CN101484613B - 电解装置及方法 - Google Patents

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Abstract

本发明提供一种熔融盐电解装置及使用该装置的熔融盐电解方法,所述熔融盐电解装置具备电解槽(4)和电极单元(1),所述电解槽(4)容纳熔融电解液,该熔融电解液含有熔融金属氯化物,所述电极单元(1)应浸渍在熔融电解液中,并且所述电极单元(1)具有作为导体的电极(8)、第1绝缘部件(9)、第2绝缘部件(10)和电极框架(12),所述第1绝缘部件(9)覆盖电极的上端面,并且被固定在电极的上端部并从上端部向上方延伸,所述第2绝缘部件(10)覆盖电极的下端面,并且被固定在电极的下端部并从下端部向下方延伸,所述电极框架(12)是包围电极的绝缘体。

Description

电解装置及方法
技术领域
本发明涉及针对熔融电解液的电解装置及方法,特别是涉及用于对熔融金属氯化物进行电解以从阳极得到气体、从阴极得到熔融金属的熔融盐电解装置及方法。
背景技术
近年来,提出了一种通过对金属氯化物进行直接电解而得到金属和氯气的制法。该制法与基于使用金属氯化物水溶液的电解的制法有所不同,所得到的氯气的纯度几乎是100%的高纯度,同时,所得到的金属的纯度也较高,由于具有上述特性,对金属氯化物进行直接电解而得到金属和氯气的制法不仅在金属的制造中能够应用,而且在对由金属氯化物得到金属时使用的还原用金属进行回收时也能够应用。
具体来讲,作为从金属氯化物得到的金属,已知有钠等碱金属及铝,并且,作为将金属氯化物还原后被回收的还原用金属,已知有通过所谓的Kroll法从氯化钛精炼出钛时所使用的镁等。
并且,通过所谓的锌还原法利用锌还原四氯化硅以得到高纯度的硅的制法由于设备小型、能耗低且能够得到6个9以上的高纯度的硅,因此该制法作为被认为今后需求将急剧扩大的太阳能电池用硅的制法而受到瞩目。
所述制法利用以下述化学式1表示的反应,但是,由于硅(Si)的原子量为28.1而氯化锌(ZnCl2)的分子量为136.4,并且生成2分子的氯化锌,因此,生成产量约为硅的产量的10倍的氯化锌,从而确立该氯化锌的回收处理方法已成为很大的问题。
SiCl4+2Zn→Si+2ZnCl2  (化学式1)
本发明人着眼于氯化锌的熔点处于283℃~360℃范围内,锌的熔点为413℃等,已发现能够对熔融氯化锌进行直接盐电解的条件。具体来说,锌的熔点比氯化锌的熔点高100℃以上,但是,进一步发现,如果考虑氯化锌电解质的电导率及粘度系数,则在比氯化锌的熔点高约200℃以上的500℃~550℃的温度范围,能够高效地对熔融氯化锌进行直接电解。但是,在上述高温区域中,氯化锌的蒸气压会上升0.05atm左右,且生成氯气的同时也产生大量的氯化锌雾,因此如果保持这种状态,则具有发生管道堵塞等现象的倾向。
因此,在下述专利文献1中提出了一种电解装置,其中,将电解用电极设置为复极型电极,从而提高电解效率;同时,在电解槽上部设置截面面积与电解槽截面面积几乎相同的除雾器,边降低含有金属雾的氯气的上升速度,边在氯气的上升中冷却氯气,使氯气中的氯化锌微液滴即氯化锌雾朝电解浴侧落下而被分离出来。
此外,在下述的专利文献2中公开了一种电解装置,其中,通过用电极框架包围电极,使电解液表面的温度保持在比实际电解温度低的温度,从而抑制氯化锌雾的产生。
专利文献1:日本特开2005-200759公报
专利文献2:日本特开2005-200758公报
在熔融金属氯化物等熔融盐的电解领域中,不限于氯化锌,还要有效应用于从其它金属盐中获取金属的具有复极型电解槽的电解装置是很难实现的,这种电解装置在以上的技术进展中取得了一定的成果,已完成到验证水平。
但是,根据本发明人的进一步研究,发现要提高电解效率,理论上优选设置有复极型电极的构成,不过,采用该复极型电极时,为了降低在电极间的区域中的欧姆损耗以提高电解效率,如果缩短电极间距离,则产生向电极间之外的区域的泄漏电流,反而存在电解效率降低的倾向,因此认为具有改良的余地。
并且,同时发现,由于在阴极面附近生成的电解生成金属与在阳极面附近生成的电解生成气体的接触而具有发生逆反应的倾向,因此在这点也具有改良的余地。
并且,还同时发现,电解生成金属向电极间蓄积,从而出现电解液的上升流被阻碍或者堵塞等现象,导致电解生成气体不能迅速上升到除雾器,因此在这点也有改良的余地。
此外,发现如果设置仅包围复极型电极的周围的电极框架,则电解液容易滞留在电极框架内的区域,反而存在使电解效率降低的倾向,因此存在改良的余地。
发明内容
本发明是经过以上研究而完成的,目的是提供一种电解装置及方法,其中,通过实现在降低欧姆损耗的同时抑制泄漏电流,抑制电解生成金属与电解生成气体的接触,进而将电解生成金属迅速排放到电极框架外这样的构成,使电解的电流效率得到提高。
为了解决上述问题,本发明的第1方面涉及一种熔融盐电解装置,所述熔融盐电解装置具备电解槽和电极单元,所述电解槽容纳熔融电解液,该熔融电解液含有熔融金属氯化物,所述电极单元应浸渍在熔融电解液中,并且所述电极单元具有作为导体的电极、第1绝缘部件、第2绝缘部件和电极框架,所述第1绝缘部件覆盖电极的上端面,并且被固定在电极的上端部并从上端部向上方延伸,所述第2绝缘部件覆盖电极的下端面,并且被固定在电极的下端部并从下端部向下方延伸,所述电极框架是包围电极的绝缘体。
