CH643000A5 - Procede de production d'aluminium d'extreme purete. - Google Patents

Description

Cette invention a trait à l'aluminium de pureté extrême et plus particulièrement à un procédé amélioré de production d'aluminium de pureté extrême.

En raison des limitations croissantes des ressources naturelles, en particulier des ressources énergétiques, des efforts considérables ont été faits pour produire d'autres sources. Une source que l'on considère comme ayant un potentiel exceptionnel à long terme pour satisfaire ce besoin est l'énergie provenant d'un réacteur à fusion nucléaire. Cependant, en raison du besoin d'isoler les milieux radioactifs utilisés, des recherches considérables ont été entreprises pour mettre au point des matériaux pour le réacteur qui ne présentent pas par la suite des problèmes de rejet. Par exemple, si l'on utilise dans le réacteur de l'aluminium de pureté extrême, la radioactivité de ce matériau serait réduite d'un facteur d'un million quelques semaines après l'arrêt, pourvu que la pureté de l'aluminium soit suffisamment élevée. A titre de comparaison, si l'on utilisait de l'acier inoxydable pour la même application, cette réduction prendrait environ 1000 ans, ce qui présente évidemment des problèmes difficiles dans le rejet de ces matériaux.

Un autre domaine concernant l'énergie où l'on peut utiliser de l'aluminium de pureté extrême avec de très grands avantages est la stabilisation des supraconducteurs. Dans cette application, l'énergie électrique est transférée à des températures très basses, par exemple 4°K, où la résistance électrique est très faible. L'utilisation d'aluminium de pureté extrême comme stabilisant est préférée dans cette application en raison de sa très faible résistivité, c'est-à-dire de sa con-ductivité élevée, à de telles faibles températures.

Par exemple, l'aluminium ayant une pureté de 99,9% en poids aurait un facteur de conductivité à 4°K égal à vingt fois sa valeur à la température ambiante, tandis qu'un aluminium à 99,999% en poids aurait une augmentation correspondante de conductivité d'au moins mille fois, et un aluminium à 99,9999% en poids aurait un facteur de conductivité à 4°K de 5000 fois sa valeur à la température ambiante. Ainsi, la pureté globale de l'aluminium donne une indication raisonnable de la conductivité à 4°K. Cependant, la concentration de certaines impuretés critiques est plus importante. Ces impuretés critiques comprennent le titane, le vanadium, le zirconium, le chrome, le manganèse et le fer. Par exemple, l'effet du chrome sur la conductivité à basse température est de 20 fois supérieur par ppm à celui du cuivre, qui constitue une impureté relativement peu nuisible dans le cas où l'on considère les applications pour les supraconducteurs. Malheureusement, aucun des procédés de la technique antérieure ne permet d'éliminer totalement efficacement toutes ces impuretés critiques à des prix raisonnables.

Depuis de nombreuses années, l'aluminium purifié est obtenu dans une cellule électrolytique comportant trois couches liquides,

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deux couches d'aluminium fondu séparées par une couche de sel ou d'électrolyte. La couche inférieure dans la cellule est la couche impure ou d'alliage aluminium-cuivre et forme l'anode de la cellule, et est purifiée par transfert électrolytique de l'aluminium fondu par la couche de sel intermédiaire à la couche d'aluminium fondu de pureté supérieure ou cathode. Ces cellules, sous diverses formes,

sont décrites dans les brevets des EUA Nos 1534820, 1535458 et 1562090 de Hoopes, et dans le brevet des EUA N° 1782616 de Hulin, par exemple. Cette cellule électrolytique, connue dans le domaine sous le nom de cellule Hoopes, est efficace dans la diminution des impuretés comme le manganèse, le chrome, le titane, le vanadium, le zirconium et le gallium et ramène leur concentration à un très faible niveau. Cependant, une telle cellule est moins efficace pour diminuer la concentration des impuretés comme le silicium, le fer, le cuivre, etc. C'est-à-dire qu'après passage de l'aluminium à purifier dans une cellule Hoopes, on peut trouver des quantités significatives de silicium, de fer et de cuivre dans la couche cathodique de pureté supérieure, bien qu'à des concentrations nettement inférieures que dans la couche anodique.

La technique antérieure décrit également que de l'aluminium de pureté élevée peut être obtenu par plusieurs autres procédés; cependant, tous ces procédés pris séparément peuvent présenter des inconvénients importants, en particulier quand on désire obtenir des quantités importantes d'aluminium de pureté extrême à des prix intéressants au point de vue économique. Par exemple, le raffinage par zones, qui peut donner de l'aluminium de pureté extrême, possède ' l'inconvénient qu'il peut être difficile à adapter à une production en grandes quantités.

On sait également que certaines impuretés peuvent être éliminées par addition de bore à l'aluminium à l'état fondu en formant ainsi un composé au complexe contenant du bore et ayant une masse vo-lumique supérieure à celle de l'aluminium, ce qui entraîne la précipitation du composé. Ce procédé de purification de l'aluminium est décrit dans le brevet des EUA N° 3198625, et dans un article de Russell et al., intitulé «A new Process to Produce High-Purity Aluminium», atpp. 1630 to 1633 ofVol. 239, Transaction of the Metal-lurgical Society of AIME (octobre 1967). Cependant, comme indiqué dans le brevet, bien que ce procédé soit particulièrement efficace pour enlever le titane, le vanadium, le zirconium, et à un moindre degré le chrome, il n'a pratiquement pas d'effet sur l'enlèvement d'autres impuretés courantes comme le fer, le silicium, le cuivre, etc.

Un autre procédé de la technique antérieure utilisé pour la purification de l'aluminium est la cristallisation fractionnée. De tels procédés de cristallisation sont décrits dans les brevets des EUA Nos 3211547 et 3301019, et dans l'article susmentionné de Russel et al. Cependant, bien que les procédés décrits dans ces publications puissent donner des fractions d'aluminium de pureté très élevée, ils donnent également, comme décrit dans le brevet des EUA N° 3211547, une fraction d'intérêt économique relativement faible et au moins une fraction intermédiaire par rapport à l'aluminium qui ne diffère pas beaucoup de la substance de départ. En outre, ce procédé n'enlève pas des éléments comme le titane, le zirconium, le vanadium, le manganèse et le chrome.

Bien que chacun des procédés précédents de la technique antérieure soit efficace pour l'enlèvement de certaines impuretés, aucun des procédés individuellement n'élimine toutes les impuretés indésirables qui doivent être enlevées pour certaines applications de l'aluminium de pureté extrême, comme dans le domaine des supraconducteurs décrits précédemment. En outre, chacun de ces procédés présente des inconvénients économiques: la cristallisation fractionnée en raison du faible rendement en aluminium de pureté élevée par kilogramme d'aluminium qui doit être chauffé à son point de fusion pour permettre de telles séparations, et la purification électrolytique car elle n'enlève pas efficacement toutes les impuretés jusqu'à un niveau suffisamment faible.

