ванны, а также обогащенный Si, который содержится в ней в виде небольших частиц, диспергированных в электролите, эти частицы должны быть извлечены с поверхности ванны, а Si, который пристал к катоду, должен быть удален с него. В обоих случаях удаляемый Si охлаждается инертным газом (CO2N2 или Ar) до температуры ниже 600oC.
Если необходимо снять Si с катода, то это можно сделать путем извлечения катода из ванны и его охлаждения до требуемой температуры. Катод можно очистить от Si либо механическим путем, либо путем его погружения в водные растворы (H2SO4/HCl) с различными концентрациями составляющих их химических веществ.
В обоих указанных выше случаях Si извлекается с поверхности электролита или с катода, который вынимается из ванны и затем очищается. Помимо извлечения Si с поверхности ванны, можно извлекать плавающий в ней Si, который выпадает в осадок. Si тяжелее электролита, если добавлено небольшое количество полевого шпата в криолит или если не производились добавки BaF2. Катод очищается от Si, когда он находится в ванне. Осаждение Si возможно только в том случае, если на некоторое время остановить электролиз после того, как требуемое количество Si уже было подвергнуто электролизу. После осаждения Si может быть выведен со дна ванны (жидкий электролит, обогащенный частицами Si) или он может быть выведен с днища перед частью верхнего слоя электролита, обедненного Si. Преимущество расположения катода в верхней части заключается в том, что CO2 продувается через ванну. С повышением плотности раствора турбулентность в ванне будет возрастать, что будет улучшать контакт с CO2 плавающих в растворе частиц Si. Это приводит к очистке образующегося Si. Другим преимуществом является то, что частицы Si, находящиеся на дне, не будут наслаиваться на расположенный на дне анод, что будет происходить в том случае, если дно соединено с катодом. При помощи катода частицы Si будут наслаиваться возле катода. Испытания показывают, что этот слой образуется и становится толще в процессе электролиза, независимо от того, находится катод в верхней части ванны или на ее днище. Этот слой в основном состоит из частиц Si и электролита, обедненного Si (IV).
Диспергированный в электролите Si, извлекают из ванны, охлаждают и дробят. Частицы Si отделяют с использованием растворов, например смеси C2H2Br4/ ацетон с требуемой плотностью. Плотность C2H2Br4 составляет 2,96 г/см3. Частицы Si легче (плотность d = 2,3 г/см3), чем выбранный состав жидкой смеси, и они будут подниматься к поверхности жидкости, тогда как электролит (плотность d = 3 г/см3) будет опускаться к днищу ванны. Электролит не растворяется в смеси CHBr3/ ацетон, и эта смесь может легко использоваться снова.
Частицы Si с поверхности жидкой смеси C2H2Br4/ ацетон отфильтровывают, высушивают и затем добавляется водный раствор H2SO4/HCl в различных концентрациях перед тем, как будет осуществлена дальнейшая очистка частиц Si.
Добавление водного раствора H2SO4/HCl способствует дальнейшей (свыше 99,7%) очистке Si. Небольшое количество присутствующих частиц сплавов Si3Fe и SiAlNa будут загрязнять раствор Fe, Na, Al и другими рассеянными элементами, которые затем извлекаются и получается очищенный, "чистый" Si.
На фиг. 1, стадия I, показано, как весь Si или его большая часть могут быть получены во время электролиза. Не выпавший в осадок Si может быть извлечен, если будут добавлены алюминиевый скрап или сплавы с содержанием алюминия Al(Mg), как показано на фиг. 2, стадия II, перед электролизом Al, как показано на фиг. 3, стадия III. Добавка алюминиевого скрапа или содержащих алюминий сплавов Al(Mg) (фиг.2, фиг.4а и фиг.5а) при их размешивании мешалкой 6 создает два преимущества для процесса, который показан на фиг.1-6.