此外,本发明的第2方面涉及一种熔融盐电解装置,该装置在具有上述构成的基础上,电极具有阳极面部及与阳极面部相对应的阴极面部,在阳极面部生成气体,在阴极面部生成比重大于熔融电解液的比重的熔融金属。
此外,本发明的第3方面涉及一种熔融盐电解装置,该装置在上述第2方面的基础上,第2绝缘部件具有流道,在阴极面部生成的熔融金属通过流道而流向电解槽的底部。
此外,本发明的第4方面涉及一种熔融盐电解装置,该装置在上述第3方面的基础上,流道在所述阴极面部的下端部与第2绝缘部件之间的间隙部具有将在阴极面部生成的熔融金属导入的入口。
此外,本发明的第5方面涉及一种熔融盐电解装置,该装置在上述第4方面的基础上,在流道的入口具有将阴极面部的下端部倒角后形成的倒角形状部和对第2绝缘部件进行切口所形成的切口部中的至少一方。
此外,本发明的第6方面涉及一种熔融盐电解装置,该装置在上述第2~5任一方面的基础上,第1绝缘部件和第2绝缘部件中的至少一方具有突出部,该突出部向与该绝缘部件邻接的绝缘部件突出并突出于阴极面部的位置。
此外,本发明的第7方面涉及一种熔融盐电解装置,该装置在上述第2~6任一方面的基础上,将电极相对于垂直方向倾斜地配置,使得阳极面部朝下、阴极面部朝上,从而在阳极面部生成的气体沿着阳极面部向上方移动、在阴极面部生成的熔融金属沿着阴极表面向下方移动。
此外,本发明的第8方面涉及一种熔融盐电解装置,该装置在上述第2~7任一方面的基础上,阳极面部与第1绝缘部件和第2绝缘部件处于同一平面。
此外,本发明的第9方面涉及一种熔融盐电解装置,该装置在上述第2~8任一方面的基础上,在熔融金属与第2绝缘部件之间,设有抑制泄漏电流的屏蔽部件,所述熔融金属在阴极面部生成并存积于电解槽的底部。
此外,本发明的第10方面涉及一种熔融盐电解装置,该装置在上述第1~9任一方面的基础上,电极是具有一对端部电极和配在一对端部电极之间的中间部电极的复极式电极。
此外,本发明的第11方面涉及一种熔融盐电解装置,该装置在上述第1~10任一方面的基础上,熔融电解液为熔融氯化锌。
此外,本发明的第12方面涉及一种熔融盐电解装置,该装置在上述第1~11任一方面的基础上,电解槽是在电解槽内部表面被覆有陶瓷的金属制电解槽或者石墨制电解槽。
此外,本发明的第13方面涉及一种熔融盐电解装置,该装置在上述第1~12任一方面的基础上,第1绝缘部件和第2绝缘部件是陶瓷制绝缘部件。
此外,本发明的第14方面涉及一种熔融盐电解装置,该装置在上述第1~13任一方面的基础上,第1绝缘部件和第2绝缘部件中的至少一方的厚度沿着朝向绝缘部件的前端部的方向减薄。
此外,本发明的第15方面涉及一种熔融盐电解方法,该方法包括:准备熔融盐电解装置的工序,所述熔融盐电解装置具备电解槽和电极单元,所述电解槽容纳熔融电解液,该熔融电解液含有熔融金属氯化物,所述电极单元应浸渍在熔融电解液中,并且所述电极单元具有作为导体的电极、第1绝缘部件、第2绝缘部件和电极框架,所述第1绝缘部件固定在电极的上端部并从上端部向上方延伸,所述第2绝缘部件固定在电极的下端部并从下端部向下方延伸,所述电极框架是包围电极的绝缘体;和电解工序,在该电解工序中,由于第1绝缘部件和第2绝缘部件的存在使欧姆损耗降低,同时在电极的阳极面部生成气体、在对应于阳极面部的阴极面部生成比重大于熔融电解液的比重的熔融金属。
在本发明的第1方面的熔融盐电解装置中,通过在电极上设置第1绝缘部件和第2绝缘部件,能够不阻碍电解生成气体及电解生成金属的移动而降低欧姆损耗并同时抑制泄漏电流,从而能够提高电解的电流效率。并且,此时,通过设置电极框架,可调整电极框架内电解反应区域的电解液的温度,从而能够有效地完成电解。
此外,在本发明的第2方面的熔融盐电解装置中,在电极的阳极面部能够切实地生成气体、在阴极面部能够切实地生成比重大于熔融电解液的比重的熔融金属,能够完成电流效率得到了提高的电解。
此外,在本发明的第3方面的熔融盐电解装置中,在阴极面部生成的熔融金属通过流道可靠地流向电解槽的底部,由此能够更可靠地抑制电解生成金属与电解生成气体的接触,能够更可靠地地将电解生成金属排出到电极间之外。
此外,在本发明的第4方面的熔融盐电解装置中,能够切实地将在阴极面部生成的熔融金属从流道的入口导入到流道内,从而能够更可靠地使在阴极面部生成的熔融金属通过流道流向电解槽的底部。
此外,在本发明的第5方面的熔融盐电解装置中,通过设置倒角形状部及切口部中的至少一方,能够更切实地将在阴极面部生成的熔融金属从流道的入口引入到流道内。
此外,在本发明的第6方面的熔融盐电解装置中,通过在第1绝缘部件及第2绝缘部件中的至少一方上设置突出部,能够使对应的绝缘部件之间的距离比对应的电极面部间的距离短,从而能够进一步抑制泄漏电流。进而,能够在阳极面部侧形成较强的电解液流,从而能够更可靠地分离电解生成气体和电解生成金属。
此外,在本发明的第7方面的熔融盐电解装置中,通过将电极相对于垂直方向倾斜地配置,能够较强地将电解生成气体控制在阳极面侧、将电解生成金属控制在阴极面侧,因此阳极面部侧的较强的电解液流因电解生成气体而能够更有效地发挥作用,从而能够更迅速地完成电解生成气体与电解生成金属之间的可靠分离。