La présente invention résout les problèmes décrits dans la technique antérieure de la purification de l'aluminium, en fournissant un procédé qui produit de l'aluminium de pureté extrême d'une manière économique en quantités importantes et dans lequel, pour chaque kilogramme d'aluminium impur enrichi, on obtient pratiquement 1 kg d'aluminium de pureté extrême. Le prix de l'aluminium de pureté extrême produit selon la présente invention est très faible par rapport aux procédés classiques.

Selon la présente invention, il est fourni un procédé amélioré de purification d'aluminium contenant des impuretés; il consiste:

a) à introduire ledit aluminium dans la couche anodique d'une cellule électrolytique du type comportant une couche inférieure d'aluminium fondu constituant ladite couche anodique et ayant une couche supérieure d'aluminium fondu constituant une couche cathodique, ladite couche anodique étant séparée de ladite couche cathodique par une couche d'électrolyte;

b) à transporter de façon électrolytique l'aluminium de ladite couche anodique à ladite couche cathodique en traversant ladite couche d'électrolyte, tout en laissant lesdites impuretés dans ladite couche anodique, ce qui purifie ainsi partiellement ledit aluminium;

c) puis à enlever une partie de l'aluminium fondu partiellement purifié de ladite couche cathodique;

d) à effectuer une cristallisation fractionnée de ladite portion d'aluminium fondu dans une cellule de cristallisation, pour enlever les impuretés eutectiques par solidification d'une fraction dudit aluminium fondu, ladite fraction solide ayant une pureté supérieure à celle constituant la fraction d'aluminium fondu restante, en concentrant ainsi lesdites impuretés eutectiques dans ladite fraction fondue, et e) à séparer ladite fraction fondue de ladite fraction solide pour obtenir ledit aluminium purifié.

Dans un mode de réalisation préféré, l'aluminium de qualité inférieure est soumis à un autre traitement de cristallisation pour concentrer davantage les impuretés dans la fraction dégradée avant que cette fraction dégradée ne soit renvoyée à la cellule électrolytique. La fraction purifiée du traitement de cristallisation ultérieure est mélangée à la charge du traitement de cristallisation initiale pour être encore purifiée.

Dans les dessins annexés:

la fig. 1 est un schéma du processus de l'invention;

la fig. 2 est une vue en élévation d'une cellule électrolytique à trois couches de l'invention;

la fig. 3 illustre schématiquement une vue en coupe et en élévation d'un four de cristallisation fractionnée utilisé dans le procédé de la présente invention;

la fig. 4 est un schéma illustrant un mode de réalisation préféré de l'invention;

la fig. 5 est un schéma illustrant un autre mode de réalisation préféré de l'invention, et la fig. 6 est un graphique montrant le facteur de concentration du silicium dans l'aluminium impur en fonction du pourcentage de charge enlevé.

Considérons plus particulièrement la fig. 1 ; on voit que, selon certains aspects de la présente invention, l'aluminium à purifier sélectivement des impuretés est fourni sous forme fondue, en tant qu'anode d'une cellule électrolytique à trois couches, appelée par l'homme de l'art cellule de Hoopes. Cette couche anodique d'aluminium fondu constitue la couche inférieure dans la cellule, couche qui est séparée d'une couche cathodique d'aluminium fondu par une couche de sel fondu normalement appelée électrolyte. La couche cathodique d'aluminium fondu, au cours du fonctionnement de la cellule de façon à transporter par voie électrolytique l'aluminium fondu à travers l'électrolyte, constitue l'aluminium dans lequel les impuretés sélectionnées ont été substantiellement réduites.

L'aluminium provenant de la cathode fondue est ensuite soumis à une autre étape de purification appelée cristallisation fractionnée. Dans la cristallisation fractionnée, on forme des cristaux riches en aluminium par congélation ou solidification régulée d'aluminium de pureté élevée. C'est-à-dire que l'aluminium fondu ayant une faible teneur en impureté a une température de congélation supérieure à

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l'aluminium ayant une teneur en impureté supérieure, souvent appelé liqueur mère. Après cristallisation de l'aluminium pur, la liqueur mère, ainsi que sa teneur en impureté supérieure, est éliminée, ce qui laisse derrière elle des cristaux d'aluminium ou une fraction d'aluminium ayant une teneur en impureté très faible. La liqueur mère enlevée peut constituer la moitié ou plus de l'aluminium total de l'étape de cristallisation fractionnée. Cette portion de la liqueur mère est normalement, dans le fonctionnement classique du procédé de cristallisation fractionnée, d'un intérêt inférieur, car elle a une teneur en impureté supérieure et n'est conventionnelle-ment pas utilisée par la suite dans un but de purification. C'est-à-dire que cette portion, séparée des cristaux riches en aluminium, a une teneur en impureté nettement supérieure à celle de la substance de départ dans le processus de cristallisation et peut être plus difficile à purifier que la substance de départ mentionnée ci-dessus.

Selon un mode de réalisation de la présente invention, la portion riche en impureté ou liqueur mère est recyclée dans la cellule électrolytique à trois couches où les impuretés qui ont tendance à se concentrer dans l'étape de cristallisation fractionnée peuvent être ramenées une fois de plus à un niveau permettant un traitement économique dans le processus de cristallisation fractionnée, comme on peut le voir sur la fig. 1. Ainsi, en recyclant la fraction riche en impureté, pratiquement la totalité, typiquement de 90 à 95%, de l'aluminium impur fourni dans la couche anodique d'aluminium fondu peut être récupérée sous forme d'aluminium de pureté extrême. C'est-à-dire que pratiquement tout l'aluminium impur amené ou fondu dans l'anode du système est récupéré soit sous forme d'aluminium de pureté élevée, soit sous forme de métal fondu recyclé qui est réalimenté dans la couche anodique. On verra que le recyclage de la liqueur mère d'aluminium fondu impur donne des économies substantielles, par exemple, de l'énergie nécessaire pour fondre à nouveau l'aluminium primaire ou l'aluminium contenant des impuretés. Il y a également des économies supplémentaires dans la quantité d'aluminium impur ou primaire nécessaire pour produire l'aluminium de pureté élevée.

En raison de l'élimination sélective de certaines impuretés dans le système de la présente invention, on peut utiliser un grand nombre de sources d'aluminium sans qu'il ne se présente de problèmes dans le système. Cependant, les sources les plus appropriées comprennent l'aluminium primaire qui consiste typiquement en aluminium à 99,6% en poids, le reste consistant essentiellement en impuretés par rapport à l'aluminium de pureté élevée que l'onpeut obtenir par le présent système.

Il est entendu que, dans certains cas, l'aluminium primaire peut être aussi pur que 99,9% en poids, ce qui est évidemment intéressant dans l'utilisation de cette invention. Les impuretés auxquelles on se réfère comprennent typiquement le fer, le silicium, le titane, le vanadium, le manganèse, le magnésium, le gallium, le cuivre, le sodium, le baryum, le zirconium, le chrome, le nickel et le zinc. On verra ci-dessous que ces impuretés sont largement éliminées en donnant des quantités industrielles importantes d'aluminium de pureté extrême, c'est-à-dire de l'aluminium ayant une pureté d'au moins 99,995% en poids.