Во-первых, частицы Si, которые не были извлечены из ванны, могут быть извлечены путем их сплавления с добавлением Al. Во-вторых, выпавший в осадок в ванне не восстановленный Si(IV) будет восстановлен после добавки Al. В обоих случаях Si может быть эффективно извлечен и получается сплав AlSi, который будет тяжелее, чем обогащенный алюминием соляной расплав, и который образует свою собственную фазу и может быть выведен из ванны.
После того, как Si извлекают из ванны в виде сплава AlSi, обогащенный алюминием Al(III) электролит может быть подвергнут электролизу для производства Al (фиг. 3, фиг.4б и фиг.5б, стадия III) вместе с добавленным Al, находящимся на днище ванны, при этом катод является алюминиевым, а не графитовым.
На фиг. 3, фиг. 4 и фиг. 5б показано, как катод, расположенный в верхней части ванны, в данном случае становится анодом посредством перемены тока (изменяя полярности). Если анод должен производить кислород, то угольный анод заменяется на инертный анод 7.
Если необходимо очистить Si от сплава AlSi (фиг. 6, стадия V), то количество CO2 может быть уменьшено путем использования углекислого натрия (Na2CO3) и/или NaHCO3 при одновременном использовании гидроокиси натрия (NaOH) для разложения AlSi. Уменьшение использования CO2 способствует уменьшению эмиссии электронов (парниковый эффект). С использованием слабой концентрации NaOH при извлечении из сплава AlSi алюминия (стадия V), производятся Al2O3 и AlF3 и металлический кремний очищается. Получаемый на этой стадии Al2O3 и AlF3 при необходимости могут быть добавлены на стадии III. Серная кислота (H2SO4) может также использоваться для очистки Si от AlSi, производимого на стадии V.
Когда металлический Al производится на стадии III (фиг.3, фиг.4б и фиг. 5б), то должен использоваться обедненный алюминием и обогащенный окисями фтора остаточный электролит (стадия IV). Фторид (F) в смеси с окисями должен быть восстановлен и рециркулирован, и при этом должны использоваться окиси Na, K и Ca ("щелочи"). После добавки H2SO4 в остаточный электролит будет образовываться фтористоводородная кислота (HF), и из нее могут быть получены криолит, NaF и AlF3. Окиси, преобразуемые в сульфаты (SO4) и сульфат водородистый (HSO4), могут быть получены из сульфата K и/или сульфата K как промежуточный продукт при восстановлении H2SO4.
На фиг. 1 и фиг. 4а показано, как раздельно производится Si путем электролиза (стадия I) перед добавкой Al. В этом случае Si может производиться в течение всего процесса электролиза. При этом желательно производить по возможности наибольшее количество Si, так как он имеет высокую степень чистоты (свыше 99,8%). Электролиз и всплывающий кверху от анода газ (CO2) способствуют получению высокой чистоты Si. По мере того как CO2 поднимается кверху, частицы Si, которые находились в диспергированном состоянии в жидком электролите, будут увлекаться к поверхности электролита, несмотря на то, что частицы Si тяжелее (d = 2,3 г/см3), чем электролит (d= 2,1 г/см3). Тот факт, что частицы Si тяжелее, чем электролит, является преимуществом, потому что частицы Si будут оставаться в ванне дольше, и таким образом они будут дольше контактировать с углекислым газом (CO2), что повышает степень очистки. Углекислый газ, поднимающийся к поверхности ванны, также предотвращает осаждение любой грязи, и таким образом облегчается прохождение электрического тока (перемещение ионов). Преимуществом этого является размещение угольного катода в верхней части ванны вместо его размещения на ее днище. Трудно производить большое количество Si с угольным катодом, расположенным на днище, потому что Si является твердым веществом, и он должен извлекаться из ванны постепенно. Если он не извлекается из ванны, то сопротивление и напряжение будут неэкономично высокими, так как Si будет выпадать в осадок в постоянно утолщающемся слое на днище.