此外,在本发明的第8方面的熔融盐电解装置中,通过将阳极面部与第1绝缘部件及第2绝缘部件设置成同一平面,能够使生成气体沿着阳极面部切实地向上方移动,从而能够更可靠地抑制电解生成金属与电解生成气体的接触。
此外,在本发明的第9方面的熔融盐电解装置中,通过设置屏蔽部件,能够更切实地抑制泄漏电流,而该泄漏电流是由存积在电解槽底部的熔融金属引起的。
此外,在本发明的第10方面的熔融盐电解装置中,通过设置复极式电极,能够更可靠地提高电解的电流效率。
此外,在本发明的第11方面的熔融盐电解装置中,通过将熔融氯化锌用作熔融电解液,能够开拓更具现实性的对在利用锌还原法制造高纯度硅时产生的副产物进行处理的途径。
此外,在本发明的第12方面的熔融盐电解装置中,通过将电解槽制成内部表面被覆有陶瓷的金属制或者石墨制电解槽,能够用耐热性和耐腐蚀性更优异的电解槽稳定地完成电解。
此外,在本发明的第13方面的熔融盐电解装置中,第1绝缘部件和第2绝缘部件由陶瓷制造,因此热稳定性好,能够抑制泄漏电流。
此外,在本发明的第14方面的熔融盐电解装置中,第1绝缘部件和第2绝缘部件中的至少一方的厚度沿着朝向其前端部的方向减薄,由于具有这种构成,因此能够抑制泄漏电流的同时轻型化。
此外,在本发明的第15方面的熔融盐电解方法中,通过使用在电极上设有第1绝缘部件和第2绝缘部件的熔融盐电解装置,能够不阻碍电解生成气体和电解生成金属的移动而降低欧姆损耗且抑制泄漏电流,从而能够提高电解的电流效率。并且,此时,由于在熔融盐电解装置中设有电极框架,因此能够调整电极框架内电解反应区域的电解液的温度,能够有效地完成电解。
综上所述,在以上的构成中,能够排除在抑制泄漏电流的同时扩大电极间距离(扩大电极间距离是欧姆损耗增加的主要因素)的构成,例如可以将电极间距离设为5mm左右。并且,同时能够维持电解液的上升流,抑制电解液的滞留、电解生成气体的气泡的滞留、金属雾的发生及滞留。并且,同时能够抑制电解生成金属与电解生成气体的接触,而该接触引起电解产物的逆反应。并且,同时还能够抑制因生成金属在电极间的蓄积所引起的电解液的滞留和电极间短路。如果进一步附加经过流道将电解生成金属进行分离的结构,则能够更迅速地将电解生成金属排出到电极间之外的区域,从而能够将电极间距离缩短到例如2mm~3mm左右。
附图说明
图1是本发明的实施方式中的熔融盐电解装置的截面示意图。
图2是同一实施方式的熔融盐电解装置中的电极单元的立体图。
图3是同一实施方式的熔融盐电解装置中的电极单元的电极结构体的截面图,相当于图2的沿A-A线的截面图。
图4是同一实施方式的第1变形例中的电极单元的电极结构体的截面图,相当于图2的沿A-A线的截面图。
图5是同一实施方式的第2变形例中的电极单元的电极结构体的截面图,相当于图2的沿A-A线的截面图。
图6是同一实施方式的第3变形例中的电极单元的电极结构体的截面图,相当于图2的沿A-A线的截面图。
图7是同一实施方式的第4变形例中的电极单元的阴极生成金属的导入口附近的放大图。
图8是同一实施方式的其它变形例中的电极单元的电极结构体的截面图,相当于图2的沿A-A线的截面图。
图9是同一实施方式的其它变形例中的电极单元的电极结构体的截面图,相当于图2的沿A-A线的截面图。
图10是同一实施方式的其它变形例中的电极单元的电极结构体的截面图,相当于图2的沿A-A线的截面图。
图11是同一实施例方式中的实验例的熔融盐电解装置的截面示意图。
图12是同一实验例的电极单元的立体图。
符号说明
S熔融盐电解装置
1电极单元
2除雾器
3外部加热器
4电解槽
4a电解浴
4b陶瓷膜
P板
5孔板
5a孔
6金属液积存部
M熔融金属
G电解生成气体
7气体出口
8电极
8a端部电极
8b端部电极
8i中间电极
9上部绝缘部件
9a上部绝缘部件
9b上部绝缘部件
9i上部绝缘部件
9p突出部
10下部绝缘部件
10a下部绝缘部件
10b下部绝缘部件
10i下部绝缘部件
10p突出部
11电极结构体
11a端部电极结构体
11b端部电极结构体
11i中间电极结构体
12电极框架
12a侧壁
13电流供给端子
13a电流供给端子
13b电流供给端子
14阳极面部
15阴极面部
16排出流道
17间隙部
18排出口
19端部切口部
20孔
21电解槽
22端部电极
23中间电极
24定位槽
25小螺钉
26孔板
26a孔
41电极单元
51电极单元
61电极单元
71电极单元
81电极单元
91电极单元
100加热炉
101电极单元
具体实施方式
(实施方式)
下面,适当参照附图来详细说明本发明的实施方式中的熔融盐电解装置及方法。需要说明的是,图中的x、y、z轴形成3轴正交坐标系,为了便于说明,将y方向记为横向、将z方向记为纵向或者记为上下方向(垂直方向),将x方向的长度记为厚度、将y方向的长度记为宽度、将z方向的长度记为高度。
图1是本实施方式中的熔融盐电解装置的截面示意图,图2是本实施方式的熔融盐电解装置中的电极单元的立体图,为了便于说明,切去了电极框架的一部分来表示。此外,图3是本实施方式的熔融盐电解装置中的电极单元的电极结构体的截面图,相当于图2的沿A-A线的截面图。