La cellule électrolytique à trois couches mentionnée ici est un aspect important de la présente invention. Une structure préférée de la cellule pour produire de l'aluminium purifié selon la présente invention est représentée sur la fig. 2. La cellule illustrée comprend une paroi réfractaire isolante extérieure 20, un plancher ou fond 22 en carbone ou graphite et un matériau de revêtement spécial 24 qui aide à la production de l'aluminium purifié. La cellule comporte un puits de chargement 26 par lequel de l'aluminium primaire, par exemple, est ajouté à l'anode fondue 28. La paroi 30 sépare l'aluminium fondu impur dans le puits de la couche électrolytique 32 et de la couche d'aluminium purifié 34. Un couvercle 36 sur la cellule réduit le contact avec l'air et empêche la formation d'écume sur la couche cathodique 34 d'aluminium purifié.

Le matériau de revêtement spécial 24 constitue un aspect important de la cellule. Le matériau de revêtement 24 comprend des briques d'alumine de pureté élevée liées avec un mortier particulier. Les briques d'alumine de pureté élevée sont formées d'alumine à au moins 90% en poids, de préférence 92 à 99% en poids. Le mortier ou ciment comprend essentiellement 64,5% en poids d'alumine tabulaire d'une pureté de 99% en poids (de dimensions inférieures à 295 n); 33% en poids d'aluminate de calcium comme celui vendu par Alcoa sous la désignation Ca-25 contenant 18% en poids de CaO, 79% en poids de A1203,1 % en poids d'impureté et 2% en poids de LOI; 2% en poids de borosilicate de zinc; et 0,5% en poids de H3BO3. Ce revêtement type n'est pas conducteur de l'électricité et est un isolant thermique et résiste à l'attaque de l'aluminium fondu et des sels fondus aux températures de fonctionnement. Ainsi, la couche cathodique 34 d'aluminium purifié n'est pas contaminée par la décomposition du revêtement. Dans la technique antérieure, un tel revêtement était typiquement fair d'oxyde de magnésium qui est moins pur et qui entraîne également une quantité accrue de magnésium dans la couche cathodique purifiée.

Comme indiqué précédemment, l'anode et la cathode sont formées par des couches d'aluminium fondu séparées par une couche de sel fondu ou couche d'électrolyte. En ce qui concerne l'anode, elle doit contenir de préférence environ 20 à 30% en poids de cuivre, le reste étant de l'aluminium et des impuretés, obtenant ainsi une masse volumique d'environ 2,8 à 3,1 g/cm3 à 800° C, masse volumique qui est supérieure à celle de l'électrolyte aux températures de fonctionnement de la cellule, par exemple d'environ 750 à 850°C.

En ce qui concerne l'électrolyte, il s'agit typiquement d'un mélange fondu contenant 18 à 23% en poids de fluorure de sodium, 36 à 48% en poids de fluorure d'aluminium, 18 à 27% en poids de fluorure de baryum et 14 à 20% en poids de fluorure de calcium. Si on le désire, on peut remplacer le fluorure de baryum par du fluorure de strontium. L'addition de fluorure de baryum à l'électrolyte donne une masse volumique un peu plus grande que celle de l'aluminium purifié, c'est-à-dire environ 2,5 à 2,7 g/cm3 à 800° C. L'aluminium pur a une masse volumique d'environ 2,33 g/cm3 à 800° C. D'autres mélanges d'halogénures alcalins ou alcalino-terreux peuvent être utilisés, comme le sait l'homme de l'art, comme des systèmes mixtes fluorure/chlorure. La masse volumique du mélange particulier doit cependant être supérieure à celle de l'aluminium pur (99,995% en poids ou plus) à la température de fonctionnement de la cellule.

En ce qui concerne l'épaisseur des couches fondues, la couche anodique aura typiquement une épaisseur comprise entre 39,1 et 63,5 cm; la couche d'électrolyte une épaisseur d'au moins 10,2 cm et de préférence pas plus de 20,3 cm; et la couche cathodique une épaisseur d'environ 7,6 à 22,9 cm.

Dans un mode de réalisation préféré de la cellule, l'électrode 38 est montée sur une tige 40 qui traverse le couvercle 36. La tige 40 est de préférence couverte d'une matière réfractaire, comme une matière réfractaire à base d'alumine disponible chez Plibrico Company, Chicago, Illinois, USA, sous la désignation Plistix 900, pour empêcher l'écaillement du métal collecteur et comporte en outre une tresse d'étanchéité 42 à température élevée, par exemple une tresse d'amiante, pour empêcher l'air ou d'autres gaz de pénétrer ou de quitter la cellule, en minimisant ainsi la combustion des électrodes et la formation d'écume. Dans un autre mode de réalisation préféré, le couvercle 36 hermétique permet l'injection de gaz inertes ou réducteurs dans l'espace 44, ce qui protège mieux contre l'oxydation des électrodes, du bain et du métal cathodique. De tels gaz comprennent l'hélium, le néon, l'argon, le krypton, le xénon, ainsi que l'azote, le gaz carbonique et leurs mélanges.

On a trouvé qu'en fermant l'unité de façon étanche et en introduisant une atmosphère inerte, les cathodes en graphite durent au moins un an. Comme la combustion par l'air est minimisée, la contamination du métal supérieur par les impuretés cathodiques est nettement réduite sinon totalement éliminée. Il est également économiquement réalisable d'utiliser du graphite de pureté élevée dans cette application. Une caractéristique importante de la présente invention est l'électrode 38 et l'emplacement de son côté inférieur 39 par

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rapport à l'électrolyte 32. De préférence, le côté inférieur 39 est immergé dans l'électrolyte, et mieux encore, la distance entre le sommet 46 de la couche anodique 28 et le côté inférieur 39 de l'électrode 38 est comprise entre 40 et 60% de l'épaisseur de la couche d'électrolyte 32. Le fait que l'électrode 38 soit placée de façon à séparer les couches cathodique et anodique de cette façon réduit l'énergie électrique nécessaire pour faire fonctionner la cellule d'une quantité allant jusqu'à environ 25%. La cellule fonctionne de préférence à une densité de courant de 0,388 à 0,465 A/cm2.

Comme le montre la fig. 1, l'aluminium fondu formant la cathode de la cellule électrolytique est enlevé, typiquement de façon périodique, pendant le fonctionnement de la cellule et est ensuite soumis à une purification plus poussée par cristallisation fractionnée. Ce dernier type de purification élimine typiquement les impuretés eutectiques. Par impuretés eutectiques, on désigne les impuretés métalliques qui, quand elles sont présentes dans l'aluminium en quantité suffisante, forment dans le métal solidifié une structure qui contient de l'aluminium et qui a un point de fusion inférieur à celui de l'aluminium pur. Le fer et le silicium sont des exemples types de telles impuretés.