Для того чтобы прохождение углекислого газа CO2 по всему объему электролита было по возможности равномерным (ламинарным), устанавливается изоляционная перегородка, состоящая из металлического кремния. Газ CO2 будет затем генерироваться равномерно на поверхности анода (днище) и подниматься вверх, насколько это возможно, по всему объему электролита. Если бы изолятор не использовался, электрический ток также должен был бы проходить через перегородку и газ CO2 также должен был бы генерироваться на перегородке. Это привело бы к тому, что частицы Si хуже взаимодействовали бы с CO2 в электролите, так как происходило бы неравномерное (турбулентное) всплытие газа в ванне. Большинство веществ подвергаются коррозии в криолите. Но, когда в ванне получается металлический кремний, вполне целесообразно использовать в качестве изолятора, покрывающего стенки ванны.
Как отмечалось выше, со ссылкой на фиг.1 и фиг.4а, Si получают раздельно путем электролиза (стадия I) перед добавкой Al. Одним из значительных преимуществ стадии I является то, что возможно регулирование количества Si, которое необходимо для экстракта силумина или Al. Если, например, весь Si или его большее количество подверглось электролизу и было извлечено из ванны, то вообще не будет получено силумина или будет получено очень небольшое его количество, и можно будет использовать весь алюминий или его большую часть (Al(III)), содержащийся в полевом шпате, для производства металлического Al. Ниже приведены три примера.
Пример 1.
Если выбран полевой шпат с составом CaAl2Si2O8, то молярное соотношение Si/Al= 1. Если электролиз продолжается настолько долго, что весь Si подвергается электролизу и извлекается из ванны, то стадия II будет излишней. Когда последние остатки Si выпадают в осадок, образуются другие металлы, такие как Al и Na, что приводит к загрязнению Si. Если все количество Si подвергалось электролизу и было извлечено из ванны, то эквивалентное молярное количество Al должно быть получено из полевого шпата путем электролиза (стадия III).
Пример 2.
Если был выбран полевой шпат с тем же составом (CaAl2Si2O8) и он подвергался электролизу до тех пор, пока не было получено и извлечено 50% Si, остаточный (50%) Si может быть извлечен путем алюминотермического восстановления. При температуре приблизительно 1000oC становится возможным получить сплав AlSi с максимальным содержанием Si в 50% (AlSiSO). Это требует расхода 50% Al, и только 50% количества металлического Al может быть получено путем электролиза (стадия III).
Пример 3.
Если полевой шпат с составом NaAlSi3O8 был подвергнут электролизу до тех пор, пока 67% или меньше % Si не было подвергнуто электролизу и извлечено, то весь Al в полевом шпате, содержащем Nа, должен быть использован для извлечения оставшегося Si (33%) при помощи алюминотермического восстановления, поскольку молярное соотношение Si/Al = 3. Это будет означать то, что будет расходоваться весь Al в полевом шпате, содержащем Na, и не останется чистого Al. Поэтому не будет чистого Al(III), который может быть подвергнут электролизу.
Настоящее изобретение относится также к получению металлического кремния, а также силумина и/или алюминия путем использования технологической установки, включающей две или более печей, объединенных в один агрегат с промежуточной разделительной перегородкой (перегородками), которая (которые) выполнены с возможностью передачи электролита из одной печи в другую. Электролит может передаваться путем использования разницы в уровнях высот между разделительной перегородкой и поверхностью электролита или при помощи насоса, если разделительная перегородка непосредственно достигает поверхности.