如图1所示,熔融盐电解装置S具有电极单元1及设置在其上方的除雾器2。电极单元1具有后面将详细叙述的电极及电极框架,电极单元1被外部加热器3加热,并浸渍在装满作为电解液的熔融盐的电解浴4a中。在这样的电极附近的电解浴中即在熔融盐浴4a中发生电解反应。电解液的温度当然要设定为高于电解液的熔点,并且还要高于电解反应生成的金属的熔点,从而电解生成金属作为熔融金属M被取出。需要说明的是,外部加热器3配置在应当能够将熔融盐浴4a中的电解液加热到所希望的温度的加热炉100中。并且,熔融盐浴4a被划定在电解槽4的内部空间,电解槽4是内部表面被覆有陶瓷膜4b的金属制电解槽,因此具有足以容纳经加热的电解液的耐热性和耐腐蚀性。而且,只要满足该特性,电解槽4也可以是石墨制造的。此外,电极单元1是利用设置在电解槽4中的支持体(图中省略)固定在电解槽4中的,电解槽4固定在配置有外部加热器3的加热炉100内。
在所述电极单元1中生成的熔融金属M从电极单元1的下部流出,经过被固定在电解槽4中且倾斜地配置在熔融盐浴4a之中的板P而蓄积保存在下方的金属液积存部6中。此处,板P由莫来石等陶瓷制成,且被设置在熔融金属M(该熔融金属M在电极单元1生成并存积在电解槽4的底部的金属液积存部6中)与将在后面详细说明的绝缘部件(该绝缘部件为电极单元1的下部构成部件)之间,起到抑制从电极单元1向熔融金属M的泄漏电流的屏蔽部件的作用。需要说明的是,也可以设置具有多个孔5a的孔板5代替上述那样倾斜配置的板P,在这种情况下,熔融金属M经过孔5a,流落到下方的金属液积存部6中而被蓄积保存。
另一方面,在电极单元1的上部,通过电解反应生成的电解生成气体G穿过电解液层而被释放,流进除雾器2,流进的电解生成气体G’一边对流,一边通过除雾器2,并从设置在除雾器2的上端部的气体出口7排出。
如图2和图3所示,电极单元1分别具备平板状电极8、上部绝缘部件9和下部绝缘部件10以及具有侧壁12a的电极框架12。具体来讲,电极单元1具有如下结构:将上部绝缘部件9和下部绝缘部件10分别固定在电极8的上下并使得电极8被夹住,形成电极结构体11,该电极结构体11包括端部电极结构体11a和11b以及中间电极结构体11i,所述电极结构体11沿x方向平行排列配置7组,并且该7组电极结构体11的除上下区域之外的侧部周围被电极框架12的侧壁12a包围。如此电极框架12包围电极结构体11的侧部周围,从而电极框架12起到保温部件的作用,能够将发生电解反应的电极单元1的内部温度维持在高于熔融盐浴4a的其它部分的温度,从而能够降低电解电压,同时使电解液表面的温度比熔融盐浴4a内部的温度还低,因此能够抑制电解液的微液滴即电解液雾的产生。此处,电极框架12包围电极结构体11中至少进行电解反应的区域,从这方面考虑,电极框架12的侧壁12a优选具有能够包围至少电极8那样的高度。需要说明的是,电极8由石墨制造,从电特性、温度特性上以及制作上等方面出发,优选上部绝缘部件9、下部绝缘部件10和电极框架12由陶瓷制造,并且从降低重量的方面出发,优选其内部为中空的。并且,此处,电极单元1采用复极式构成,在该构成中,电极结构体11的个数为7个,即电极8的块数为7块,但是根据所要求的电解能力和电解液种类等,适当设定该电极块数。
更具体地讲,电极8包括两端的端部电极8a和8b以及设置在它们之间的5块中间电极8i;上部绝缘部件9包括两端的上部绝缘部件9a和9b以及设置在它们之间的5块中间的上部绝缘部件9i;下部绝缘部件10包括两端的下部绝缘部件10a和10b以及设置在它们之间的5块中间的下部绝缘部件10i。
7块上部绝缘部件9a、9b及9i相应地固定在上述的7块电极8a、8b及8i的上端部,7块下部绝缘部件10a、10b及10i相应地固定在电极8a、8b及8i的下端部。为了抑制泄漏电流从电极8a、8b及8i当中的任何一个通过与该电极直接相邻的电极的上方区域而流向与该电极不直接相邻的电极(例如,隔了一个的电极),而设置上述上部绝缘部件9a、9b及9i,上部绝缘部件9a、9b及9i特别覆盖在电极8a、8b及8i的上端面(平行于x-y平面的端面)且向上方延伸。另外,同样地,下部绝缘部件10a、10b及10i覆盖在电极8a、8b及8i的下端面(平行于x-y平面的端面)且向下方延伸。
此外,贯通与端部电极8a及8b对应的上部绝缘部件9a及9b中的电流供给端子13即电流供给端子13a及13b对应地与端部电极8a及8b连接,利用图中省略的直流电源,通过电流供给端子13a及13b供给电解电流。
若如此供给电解电流,则电极8的一面作为阳极面部14发挥作用,其相反面作为阴极面部15发挥作用。具体来讲,在端部电极8a中,在x正方向的面(平行于y-z平面的面)为阴极面部15a,在x正方向与端部电极8a直接相邻的中间电极8i中,与上述阴极面部15a相对的面(平行于y-z平面的面)为阳极面部14i,如此在互相邻接的中间电极8i间,各阴极面部15i及阳极面部14i相向依次排布。此外,在端部电极8b和在x负方向与该端部电极8b直接相邻的中间电极8i之间,端部电极8b的在x负方向的面(平行于y-z平面的面)为阳极面部14a;在x负方向与端部电极8b直接相邻的中间电极8i中,与上述阳极面部14a相对的面(平行于y-z平面的面)为阴极面部15i。