Selon le système de la présente invention, l'aluminium partiellement purifié est ensuite purifié dans une étape de cristallisation fractionnée qui consiste à refroidir l'aluminium fondu à une température juste inférieure au point de fusion de l'aluminium pur, ou au point auquel l'aluminium pur se solidifie. Le liquide impur peut ensuite être enlevé puis renvoyé à la cellule électrolytique, si on le désire. Pour la mise en œuvre de l'étape de cristallisation fractionnée, on préfère dans la pratique de la présente invention placer l'aluminium fondu provenant de la cathode de la cellule électrolytique dans un récipient tel que la masse d'aluminium fondu à une surface libre. La température des parois du récipient est déterminée par isolation ou par chauffage, de sorte que peu ou pas de chaleur ne s'échappe de la masse d'aluminium fondu. La chaleur est soutirée ou enlevée à la surface libre pour obtenir la solidification de l'aluminium fondu qui amène la cristallisation fractionnée de l'aluminium pur dans une zone située au niveau et immédiatement sous la surface libre du métal fondu. La congélation du métal fondu au niveau des parois du récipient doit être empêchée si possible, et si une certaine congélation se produit, elle ne doit pas représenter plus de 10% de la masse fondue. L'aluminium fondu qui se solidifie au niveau de la paroi du récipient ne doit pas être laissé contaminer la cristallisation se produisant dans la zone située au niveau de la surface libre et en dessous de cette surface.

Considérons maintenant la fig. 3; elle représente un récipient 60 pour le procédé de cristallisation fractionnée, comportant une paroi isolante 62 que l'on peut chauffer si on le désire. Le récipient comporte de préférence une couche 64 formée d'alumine en poudre qui constitue une barrière vis-à-vis de l'aluminium fondu qui peut traverser la paroi interne 66. La paroi 66 doit être faite d'un matériau qui n'agit pas comme source d'impuretés vis-à-vis de l'aluminium fondu 74. La paroi 66 est de préférence formée de matières réfractai-res à base d'alumine de pureté élevée, c'est-à-dire au moins 90% et de préférence 92 à 99% en poids d'alumine. Une telle matière réfractaire peut être obtenue chez Norton Company, Worcester, Massachusetts, USA, sous la désignation Alundum Va-112. Ce matériau est amené dans la paroi 66 sous forme de poudre, tassé puis fritté, ce qui lui donne de la rigidité. Cela forme un revêtement monolithique qui est moins susceptible d'être pénétré par l'aluminium fondu et convient donc mieux à l'utilisation avec un système de chauffage par le fond qui sera décrit ci-dessous. Par exemple, les contrôles de bilan de matière indiquent une récupération de 99,7% en poids de la charge initiale, ce qui indique peu ou pas de pénétration dans le revêtement.

L'utilisation d'un revêtement d'alumine de pureté élevée comme l'Alundum permet une très faible contamination. Par exemple, la contamination maximale par le fer ou le silicium dans la charge totale n'est généralement pas supérieure à 2 ppm de fer et 3 ppm de silicium et est souvent inférieure à 1 ppm de fer et de silicium; une partie de cette contamination peut être attribuable à la contamination provenant des bouchons des trous de coulée ou des articles similaires. En outre, la congélation au niveau des parois latérales qui est également à éviter, pour une production de pureté élevée, est moins un problème lorsque l'on utilise un tel revêtement que lorsqu'on utilise, comme dans la technique antérieure, des matériaux comme le carbure de silicium ou des matériaux similaires.

L'aluminium fondu constituant la couche cathodique 34 dans la cellule de Hoopes susmentionnée est impur au sens où il contient des impuretés eutectiques indésirées. Pour éliminer ces impuretés par cristallisation fractionnée, de la chaleur est enlevée de cet aluminium fondu (ce que l'on appelle souvent le cycle de congélation) à un taux tel qu'il se forme et se maintient des cristaux riches en aluminium dans la zone 70, comme indiqué sur la fig. 3. Les cristaux riches en aluminium ainsi formés se déposent par gravité dans la zone 72 et, après qu'a eu lieu une quantité prédéterminée de cristallisation fractionnée, on peut séparer de l'aluminium riche en aluminium ou de pureté élevée, l'aluminium fondu impur restant typiquement concentré dans la partie supérieure de l'unité et riche en impuretés eutectiques, par écoulement par le trou de coulée 76. Pendant le cycle de congélation, il est préférable de faciliter la décantation des cristaux par action d'une dame 78 qui brise les formations massives de cristaux et tasse les cristaux dans la zone 72, comme décrit dans le brevet susmentionné N° 3211547. Après enlèvement de la liqueur mère impure par le trou de coulée 76, on peut chauffer le récipient pour fondre à nouveau les cristaux d'aluminium pur que l'on enlève alors par le trou de coulée inférieur 80.

Selon un aspect préféré de l'invention, les cristaux sont tassés pendant le cycle de congélation pour extraire le liquide impur d'entre les cristaux situés de manière générale dans la région inférieure 72 du récipient. Le liquide impur ayant plus ou moins été déplacé de la zone 72 de l'unité est enlevé par le trou de coulée supérieur 76, ce qui élimine le passage de ce liquide dans la région inférieure de pureté supérieure du lit des cristaux situé généralement à la partie inférieure 72 de l'unité. Pendant le cycle de congélation et de tassement, on a découvert que l'on peut obtenir une plus grande fraction d'aluminium de pureté supérieure, en chauffant la partie inférieure de l'unité pendant le cycle de congélation. Ce chauffage peut être fourni par des serpentins d'induction externes ou par des résistances, ou Globars, contenues dans des tubes dans le revêtement d'Alundum. On peut utiliser de tels Globars (marque de fabrique pour des résistances en carbure de silicium) disponibles chez la société Norton Company. Comme indiqué précédemment, l'utilisation d'un revêtement monolithique qui empêche la pénétration de l'aluminium fondu permet l'utilisation de tels moyens de chauffage ennoyés dans le revêtement. Pour améliorer la protection, chaque élément 110 peut être inséré dans un tube de matériau 100, par exemple de la mullite, qui est non conducteur et qui ne peut pas être pénétré par l'aluminium fondu. Bien que le moyen de chauffage ait été représenté dans la partie inférieure de la couche 66 (fig. 3), il est entendu que des moyens de chauffage supplémentaires peuvent être placés sur les côtés avec des effets intéressants.

Le chauffage à la partie inférieure ou au voisinage de la partie inférieure de l'unité pendant le cycle de congélation, c'est-à-dire pendant que l'on enlève de la chaleur au niveau ou près de la surface, permet une refonte d'une portion des cristaux placés près de la partie inférieure de l'unité. Cette portion fondue monte ou se déplace dans le lit de cristaux en emmenant avec elle le liquide impur qui y reste. La montée ou le déplacement de la partie fondue vers le haut à travers le lit de cristaux est, pense-t-on, facilitée par les cristaux qui ont tendance à déplacer la partie fondue à la partie inférieure ou au voisinage de la partie inférieure de l'unité, car la masse volumique des cristaux est supérieure à celle de la phase liquide ou portion fondue. En outre, le chauffage par le fond est très intéressant pendant le processus de tassement en ce qu'il est fourni une partie fondue qui peut être extraite du lit de cristaux en emmenant avec elle les impuretés restant entre les cristaux ou y adhérant. Le chauffage par le fond est également avantageux en ce qu'il peut em5

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pêcher la congélation de la phase liquide sur la partie inférieure, emprisonnant des impuretés qui peuvent avoir un effet nuisible sur le degré de pureté quand tous les cristaux sont finalement refondus pour leur enlèvement par le trou de coulée inférieur 80.