Claims (12)

1. Способ непрерывного или периодического производства за одну или несколько стадий в одной или нескольких печах металлического кремния Si, возможно силумина, сплавов AlSi и/или металлического алюминия Al при заданном режиме в ванне расплавленного во фториде полевого шпата или пород, содержащих полевой штат, отличающийся тем, что на первой стадии получают высокочистый металлический кремний путем электролиза в ванне с угольным катодом, расположенным в верхней части ванны, и угольным анодом, расположенным на дне ванны, при этом в ходе электролиза на аноде образуется CO2, который, поднимаясь вверх через ванну, контактирует с кремнием, образующимся на катоде, и способствует удалению загрязнений с получаемых частиц Si, приставших к катоду, и уносит отделившиеся частицы Si на поверхность ванны, позволяя извлекать металлический Si; на второй стадии получают силумин путем добавления металлического Al в остаточный электролит ванны для восстановления оставшихся Si и Si (IV) и осаждения их в виде силумина; и на второй или третьей стадии получают металлический алюминий путем электролиза после удаления Si на первой стадии или после удаления остаточных Si и Si (IV) на второй стадии.
2. Способ по п.1, отличающийся тем, что металлический кремний, получаемый на первой стадии, извлекают путем удаления обогащенного Si с поверхности ванны, снятия Si, приставшего к катоду после извлечения катода из ванны, и осаждения Si, находящегося в ванне и на катоде, на дно путем прекращения электролиза, после чего Si удаляют со дна.
3. Способ по п. 1, отличающийся тем, что не содержащий Si электролит, оставшийся после первой стадии, непосредственно подвергают электролизу для получения металлического алюминия на третьей стадии.
4. Способ по п.1, отличающийся тем, что на второй стадии добавляют алюминий или алюминиевый скрап в количестве, необходимом для получения силумина, с соотношением Si и Al, определенным исходя из первой стадии и электролита, с высоким содержанием Al и низким содержанием Si.
5. Способ по п.1 или 4, отличающийся тем, что Al, связанный в силумине избирательно, растворяют с помощью NaOH и отделяют твердый Si, а также тем, что в полученный с высоким содержанием Al раствор добавляют газ CO2, причем газ CO2 по меньшей мере частично образуется на аноде на первой стадии, в результате чего Al(OH)3 выпадает в осадок и осажденный Al(OH)3 преобразуют в A2O3 или AlF3 известным способом.
6. Способ по п.1 или 4, отличающийся тем, что полученный на второй стадии электролит с высоким содержанием Al и низким содержанием Si подвергают электролизу на третьей стадии.
7. Способ по п.1 или 4, отличающийся тем, что полученный на второй стадии электролит с высоким содержанием Al и низким содержанием Si подвергают электролизу на третьей стадии, после добавления в него Al2O3 или AlF3, полученных в соответствии с п.5.
8. Технологическая установка для непрерывного или периодического производства за одну или несколько стадий в одной или нескольких печах металлического кремния Si, возможно силумина, сплавов AlSi и/или металлического алюминия Al при заданном режиме в ванне расплавленного во фториде полевого шпата или пород, содержащих полевой шпат, отличающаяся тем, что содержит по меньшей мере две печи: первую печь для получения металлического кремния на первой стадии, содержащую резервуар со стенками, изолированными кремнием, анод, состоящий из по меньшей мере одного угольного элемента, расположенного на основании резервуара, причем на угольном элементе или элементах, образующих анод, закреплен вертикальный угольный элемент, покрытый изолирующим материалом, типа кремния, и по меньшей мере один угольный катод, расположенный в верхней части резервуара, а также третью печь для получения металлического алюминия путем электролиза после удаления Si из ванны на первой стадии или после удаления остаточных Si и Si (IV) на второй стадии.
9. Технологическая установка по п. 8, отличающаяся тем, что вторая и третья печи объединены в единый агрегат с промежуточной разделительной перегородкой, при этом электролит из второй печи передают в третью печь для получения в ней металлического алюминия.
10. Технологическая установка по п.8, отличающаяся тем, что вторая и третья печи объединены в единый агрегат с промежуточной разделительной перегородкой, при этом не содержащий Si электролит из первой печи передают в третью печь для получения в ней металлического алюминия.
11. Технологическая установка по п. 8, отличающаяся тем, что первая, вторая и третья печи объединены в единый агрегат с промежуточными разделительными перегородками, а кремний, силумин и алюминий получают непрерывно соответственно на первой, второй и третьей стадиях путем передачи электролита из первой печи во вторую и из второй - в третью.
12. Технологическая установка по п.8, отличающаяся тем, что анод или аноды выполнены с возможностью замены в виде вертикального угольного элемента или элементов, которые крепятся на угольном элементе на дне резервуара так, что их можно удалить из резервуара для установки нового угольного элемента.
RU97100194A 1994-06-07 1995-06-02 Способ производства металлического кремния, силумина и алюминия и технологическая установка для его осуществления RU2145646C1 (ru)