于是,电解生成气体G从阳极面部14附近生成并移动到上方,作为电解生成金属的熔融金属M从阴极面部15附近生成并移动到下方。此处,设定上部绝缘部件9的阳极面部14侧的面和阴极面部15侧的面分别与电极8的阳极面部14和阴极面部15为同一平面,因此不阻碍电解生成气体G向上方移动,而且,设定下部绝缘部件10的阴极面部15侧的面和阳极面部14侧的面分别与电极8的阴极面部15和阳极面部14为同一平面,因此不阻碍作为上述电解生成金属的熔融金属M向下方移动,从而能够使电解生成气体G及电解生成金属M切实地分别向电极单元1的外方移动。
此外,当从阴极面部15附近生成的熔融金属M与电解液之间的比重差并不那么大时,阴极生成金属M在电解液中以大量的微液滴的形式存在,从而具有产生像那样存在的金属雾的倾向,但是,在加热的电解液的强上升流中发现了能够抑制金属雾在电解液中扩散的效果,由此,能够抑制因电解生成气体G与电解生成金属M的逆反应而引起的电流效率的降低,即能够抑制电解效率的降低。此处,特别是,设定下部绝缘部件10的阳极面部14侧的面及上部绝缘部件9的阳极面部14侧的面与电极8的阳极面部14为同一平面,因此不阻碍加热的电解液的强上升流,从而能够抑制金属雾向电解液中不想要的扩散。并且,上述电解液的上升流给电解生成气体G带来较大的气举效应,从而能够迅速地将电解生成气体G从电极单元1向上外方排出。
如此,在以氯化锌为代表的金属盐的直接电解中,从阳极面部14附近生成氯气等气体G,从阴极面部15附近生成熔融金属M。此时,为了降低电解液的欧姆损耗的同时降低泄漏电流,以降低电解电压,发现有效的措施是缩短电极8间的距离,即缩短相互相对的阳极面部14和阴极面部15之间的距离,同时,在电极上下设置较大的绝缘部件9和10。作为一例,在通过电解液与电解生成金属之间的比重差较大的氯化锌的直接电解来制造锌和氯气时,在长×宽为300mm×300mm、厚度为25mm的各电极8上设置长×宽与各电极8相同的300mm×300mm的绝缘部件9和10,电极8间的距离即相互相对的阳极面部14和阴极面部15之间的距离分别设为5mm(相应地,相互相对的上部绝缘部件9间的距离及相互相对的下部绝缘部件10间的距离也分别为5mm),此时,与没有设置上部绝缘部件和下部绝缘部件的构成相比较,泄漏电流能够减少到一半以下即能够减少到5%。接下来,为了降低欧姆损耗,即使将上述电极8间的距离设为3mm(相应地上述绝缘部件9间的距离、10间的距离也为3mm),泄漏电流保持5%这样的程度,以电流密度为50A/dm2的高电流密度能够得到90%以上的电流效率。据认为,这是因为,通过尽可能缩短电极8(该电极8上设置有覆盖各电极8的上下端面的上下的绝缘部件9和10)之间的距离,具体来讲,通过将电极8之间的距离设定为5mm~3mm左右,能够有效减少流向电极8的上下区域的泄漏电流,且还能够切实地减少欧姆损耗。
此处,从理论上来讲,绝缘部件9及10的纵长,即其高度越高,抑制电流泄漏的效果越好。但是,若将上述高度过度地变大,则导致电极单元1大型化,随之需要大容量的电解槽4。例如,当绝缘部件9和10的高度降到60mm时,与该高度为300mm时相比,虽然会增加60%左右的泄漏电流,但电极单元1的高度为一半以下。即,应如此均衡泄漏电流的抑制效果及电极单元1的大小来设定用于有效抑制泄漏电流的绝缘部件的高度,进而,此时,也应考虑金属盐的种类、电极8间的距离及电极8的宽度等来设定所述高度。此外,在本实施方式中,绝缘部件9和10是由与电极8分体的部件构成的,因此,考虑到所要求的电极单元1的特性和大小等,能够设计自由度较高地设定该绝缘部件9及10的高度和宽度。
如上述说明,通过在电极8上设置上部绝缘部件9和下部绝缘部件10,能够将电极8之间的距离缩短以降低电解电压,但能保持较高的电流效率。进而,通过进一步缩短电极8之间的距离,并将绝缘部件9和10的两面设定为与阳极面部14和阴极面部15处于同一平面,能够使金属雾不发生不需要的扩散,而使电解生成气体G及电解生成金属M能够迅速移到外方。
接着,适当参照附图对本实施方式的熔融盐电解装置S中的电极单元的各变形例进行详细说明。在该各变形例中,除了特别记载的构成之外,与以上说明的实施方式的构成相同,适当省略对其的说明。
图4是本实施方式的第1变形例中的电极单元的电极结构体的截面图,相当于图2的沿A-A线的截面图。并且,图5是本实施方式的第2变形例中的电极单元的电极结构体的截面图,相当于图2的沿A-A线的截面图。此外,图6是本实施方式的第3变形例中的电极单元的电极结构体的截面图,相当于图2的沿A-A线的截面图。此外,图7是本实施方式的第4变形例中的电极单元的阴极生成金属的导入口附近的放大图。
(第1变形例)
在图4表示的本实施方式的第1变形例的电极单元41中,在下部绝缘部件10中设有将该下部绝缘部件10上下贯通的排出流道16,这点是与图3所示的电极单元1的构成主要的不同点。
如前述,通过电解反应,电解生成气体G从阳极面部14生成并向上方移动,作为电解生成金属的熔融金属M从阴极面部15生成并向下方移动。进一步研究发现,如果设置绝缘部件9及10并缩短电极8之间的距离,则降低了欧姆损耗和泄漏电流,从而电解电压变小,但是所生成的熔融金属M因该金属对电极8、绝缘部件9及10具有浸湿性且该金属自身的粘性而使其尤其在阴极面部15的下端部的表面、下部绝缘部件10的表面上较厚地附着,由于该附着金属,而存在阻碍电解液的上升流(该电解液的上升流有助于电解生成气体G从阳极面部14迅速脱离和上升)的倾向,或者存在引起电极8之间发生短路的倾向。此外,作为阳极产物的气体G与作为阴极产物的金属M相互接触而会发生逆反应,其结果还会加剧电流效率降低的倾向。为了消除这一问题,如果附加不使电解生成金属M附着在阴极面部15上且对电解液的上升流也不干涉那样的结构,则是更理想的。