Il est entendu que le chauffage par le froid doit normalement être soigneusement déterminé pendant le cycle de congélation pour empêcher une refonte excessive. Typiquement, le chauffage au niveau ou près de la partie inférieure pendant le cycle de congélation doit être déterminé de façon à introduire de la chaleur à un taux qui ne dépasse pratiquement pas 10 kW/m2 de surface de chauffage, selon un certain degré d'élimination de chaleur au niveau ou au voisinage de la surface, dans un but de cristallisation et selon les propriétés d'isolation des parois. Un intervalle de chauffage type à la partie inférieure de l'unité est de 5 à 30 kW/m2. On notera que normalement le taux de chauffage à la partie inférieure est déterminé pour être une fraction du taux auquel la chaleur est enlevée. On a trouvé que l'on obtient typiquement les meilleurs résultats quand le taux de refonte au niveau ou au voisinage de la partie inférieure de l'unité est déterminé pour être compris entre environ 5 et 25% du taux de cristallisation ou de congélation. Cependant, il peut y avoir des cas où ces taux peuvent être supérieurs ou inférieurs selon, en partie, la pression utilisée pour le tassement et la masse volumique du lit de cristaux.

Les avantages d'un chauffage contrôlé près de la partie inférieure du récipient pour refondre de façon contrôlée les cristaux sont clairement illustrés si l'on se réfère à la fig. 6 qui indique le degré d'impureté, pour le silicium par exemple, que l'on peut obtenir avec ou sans chauffage à la partie inférieure (la courbe A étant celle obtenue avec un chauffage à la partie inférieure, et la courbe B étant celle obtenue dans un cycle de congélation classique; la droite C indique la concentration en impureté dans la charge globale). La fig. 6 montre le facteur de concentration (rapport de la concentration des impuretés dans un échantillon à la concentration en impuretés dans la charge) du silicium par rapport à la quantité d'aluminium enlevée de l'unité de cristallisation. Par exemple, si la concentration initiale de silicium dans l'unité est de 360 ppm et que le facteur de concentration (FC) est 1, on notera d'après la fig. 6 qu'en utilisant le chauffage à la partie inférieure, la concentration du silicium par rapport à la quantité d'aluminium enlevée est élevée (3,7) par rapport à la concentration du silicium en utilisant un cycle de congélation classique. Le facteur de concentration élevée est significatif en ce que, premièrement, on peut enlever une plus grande quantité d'impuretés par le trou de coulée supérieur, comme le montre la fig. 6. Deuxièmement, il faut enlever seulement une plus faible quantité d'aluminium (environ 30% dans le cas représenté sur la fig. 6) pour abaisser de façon significative la teneur en impuretés. C'est-à-dire qu'on peut voir, d'après la fig. 6, qu'en utilisant le cycle de congélation classique, il faut enlever environ 60 à 70% de la charge pour enlever de façon comparable les impuretés. Cependant, dans la présente invention, on peut recueillir sous forme de produit de pureté élevée une quantité aussi importante de 60% de la charge. On peut voir que, en utilisant le chauffage à la partie inférieure, on peut obtenir une augmentation significative du rendement en métal purifié. Si l'on considère la fig. 6 comme un exemple, on notera que le rendement peut être doublé. Il est entendu que des facteurs de concentration supérieurs peuvent être obtenus en changeant la pression de tassement et le chauffage à la partie inférieure. C'est-à-dire que l'on peut encore concentrer les impuretés, ce qui permet d'éliminer une plus faible .fraction par le trou de coulée supérieur, ce qui entraîne des rendements encore plus grands. (Dans le cas de la fig. 6, le préchauffage est effectué à 773° C et la durée de tassement est de 30 min.)

Bien que l'on ne comprenne pas clairement pourquoi le chauffage par la partie inférieure ainsi que le tassement donnent de tels avantages en ce qui concerne le rendement, on a noté que cette pratique donne des facteurs de pureté, par exemple pour le fer, nettement supérieurs à ceux qui peuvent être expliqués théoriquement par les diagrammes de phase binaire. Par exemple, si la teneur en fer de départ est de 0,05% en poids, le diagramme de phase binaire montre que le matériau de pureté la plus élevée doit contenir 0,0014% en poids de fer, ce qui correspond à un facteur de purification maximum de 37. Des expériences ont cependant été effectuées en utilisant le mode opératoire précédent où l'on obtient des matériaux ayant une teneur en fer inférieure à 0,0005% en poids, et même aussi faible que 0,0003% en poids. Cette purification très poussée ne semble explicable que par remplacement du liquide initial par du liquide plus pur par le mécanisme de chauffage à la partie inférieure et de tassement. Les cristaux s'équilibrent ensuite avec le liquide plus pur selon les fonctions de répartition théoriques. C'est-à-dire que l'on pense qu'il y a un phénomène de transfert de masse à l'état solide dans et à partir des cristaux solides vers une phase liquide plus pure entourant les cristaux pour faire un équilibre avec la phase liquide.

Le cycle de congélation ou de formation de cristaux peut être effectué sur une période d'environ 2 à 7 h. Le chauffage de la partie inférieure de l'unité peut se faire pendant la même période de temps dans le but de refondre partiellement certains des cristaux près de la partie inférieure du lit 72 (fig. 3). On a cependant trouvé que le chauffage de la partie inférieure peut être utilisé seulement pendant une partie du cycle de congélation et typiquement pendant environ les deux derniers tiers de ce cycle.

En plus de l'utilisation du chauffage par le fond pendant le cycle de congélation, on a trouvé que ce chauffage est intéressant également pendant la refonte des cristaux en vue de les récupérer à partir de l'unité de cristallisation fractionnée. C'est-à-dire qu'en plus de la refonte des cristaux de produit de pureté extrême par un chauffage en surface classique, on fournit de la chaleur à la partie inférieure de l'unité de la même manière que décrit précédemment. L'utilisation du chauffage par le fond pendant le cycle de refonte a l'avantage qu'il empêche la phase liquide dans le produit de pureté élevée de se congeler au niveau ou au voisinage de la partie inférieure du récipient, ce qui pourrait nuire au degré de pureté. En outre, le maintien du produit de pureté élevée sous forme fondue facilite l'ouverture du trou de coulée inférieur. En outre, le chauffage à la partie inférieure réduit la durée de temps nécessaire pour fondre le lit de cristaux dans l'unité, ce qui augmente de façon importante les économies globales que permet de réaliser le système. Typiquement, la fusion du lit de cristaux nécessite environ 2 à 5 h.