Applications Claiming Priority (3)

Application Number Priority Date Filing Date Title
NONO94.2121 1994-06-07
NO942121A NO942121L (no) 1994-06-07 1994-06-07 Fremstilling og anordning for fremstilling av silisium-"metall", silumin og aluminium-metall
PCT/NO1995/000092 WO1995033870A1 (en) 1994-06-07 1995-06-02 Method for the production of silicium metal, silumin and aluminium metal

Publications (2)

Publication Number Publication Date
RU97100194A RU97100194A (ru) 1999-02-10
RU2145646C1 true RU2145646C1 (ru) 2000-02-20

Family

ID=19897154

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
RU97100194A RU2145646C1 (ru) 1994-06-07 1995-06-02 Способ производства металлического кремния, силумина и алюминия и технологическая установка для его осуществления

Country Status (12)

Country Link
US (1) US5873993A (ru)
EP (1) EP0763151B1 (ru)
CN (1) CN1229522C (ru)
AT (1) ATE173769T1 (ru)
AU (1) AU2684595A (ru)
CA (1) CA2192362C (ru)
DE (1) DE69506247T2 (ru)
ES (1) ES2127537T3 (ru)
NO (1) NO942121L (ru)
RU (1) RU2145646C1 (ru)
SK (1) SK282595B6 (ru)
WO (1) WO1995033870A1 (ru)

Families Citing this family (19)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
AU1560097A (en) * 1996-01-22 1997-08-20 Jan Reidar Stubergh Production of high purity silicon metal, aluminium, their alloys, silicon carbide and aluminium oxide from alkali alkaline earth alumino silicates
US6436272B1 (en) 1999-02-09 2002-08-20 Northwest Aluminum Technologies Low temperature aluminum reduction cell using hollow cathode
NO20010961D0 (no) * 2001-02-26 2001-02-26 Norwegian Silicon Refinery As FremgangsmÕte for fremstilling av silisiumkarbid, aluminium og/eller silumin (silisium-aluminium-legering)
NO20010962D0 (no) 2001-02-26 2001-02-26 Norwegian Silicon Refinery As FremgangsmÕte for fremstilling av silisium med høy renhet ved elektrolyse
NO20010963D0 (no) * 2001-02-26 2001-02-26 Norwegian Silicon Refinery As FremgangsmÕte for fremstilling av silisium og/eller aluminium og silumin (aluminium-silisium-legering)
US6638491B2 (en) 2001-09-21 2003-10-28 Neptec Optical Solutions, Inc. Method of producing silicon metal particulates of reduced average particle size
RU2272785C1 (ru) * 2004-08-12 2006-03-27 Общество с Ограниченной Ответственностью "Гелиос" Способ получения высокочистого порошка кремния из тетрафторида кремния с одновременным получением элементного фтора, способ отделения кремния от расплава солей, полученные вышеуказанным способом порошок кремния и элементный фтор и способ получения тетрафторида кремния
KR20080007589A (ko) * 2005-05-13 2008-01-22 불프 내겔 석영의 저온 용융염 전기 분해
NO20063072L (no) * 2006-03-10 2007-09-11 Elkem As Fremgangsmate for elektrolytisk raffinering av metaller
NL1031734C2 (nl) * 2006-05-03 2007-11-06 Girasolar B V Werkwijze voor het zuiveren van een halfgeleidermateriaal onder toepassing van een oxidatie-reductiereactie.
CN101454244B (zh) 2006-05-26 2011-11-30 住友化学株式会社 制造硅的方法
WO2012083480A1 (en) * 2010-12-20 2012-06-28 Epro Development Limited Method and apparatus for producing pure silicon
KR101642026B1 (ko) * 2013-08-19 2016-07-22 한국원자력연구원 전기화학적 실리콘 막 제조방법
CN103789796A (zh) * 2014-02-19 2014-05-14 郭龙 一种粉煤灰资源利用方法
CN104862549A (zh) * 2015-04-22 2015-08-26 铜山县超特有色金属添加剂厂 一种铝硅中间合金AlSi50及其制备方法
CN106521559B (zh) * 2016-12-01 2019-01-22 山东南山铝业股份有限公司 一种低硅电解铝液及其制备方法
RU2652905C1 (ru) * 2017-03-20 2018-05-03 федеральное государственное бюджетное образовательное учреждение высшего образования "Санкт-Петербургский горный университет" Способ получения алюминиево-кремниевых сплавов
CN108330374B (zh) * 2018-05-07 2020-07-31 东北大学 钙热还原-熔盐电解法从钙长石中提取硅铝钙合金的方法
CN112126947A (zh) * 2020-09-22 2020-12-25 段双录 电解原位制备铝合金的装置