此处,在本变形例中,在各电极8的下端部具有将该下端部切削成斜面或者曲面所形成的倒角形状部8e,下部绝缘部件10中设有将该下部绝缘部件10上下贯通的排出流道16。由于如此在各电极8的下端部设有倒角形状部8e,因此在下部绝缘部件10的排出流道16的上端部划出间隙部17,该间隙部17成为将熔融金属M导入排出流道16的导入口。因此,电解生成的熔融金属M通过该间隙部17进入下部绝缘部件10的排出流道16中,通过排出流道16而流向下部,从设在下部绝缘部件10的下端部的排出口18排出。需要说明的是,端部电极8b不具有阴极面部15,因此可以省略倒角形状部8e,与端部电极8b相对应的下部绝缘部件10b可以省略排出流道16。
通过如此在具有与电极8的厚度至少相同的厚度的下部绝缘部件10内设置电解生成金属M用的排出流道16,能够使电解生成金属M从电解液的上升流所经过的电极8之间、下部绝缘部件10之间,被迅速地引导到下部绝缘部件10内。即,通过将电解生成金属M迅速地导入到下部绝缘部件10内,能够确保下部绝缘部件10间和电极8间的电解液的上升路径,从而能够维持较高的电解液流的上升速度。同时,借助电解液的强上升流使气举效应更有效地发挥作用,从而使生成的阳极气体G迅速地从电极单元41向上方排出。此外,在阴极生成的金属M与电解液的比重差并不那么大时,阴极生成金属M作为微液滴分散在电解液中,产生金属雾,但是上述强电解液上升流具有抑制金属雾向电解液中扩撒的效果。从而,能够抑制因电解生成气体G与电解生成金属M发生逆反应所导致的电流效率的降低,即电解效率的降低。
进而,对下部绝缘部件10之间的距离进行研究,从减少泄漏电流的方面出发,优选下部绝缘部件10具有突出部10p,该突出部10p向与该下部绝缘部件10相邻的下部绝缘部件10的方向突出并突出于电极8的阴极面部15的位置。这是因为,通过设置该突出部10p,下部绝缘部件10间的距离d小于电极8间的距离D,从而使泄漏电流经由电极8的下方区域而流动的路径变窄。此处,仅将下部绝缘部件10间的距离变窄时,电解生成金属M会阻碍电解液的上升流,但是,如上所述,通过在下部绝缘部件10内设置电解生成金属M用的排出流道16,使电解生成金属M不流到下部绝缘部件10之间,而是通过排出流道16内,因此对电解液的上升流不产生影响。需要说明的是,由于端部电极8b不具有阴极面部15,因此对应于端部电极8b的下部绝缘部件10b可以省略突出部10p。
此外,在如此将下部绝缘部件10间的距离变窄的情况下,优选下部绝缘部件10的阳极面部14侧的面与电极8的阳极面部14处在同一平面。这是因为,利用这种同一平面的构成,能够确保电解液的强上升流沿着阳极面部14流动,能够高效地将阳极生成气体G向上方输送,同时,能够更切实地防止在阴极面部15生成的熔融金属M向液体中扩散,从而能够将由金属雾的生成引起的电解效率的降低控制在最小限度。
如上所述,在本变形例的构成中,由于在下部绝缘部件10中设有排出流道16,因此电解生成金属M能够被迅速排出。进而,通过进一步缩短下部绝缘部件10间的距离,能够抑制泄漏电流,从而能够保持较高的电流效率。进而,通过将下部绝缘部件10的一面设定在同一平面,能够使电解生成气体G与电解液的上升流一起迅速上升。
(第2变形例)
接下来,在图5表示的本实施方式第2变形例的电极单元51中,上部绝缘部件9设有突出部9p,该突出部9p朝着与该上部绝缘部件9直接相邻的上部绝缘部件9的方向突出并突出于电极8的阴极面部15的位置,第2变形例的电极单元51与图4表示的第1变形例的电极单元41的构成相比,这点是主要的不同点。需要说明的是,由于端部电极8b不具有阴极面部15,因此对应于端部电极8b的上部绝缘部件9b可以省略突出部9p。而且,该上部绝缘部件9的突出部9p当然也可以设置在图3所示的电极单元1中。
在上述本变形例的构成中,下部绝缘部件10的设定与第1变形例的下部绝缘部件10的设定相同,上部绝缘部件9间的距离d’小于电极8间的距离D,但并不妨碍阳极生成气体G沿着阳极面部14的上升,并能够降低泄漏电流。反而通过在上部绝缘部件9上设置突出部9p,使上部绝缘部件9偏于阳极面部14侧,由此沿着阳极面部14产生更强的电解液的上升流,从而气举效应变强,促进阳极生成气体G的上升。此外,由于电解液流是仅在阳极面部14侧的上方流,因此在阴极面部15侧气泡不随阳极生成气体G的产生而扩散,从而能够获得与在阳极面部14和阴极面部15之间设有隔膜所产生的效果相同的效果。
此外,在上述的本变形例的构成中,设定上部绝缘部件9间的距离及下部绝缘部件10间的距离均较短,使泄漏电流得到抑制,因此即使提高电流密度,也能保持较高的电流效率。作为一例,在通过电解液与电解生成金属之间的比重差较大的氯化锌的直接电解来制造锌和氯气时,在长×宽为300mm×300mm、厚度为25mm的各电极8上设置长×宽与各电极8相同的300mm×300mm的绝缘部件9和10,电极8间的距离设定为5mm,且分别设定上部绝缘部件9间的距离为3mm以及下部绝缘部件10间的距离为3mm,以电流密度为50A/dm2的高电流密度能够得到90%左右的电流效率。