Selon la présente invention, Fahiminium fondu 74, riche en impuretés eutectiques liqueur mère), peut être renvoyé à la cellule Hoopes, comme on le voit sur la fig. 1. Les impuretés eutectiques qui se concentrent dans l'étape de cristallisation fractionnée peuvent une fois de plus être ramenées à un niveau prédéterminé dans la cellule de Hoopes. De l'aluminium primaire ou un aluminium de qualité similaire et la liqueur mère 74 sont tous deux ajoutés à la cellule de Hoopes de sorte qu'ensemble ils correspondent substantiellement à la quantité qui est soutirée de la cathode.

Dans un aspect préféré de la présente invention représenté sur la fig. 4, la liqueur mère ou l'aluminium riche en impureté 74 enlevée de l'étape de cristallisation fractionnée, appelée étape 1 sur le dessin, est soumise à au moins un traitement supplémentaire de cristallisation fractionnée dans l'étape R, pratiquement de la même manière que celle décrite pour l'étape de cristallisation fractionnée décrite précédemment. Bien que cela soit représenté sur le dessin comme une étape séparée, il est entendu que l'on peut utiliser le même appareil de cristallisation fractionnée pour plus d'une étape de purification. Comme dans le mode de réalisation précédent, le produit dégradé de l'étape R est renvoyé à la cellule Hoopes. Cependant, les cristaux riches en aluminium ou la coupe purifiée d'aluminium de l'étape R est renvoyée à l'étape de cristallisation fractionnée de l'étape 1 où elle est mélangée avec l'aluminium fondu ou la charge provenant de la cellule de Hoopes. Le total de ces deux quantités doit correspondre à la quantité que l'unité de cristallisation fractionnée de l'étape 1 peut traiter économiquement. L'homme de l'art verra que la liqueur mère renvoyée à la cellule de Hoopes peut ne pas être aussi impure que la charge initiale introduite dans la cellule. De même, la fraction purifiée ou riche en aluminium renvoyée à la

5

10

15

20

25

30

35

40

45

50

55

60

65

7

643 000

première étape de cristallisation fractionnée peut ne pas être aussi impure que le métal provenant de la cellule de Hoopes.

On doit noter que le fonctionnement de la cellule de Hoopes est normalement et de façon inhérente plus coûteux que le fonctionnement de l'unité de cristallisation fractionnée. Ainsi, le métal qui doit être traité dans la cellule de Hoopes sera plus coûteux. On peut donc voir qu'une quantité minimale des fractions ultérieures doit être renvoyée pour être traitée à nouveau dans la cellule de Hoopes. C'est-à-dire qu'il faut prévoir de préférence plus d'un traitement de cristallisation fractionnée pour minimiser la quantité de matériau renvoyée à la cellule de Hoopes.

Ainsi, si l'on considère la fig. 5, on peut voir que l'on peut utiliser trois étapes de cristallisation fractionnée. C'est-à-dire que l'on peut utiliser un autre stade de cristallisation pour augmenter la pureté du produit de 99,999 à 99,9999% en poids. L'aluminium initialement purifié provenant de la couche cathodique de la cellule électrolytique est introduit dans l'appareil de cristallisation fractionnée de l'étape 1. La fraction d'aluminium purifié de l'étape 1 est elle-même introduite dans l'unité de cristallisation fractionnée de l'étape 2. L'aluminium pur provenant de l'unité de cristallisation fractionnée de l'étape 2 est alors récupéré sous forme essentiellement pure à 99,9999% en poids. Le rendement ou récupération, c'est-à-dire la fraction de qualité supérieure de l'étape 2 doit représenter environ 50% de l'aluminium purifié de l'étape 1 reçu dans l'appareil de cristallisation fractionnée de l'étape 2. Les 50% restants (fraction dégradée) de l'aluminium introduit dans l'appareil de cristallisation fractionnée de l'étape 2 sont renvoyés dans l'appareil de cristallisation fractionnée de l'étape 1. La fraction impure ou dégradée de l'appareil de cristallisation de l'étape 1 est elle-même introduite dans l'appareil de cristallisation de l'étape R. Environ 50% du produit de l'appareil de cristallisation de l'étape R sont recueillis sous forme de portion purifiée ou de qualité supérieure et sont mélangés avec la coupe impure ou dégradée de l'étape 2 et l'aluminium de la couche cathodique de la cellule électrolytique constitue alors une charge combinée pour l'appareil de cristallisation fractionnée de l'étape 1. La liqueur mère impure de l'étape R est renvoyée à la cellule électrolytique pour être introduite dans la couche anodique. Ainsi, l'aluminium de la couche cathodique de la cellule électrolytique est soumis à trois étapes de cristallisation fractionnée avant que la liqueur mère impure ne soit renvoyée à la couche anodique de la cellule électrolytique.

En ce qui concerne la cellule Hoopes mentionnée précédemment dans laquelle certaines impuretés sont éliminées initialement, on peut, dans un autre mode de réalisation de l'invention, traiter en outre le métal fondu à purifier par addition de bore audit métal fondu, pratiquement de la manière décrite dans le brevet des EUA N° 3198625, incorporé ici par voie de référence. Par addition de bore à l'aluminium fondu à purifier, au moins l'un des éléments du groupe d'impuretés composé du titane, du chrome, du vanadium, du zirconium et du scandium est substantiellement éliminé par précipitation d'un composé ou complexe contenant du bore ayant normalement une masse volumique supérieure à celle de l'aluminium fondu. La quantité de bore introduit doit normalement être plus grande au point de vue stœchiométrique que la quantité d'impuretés. L'aluminium fondu peut être traité par addition de bore dans un récipient séparé. Cependant, selon les modes opératoires de la présente invention, on préfère que le traitement de l'aluminium fondu par une source de bore soit effectué dans la cellule de Hoopes. C'est-à-dire qu'une source de bore peut être prévue dans l'alliage d'aluminium fondu qui constitue la couche impure de la cellule de Hoopes. La source de bore peut être ajoutée au puits de chargement 26 de la cellule. Il est entendu que de petites quantités de bore ont peu ou pas d'effet sur l'enlèvement d'autres impuretés courantes comme le fer, le silicium, le cuivre, etc.