Family Cites Families (8)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US2850443A (en) * 1955-10-12 1958-09-02 Foundry Services Ltd Method of treating alloys
US2866701A (en) * 1956-05-10 1958-12-30 Vanadium Corp Of America Method of purifying silicon and ferrosilicon
US3022233A (en) * 1959-11-18 1962-02-20 Dow Chemical Co Preparation of silicon
DE1239687B (de) * 1965-03-12 1967-05-03 Goldschmidt Ag Th Verfahren zur Herstellung metallorganischer Verbindungen
CH426279A (fr) * 1965-06-15 1966-12-15 Fiduciaire Generale S A Cellule électrolytique pour la fabrication de silicium
US3980537A (en) * 1975-10-03 1976-09-14 Reynolds Metals Company Production of aluminum-silicon alloys in an electrolytic cell
US4246249A (en) * 1979-05-24 1981-01-20 Aluminum Company Of America Silicon purification process
US4292145A (en) * 1980-05-14 1981-09-29 The Board Of Trustees Of Leland Stanford Junior University Electrodeposition of molten silicon

Non-Patent Citations (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Title
Oslo college of Engineerihg, ISBN 82-99 3110-0-4, Jan R.Stuberg: "Frenstilling an silisium og aluminium i en Kontinuerlig prosess ved bruk an norsk feltspat pom ra stoff" p.1 - 31. *

Also Published As

Publication number Publication date
EP0763151A1 (en) 1997-03-19
CN1149893A (zh) 1997-05-14
NO942121L (no) 1995-12-08
CN1229522C (zh) 2005-11-30
CA2192362A1 (en) 1995-12-14
WO1995033870A1 (en) 1995-12-14
SK282595B6 (sk) 2002-10-08
AU2684595A (en) 1996-01-04
SK156696A3 (en) 1997-07-09
DE69506247D1 (de) 1999-01-07
ATE173769T1 (de) 1998-12-15
NO942121D0 (no) 1994-06-07
CA2192362C (en) 2005-04-26
DE69506247T2 (de) 1999-06-24
ES2127537T3 (es) 1999-04-16
US5873993A (en) 1999-02-23
EP0763151B1 (en) 1998-11-25

Similar Documents

Publication Publication Date Title
RU2145646C1 (ru) Способ производства металлического кремния, силумина и алюминия и технологическая установка для его осуществления
US5024737A (en) Process for producing a reactive metal-magnesium alloy
US7901561B2 (en) Method for electrolytic production and refining of metals
JP4160400B2 (ja) シリコン及び任意にアルミニウム及びシルミン(アルミニウムシリコン合金)を調製する方法
JP5183498B2 (ja) ケイ素の電解製造及び精練方法
US3254010A (en) Refining of silicon and germanium
CN103173780A (zh) 一种半连续熔盐电解制备太阳级多晶硅材料的方法及装置
US2919234A (en) Electrolytic production of aluminum
US20230392273A1 (en) Method for manufacturing recycled aluminum, manufacturing equipment, manufacturing system, recycled aluminum, and processed aluminum product
AU2002236370A1 (en) Process for preparing silicon and optionally aluminum and silumin(aluminum-silicon alloy)
JP3146706B2 (ja) ガリウムの電解方法
US7101470B2 (en) Process for preparing silicon by electrolysis and crystallization and preparing low-alloyed and high-alloyed aluminum silicon alloys
WO1997027143A1 (en) Production of high purity silicon metal, aluminium, their alloys, silicon carbide and aluminium oxide from alkali alkaline earth alumino silicates
EP1366210B1 (en) Process for preparing silicon carbide
JPS5993894A (ja) 低密度浴を用いた金属Mgの電解採取法
JP5236897B2 (ja) シリコンの製造方法
WO2010003906A1 (en) Process for the production of copper from sulphide compounds
AU2002236369A1 (en) Process for preparing silicon carbide and optionally aluminum and silumin (aluminum-silicon alloy)
JPH06192875A (ja) ガリウム電解液の精製方法
CA2792487A1 (en) Method and apparatus for purifying silicon with purifying aluminum by electrolysis

Legal Events

Date Code Title Description
MM4A The patent is invalid due to non-payment of fees

Effective date: 20120603