(第3变形例)
接下来,在图6所示的本实施方式的第3变形例的电极单元61中,各电极8以及相对应的上部绝缘部件9及下部绝缘部件10相对于垂直方向倾斜约θ角度而配置,使得阳极面部14朝下、阴极面部15朝上,这点是第3变形例的电极单元61与图5所示的第2变形例中的电极单元51的构成主要的不同点。需要说明的是,该电极8的倾斜配置也可以设置在图3或者图4所示的电极单元1或电极单元41中。
在该构成中,由于电极8的阴极面部15朝上方稍微倾斜,因此能够更好地控制电解生成气体G的移动在阳极面部14侧、电解生成金属M的移动在阴极面部15侧。即,阳极生成气体G因浮力使向上方的力增加,因此沿阳极面部14上升并排出到电极单元61的外方。另一方面,阴极生成金属M因重力使向下方的力发挥作用,因此沿阴极面部15移动到下方。即,采用上述构成,能够使电解生成气体G与电解生成金属M的接触概率更小,同时,由于电解生成气体G与电解生成金属M分别沿着阳极面部14及阴极面部15的面移动,因此还能抑制金属雾的扩撒。此处,若电极8、上部绝缘部件9及下部绝缘部件10垂直配置,则得不到上述效果,但如果它们的倾角过大,则反而妨碍电解生成气体G的上升和电解生成金属M的流下。因此,设定该电极8、上部绝缘部件9及下部绝缘部件10的倾斜角度时,还必须考虑电解液的种类、电解生成金属的种类及电解生成气体的种类,但在氯化锌的熔融盐电解中,从发挥上述效果的方面而言,优选倾斜角度为3°~10°。
(第4变形例)
接下来,在图7所示的本实施方式的第4变形例的电极单元71中,划出电极8的下端部的倒角形状部8e与下部绝缘部件10的排出流道16的上端部,在间隙部17(该间隙部17成为熔融金属M被导入到排出流道16的导入口)附近,在下部绝缘部件10的阴极面部15侧的部分设有端部切口部19及孔20,这点是第4变形例的电极单元71与图5所示的第2变形例中的电极单元51的构成主要的不同点。需要说明的是,该端部切口部19及孔20也可以设在图3、图4或图6所示的电极单元1、41或者61中。并且,将端部切口部19及孔20总称为切口部。此外,当然只要能够在该切口部划出导入口,也可以不设置电极8的下端部的倒角形状部8e。
在上述构成中,在间隙部17(该间隙部17成为熔融金属M被导入到排出流道16的导入口)附近,由于在下部绝缘部件10的阴极面部15侧设有切口部(端部切口部19及孔20),因此与仅设有间隙部17的构成相比,能够更切实地将电解生成金属M导入到下部绝缘部件10的排出流道16。此外,通过设置该切口部,能够减轻下部绝缘部件10的重量,如果同时将上部绝缘部件9及下部绝缘部件10适当地形成中空部件,则能够大幅度减轻电极单元71整体的重量,从而对其的支撑变得简单且可靠。
如上所述,当然需要上部绝缘部件9及下部绝缘部件10来帮助抑制泄漏电流并同时帮助电解生成气体迅速移动到上方且电解生成金属迅速移动到下方,但为了提高电解能力,可增加复极型电极的块数,该复极型电极的块数越多,越有必要采用更轻型化的构成。因此,下面对上部绝缘部件9及下部绝缘部件10的轻型化构成进行说明。
(其它变形例)
图8~图10是本实施方式的其它变形例中的电极单元的电极结构体的截面图,相当于图2的沿A-A线的截面图。
首先,在图8所示的变形例的电极单元81中,下部绝缘部件10的上端部覆盖着电极8的下端面(平行于x-y平面的端面),但在下部绝缘部件10的上端部的下方其厚度减薄了,因此作为下部绝缘部件10整体来说,阴极面部15侧具有凹陷的L字形的截面形状,从而得到了轻型化。此外,在图9所示的变形例的电极单元91中,上部绝缘部件9的下端部覆盖着电极8的上端面(平行于x-y平面的端面),但在上部绝缘部件9的下端部的上方其厚度减薄了,因此作为上部绝缘部件9整体来说,阳极面部14侧具有凹陷的L字形的截面形状,从而得到了轻型化。
此外,在图10所示的变形例的电极单元101的构成中,同时具有分别带有上述L字形的截面形状的上部绝缘部件9及下部绝缘部件10,上部绝缘部件9的下端部覆盖着电极8的上端面(平行于x-y平面的端面),但在上部绝缘部件9的下端部的上方其厚度减薄了,因此作为上部绝缘部件9整体来说,阳极面部14侧具有凹陷的L字形的截面形状;下部绝缘部件10的上端部覆盖着电极8的下端面(平行于x-y平面的端面),但在下部绝缘部件10的上端部的下方其厚度减薄了,因此作为下部绝缘部件10整体来说,阴极面部15侧具有凹陷的L字形的截面形状。
此处,上部绝缘部件9只要能够覆盖电极8的对应的上端面且延伸到上方,并能够使泄漏电流的抑制和电解生成气体的移动同时实现即可;下部绝缘部件10只要能够覆盖电极8的对应的下端面且延伸到下方,并能够使泄漏电流的抑制和电解生成气体的移动同时实现即可;因此,除了L字形的截面形状以外,也能采用倾斜状的截面形状,即沿着朝向其前端的方向其厚度缓慢减薄的形状。需要说明的是,对应于端部电极8a的上部绝缘部件9及对应于端部电极8b的下部绝缘部件10均可以不具有上述的截面形状。