Dans un mode préféré de réalisation de l'invention, l'aluminium fondu provenant de la cathode de la cellule de Hoopes doit être traité par un matériau carboné de façon à éliminer le magnésium ou abaisser substantiellement la quantité de magnésium qui peut être présent. De préférence, le matériau carboné est de pureté élevée. Cependant, on peut utiliser un matériau de pureté inférieure dans certains cas où l'on empêche la combustion à l'air, avec des résultats satisfaisants. On pense que le magnésium forme du carbure de magnésium. Le matériau carboné peut être un graphite de pureté élevée. Un tel graphite peut être obtenu chez Ultracarbon Corporation, Bayview, Michigan, USA, sous la marque de fabrique graphite Ultra-F. Dans l'utilisation de graphite dans un tel but, on a découvert que l'on peut réduire la quantité de magnésium de plus de 40 ppm à moins de 1 ppm. On utilise de préférence du graphite de pureté élevée (99,99% en poids). Cependant, on peut utiliser des qualités inférieures de graphite comme les graphites CS et AGSX de Union Carbide dans des moules ou des creusets de graphite. L'aluminium peut être enlevé par coulée de l'aluminium purifié provenant de la cellule électrolytique dans des creusets de graphite ou par refonte du produit final dans un four électrique ayant un revêtement de graphite de pureté élevée, puis coulé dans des moules ou creusets de graphite de pureté élevée. Bien que l'on ne connaisse pas le mécanisme de l'élimination du magnésium par ce moyen, on a supposé qu'il se forme du carbure de magnésium ou que le carbone catalyse la formation d'oxyde de magnésium qui est éliminé par formation d'écume.

Le procédé de la présente invention a des avantages significatifs par rapport à d'autres procédés de production d'aluminium de pureté extrême, dont l'un des plus importants est la réduction importante du prix du produit final très purifié. C'est cette réduction importante de prix qui contribue à la possibilité de produire de l'énergie par réaction de fusion. Une caractéristique du système de la présente invention qui contribue à la réduction du prix est le fait que pratiquement la même quantité d'aluminium, par exemple d'aluminium primaire, que celle introduite dans le système, peut être récupérée en tant que produit final et, pour toutes les utilisations pratiques, très peu de métal est rejeté, comme c'était le cas dans les techniques antérieures. Ainsi, on peut voir d'après la description de la présente invention qu'il y a une coopération unique qui permet de réduire les coûts de production et les déchets en ce qui concerne la cristallisation fractionnée. En outre, un autre avantage réside dans le fait que l'on peut obtenir des quantités importantes d'aluminium de pureté élevée, par exemple de l'aluminium à 99,999 et 99,9999% en poids, selon l'invention sur une base très cohérente. C'est-à-dire que l'équipement de la présente invention peut être facilement adapté à une capacité de production appropriée à des prix minimaux.

On notera également qu'il y a des avantages en ce qui concerne les économies d'énergie. Comme indiqué précédemment, il y a des économies importantes dans l'énergie nécessaire pour faire fonctionner la cellule électrolytique en raison de l'emplacement de l'électrode. Une autre économie d'énergie réside dans le recyclage d'une fraction de l'aluminium fondu provenant de l'étape de cristallisation fractionnée au puits de chargement de la cellule électrolytique. On notera que le recyclage de l'aluminium fondu représenté sur les fig. 1,4 et 5 ne se fait pas nécessairement par une conduite directe, mais peut être effectué par transport de creusets d'aluminium fondu d'une étape à une autre. La caractéristique importante en ce qui concerne les économies d'énergie est que le réchauffage et la refusion entre les étapes ne sont pas nécessaires (c'est-à-dire le réchauffage et la refonte d'aluminium à la température ambiante).

L'exemple suivant illustre mieux l'invention.

Exemple:

On utilise comme substance de départ un alliage d'aluminium qui contient environ 99,98% en poids d'aluminium, le reste étant des impuretés comme indiqué dans le tableau sous l'en-tête: charge d'appoint. Cet alliage est introduit à un débit de 45,36 kg/d sous forme solide dans le puits d'une cellule Hoopes telle que décrite sur la fig. 2. La cellule a préalablement été mise en route de façon à ce qu'elle contienne trois couches fondues. C'est-à-dire qu'une couche anodique est prévue à la partie inférieure de la cellule et sa masse

5

10

15

20

25

30

35

40

45

50

55

60

65

643 000

8

volumique est ajustée par utilisation de cuivre. Une couche d'électrolyte contient essentiellement, en poids, environ 44% de A1F3, 22% de NaF, 18% de BaF2 et 16% de CaF2. La troisième couche contient essentiellement de l'aluminium à 99,993% en poids. La cellule fonctionne plus ou moins continuellement à une densité de 5 courant d'environ 20 A/cm2. On enlève quotidiennement de la cellule une quantité d'aluminium purifié comprenant essentiellement de l'aluminium à 99,993% en poids, la quantité enlevée correspondant essentiellement à la quantité introduite. Le produit purifié a une teneur en impuretés indiquée dans le tableau sous l'en-tête 10 produit Hoopes. On notera que la charge totale dans la cellule est de 68,04 kg de métal impur, c'est-à-dire que dans la charge sont inclus 22,68 kg de métal recyclé provenant du processus de cristallisation. Quand le métal recyclé est combiné avec la charge d'appoint, il donne une charge d'aluminium à 99,91% en poids, la teneur en im- 15 puretés étant telle que représentée dans le tableau sous la colonne charge combinée.

Environ 68,04 kg du produit d'aluminium purifié provenant de la cellule Hoopes sont introduits dans une unité de cristallisation fractionnée telle que représentée sur la fig. 3. De la chaleur est 20

enlevée de l'unité à l'interface métal/air pour induire la cristallisation jusqu'à ce qu'environ 70% de la substance de départ soit cristallisé. Pendant l'opération de cristallisation, on tasse les cristaux formés. Après la cristallisation, on enlève de la masse de cristaux le métal fondu riche en impuretés ou liqueur mère. Les cristaux restants sont soumis à une refonte de la partie supérieure à la partie inférieure de sorte que le métal fondu des couches supérieures de cristaux lave les couches les plus inférieures. La refonte est effectuée jusqu'à ce qu'environ les derniers 30% des cristaux soient pris comme produit purifié. Le produit de cette première cristallisation est de l'aluminium à environ 99,999% en poids, les impuretés étant telles qu'indiquées dans le tableau sous la colonne produit de l'étape 1.

La liqueur mère ou matériau dégradé est soumise à un second procédé de cristallisation fractionnée pour obtenir une pureté comparable à celle du produit provenant de la cellule Hoopes. C'est-à-dire qu'environ 45,35 kg de matériau dégradé de l'étape 1, comprenant de l'aluminium à environ 99,987% en poids et des impuretés telles qu'indiquées dans le tableau sous la colonne dégradé de l'étape 1, sont soumis à une seconde cristallisation fractionnée, et 22,68 kg du produit purifié d'une pureté d'environ 99,993% en provenant sont mélangés avec le produit de la cellule de Hoopes pour former la charge pour l'étape de cristallisation fractionnée de l'étape 1. La liqueur mère ou matériau dégradé comprenant environ la moitié de la charge totale introduite dans l'étape R et ayant une pureté d'aluminium d'environ 99,98% en poids, comme indiqué dans le tableau sous la colonne dégradé de l'étape R, est recyclée pour être utilisée comme charge pour la cellule Hoopes, comme indiqué ci-avant.

Tableau

Charge

Charge

PmHnit

Produit de

Dégradé de

Produit de

Dégradé de

d'appoint combinée r luuuii l'étape 1

l'étape 1

l'étape R

l'étape R

Si

400

286

20

3

37

20

54

Fe

400

282

15

1

29

15

43

Cu

20

33

25

3,5

47

25

59

Mn

10

7

0,2

0,18

0,22

0,2

0,24

Mg

10

9

2,0

<0,5

3,5

2,0

5,0

Ni

10

10

3,0

<0,1

6,0

3,0

9,0

Zn

20

17

1,0

0,5

1,5

1,0

2,0

Ga

200

167

1,0

0,3

1,7

1,0

2,4

B

2

3

3,0

0,4

5,6

3,0

8,2

Cr

5

4

<0,1

<0,15

0

0

0

Ti

30

20

<0,1

<0,15

0

0

0

V

30

20

<0,1

<0,15

0

0

0

Zr

20

17

<0,1

<0,15

0

0

0

Total

1160

878

71

10

131

70"

182

Pureté (%

en poids)

99,88

99,91

99,993

99,999

99,987

99,993

99,982

Toutes les teneurs en impuretés sont en ppm.

On peut ainsi voir d'après l'exemple précédent que, si l'on néglige les pertes de transfert, on peut obtenir pratiquement 45,36 kg d'aluminium à 99,999% en poids pour la même quantité d'aluminium impur introduit dans le système. Ainsi, en utilisant deux étapes de cristallisation, on recueille directement 67% du produit Hoopes 55 sous forme d'aluminium à 99,999% en poids sans nécessité d'un recyclage dans la cellule de Hoopes. Cela est important, car on se rappellera qu'il est très indiqué de minimiser la quantité de métal dégradé recyclé à la cellule de Hoopes, comme indiqué précédemment, car la purification dans la cellule de Hoopes est plusieurs fois plus coûteuse que la cristallisation fractionnée.

On notera en outre, d'après le tableau, que le procédé permet d'abaisser de façon significative tous les éléments considérés comme critiques pour une application cryogénique, c'est-à-dire le titane, le vanadium, le zirconium, le chrome, le manganèse et le fer.

R

4 feuilles dessins

Claims (10)

1. 643 000

   2

   REVENDICATIONS

   1. Procédé de purification de l'aluminium contenant des impuretés, caractérisé en ce qu'il consiste:

   a) à introduire ledit aluminium dans la couche anodique d'une cellule électrolytique ayant une couche inférieure d'aluminium fondu constituant ladite couche anodique et ayant une couche supérieure d'aluminium fondu constituant une couche cathodique, ladite couche anodique étant séparée de ladite couche cathodique par une couche d'électrolyte;

   b) à effectuer le transport électrolytique de l'aluminium de ladite couche anodique vers ladite couche cathodique par l'intermédiaire de ladite couche d'électrolyte, tout en laissant lesdites impuretés dans ladite couche anodique, en purifiant ainsi partiellement ledit aluminium;

   c) puis à enlever une partie dudit aluminium fondu partiellement purifié de ladite couche cathodique;

   d) à effectuer la cristallisation fractionnée de ladite portion d'aluminium fondu dans une cellule de cristallisation pour en enlever les impuretés eutectiques par solidification d'une fraction dudit aluminium fondu, ladite fraction solide ayant une pureté supérieure à celle de la fraction d'aluminium fondu restant, en concentrant ainsi lesdites impuretés eutectiques dans ladite fraction fondue, et e) à séparer ladite fraction fondue de ladite fraction solide pour obtenir ledit aluminium purifié.
2. 2. Procédé selon la revendication 1, caractérisé en ce que ladite fraction d'aluminium fondu impur est renvoyée, de préférence sous forme fondue, de ladite cellule de cristallisation à ladite couche anodique de la cellule électrolytique.
3. 3. Procédé selon l'une des revendications 1 ou 2, caractérisé en ce que ledit aluminium purifié est ensuite purifié dans une seconde étape de cristallisation fractionnée.
4. 4. Procédé selon l'une des revendications 1 ou 3, caractérisé en ce que ladite fraction d'aluminium fondu impur est soumise à une autre étape de cristallisation fractionnée où la fraction fondue impure de cette étape est renvoyée, de préférence sous forme fondue, à ladite couche anodique de ladite cellule électrolytique et la fraction purifiée de ladite autre étape de cristallisation fractionnée est mélangée à la charge d'aluminium de la couche cathodique de ladite cellule électrolytique pénétrant dans la première étape de cristallisation fractionnée.
5. 5. Procédé selon la revendication 4, caractérisé en ce que la fraction purifiée de ladite première étape de cristallisation fractionnée est introduite dans une seconde étape de cristallisation fractionnée, et la fraction fondue impure de ladite seconde étape de cristallisation fractionnée est mélangée avec la charge combinée pour ladite première étape de cristallisation fractionnée comprenant l'aluminium fondu de ladite couche cathodique et ladite fraction purifiée d'aluminium provenant de ladite autre étape de cristallisation fractionnée.
6. 6. Procédé selon l'une des revendications 1 à 5, caractérisé en ce que ledit aluminium partiellement purifié provenant de ladite cellule électrolytique subit une cristallisation fractionnée par enlèvement de chaleur à la surface de l'aluminium fondu dans ladite cellule de cristallisation de façon à former des cristaux solides d'aluminium pur qui sont tassés à la partie inférieure de la cellule pendant la cristallisation, et de préférence ledit aluminium solide pur est séparé de l'aluminium fondu impur par vidange de l'aluminium fondu de ladite cellule.
7. 7. Procédé selon la revendication 6, caractérisé en ce que lesdits cristaux d'aluminium pur dans ladite cellule de cristallisation sont refondus après enlèvement dudit aluminium fondu impur, et ledit aluminium pur est ensuite enlevé de ladite cellule.
8. 8. Procédé selon l'une des revendications 1 à 7, caractérisé en ce que ladite couche d'électrolyte comprend essentiellement un ou plusieurs sels formés d'halogénures alcalins, d'halogénures alcalino-terreux ou d'halogénures d'aluminium pour obtenir une masse volu-mique d'au moins 2,4 g/cm3 à 800° C, la couche anodique de ladite cellule électrolytique comprend de 20 à 30% de cuivre et 70 à 80% en poids d'aluminium, et ladite cellule électrolytique fonctionne de préférence à une température de 750 à 850°C.
9. 9. Procédé selon l'une des revendications 1 à 8, caractérisé en ce que la cellule électrolytique est fermée hermétiquement et comporte une atmosphère inerte destinée à prolonger la durée de vie des cathodes de graphite utilisées dans la cellule.
10. 10. Procédé selon l'une des revendications 1 à 9, caractérisé en ce que, au moins une électrode en communication électrique avec l'extérieur de ladite cellule atteint, en traversant ladite couche cathodique d'aluminium fondu, ladite couche d'électrolyte de façon à abaisser efficacement la résistance de ladite cellule en raccourcissant électriquement la distance entre ladite couche anodique et ladite couche cathodique, la distance entre le bas de ladite électrode et le sommet de ladite couche anodique étant comprise entre 40 et 60% de l'épaisseur de ladite couche d'électrolyte qui a de préférence une épaisseur comprise entre 10,2 et 20,3 cm.