在上述变形例的构成中,对于阳极面部14侧凹陷的L字形的截面形状的上部绝缘部件9来说,由于其下端部覆盖着电极8的上端面且其延伸到上方,因此不仅能够抑制泄漏电流,而且还由于具有阳极面部14侧凹陷的形状,而能够扩大电解生成气体G上升的上升区域本身,从而能够更切实地使电解生成气体移动到上方。此外,对于阴极面部15侧凹陷的L字形的截面形状的下部绝缘部件10来说,由于其上端部覆盖着电极8的下端面且其延伸到下方,因此不仅能够抑制泄漏电流,而且还由于具有阴极面部15侧凹陷的形状,而能够扩大电解生成金属M下降的下降区域本身,从而能够更切实地使电解生成金属移动到下方。
需要说明的是,在上述构成中,如在第3变形例中的说明,如果采用电极8和相对应的上部绝缘部件9及下部绝缘部件10相对于垂直方向倾斜约θ角度进行配置的构成,使得阳极面部14朝下、阴极面部15朝上,则能够更好地控制电解生成气体G的移动在阳极面部14侧、电解生成金属M的移动在阴极面部15侧,从而能够更可靠地进行电解生成气体和电解生成金属的移动。
下面,适当参照附图对包括变形例在内的本实施方式中的实验例进行详细说明。
图11是本实施方式中的实验例的熔融盐电解装置的截面示意图,图12是本实验例的电极单元的立体图。
(本实施方式的实验例)
如图11所示,在本实验例中,在直径为350mm、z方向深度为800mm、一面封闭的圆筒形软钢制容器的内表面,通过等离子体喷涂形成厚度为约200μm的莫来石覆膜,进一步,将掺有纤维的浇注成型陶瓷耐火材料(东芝陶瓷制造,商品名CASTYNA)微粉碎后与水混合,将所形成的物质以约500μm的厚度涂布在该莫来石覆膜上,并在900℃烘烤1小时,形成陶瓷覆膜,由此形成的软钢制容器用作电解槽21。
此外,作为电极,使用一对端部电极22,该一对端部电极22的长×宽为200mm×200mm、厚度为50mm,在该一对端部电极22之间配置了一块长×宽为200mm×200mm、厚度为20mm的中间电极23。此处,各电极间距离设定为5mm,各电极以该配置串联连接。
作为固定在上述电极22及23上的上部绝缘部件9及下部绝缘部件10,使用陶瓷板,该陶瓷板是通过将掺有纤维的浇注料形成板状后在900℃进行烧结而成的,其长×宽的尺寸和厚度分别与相对应的电极22及23相同。具体来讲,设定上部绝缘部件9及下部绝缘部件10的阳极面部侧(x负方向的面一侧)的面与电极22及23的阳极面部(x负方向的面)处于同一平面,且设定上部绝缘部件9及下部绝缘部件10的阴极面部侧(x正方向的面一侧)的面与电极22及23的阴极面部(x正方向的面)处于同一平面。即,相邻的上部绝缘部件9间的距离为5mm、相邻的下部绝缘部件10间的距离也为5mm。
如图12所示,固定有上部绝缘部件9及下部绝缘部件10的电极22及23被厚度为10mm的莫来石制的电极框架12包围。在该电极框架12上设有用于确定电极22及23、上部绝缘部件9及下部绝缘部件10的位置的定位槽24,被定位槽24所定位的电极22及23、上部绝缘部件9及下部绝缘部件10被氧化铝制的小螺钉25固定在电极框架12上。需要说明的是,电极框架12的上面及下面是开放的。
此外,为了防止泄漏电流流向底部的金属液积存部6,在距电解槽21的底部100mm的上方位置,设置了开口率(投影到z方向时,所有孔26a的面积占总面积的百分率)为30%的莫来石制的孔板26作为屏蔽部件。此外,配置电极单元时,使下部绝缘部件10的下端位于距电解槽21的底部150mm的上方位置。设定电解液4a的液面使其达到距上部绝缘部件9的上端30mm的上方。在该电解槽21的上部安装了直径与电解槽21的槽体相同且高度为1000mm的除雾器2,使得该除雾器2利用室温的冷风冷却其外围部,从而使阳极生成气体从上部的气体出口7排出。电解槽21用加热器加热,电解液4a能够被加热到约600℃。
在上述构成中,在电解槽21中投入作为电解液4a的氯化锌,然后加热该液体到500℃进行电解。这时的电流密度为50A/dm2、电解电压为8.0V(由2组电极22及23构成的电极组,每组的电解电压为4.0V)。该电解电压相当于电解液温度为560℃时的电解电压。这表示被电极框架12包围起来的电极单元附近部的电解液温度比电极单元外的电解液温度高出60℃,从而能够确认到将电解反应发生的区域保温在适当的温度的电解框架12的效果。并且,还确认到,泄漏电流也在5%以下,与不具有具备上述结构的上部绝缘部件9及下部绝缘部件10的构成相比,泄漏电流达到了一半左右。顺便提及,根据所得到的锌的重量计算电流效率时,得到了相当于89%~90%的值。这个值与不具有具备上述结构的上部绝缘部件9及下部绝缘部件10的构成相比,效率改善了约5%。
(第1变形例的实验例)
在本实验例中,在本实施方式的实验例的构成的基础上,将下部绝缘部件10的厚度增加2mm、下部绝缘部件10的阴极面部侧(x正方向的面一侧)的面向x正方向突出并突出于电极22及23的阴极面部(x正方向的面)2mm,除了进行上述设定之外,采用了与上述实验例的构成相同的构成。即,相邻的上部绝缘部件9间的距离为5mm、相邻的下部绝缘部件10间的距离为3mm。此外,尽管均省略了图示,但在下部绝缘部件10的阴极面部侧的下端部形成了R形状部,且在下部绝缘部件10的上端部设有2mm左右的间隙部,从而形成贯通下部绝缘部件10内的排出流道的导入口。
除了上述不同点之外,在与本实施方式的实验例相同的条件下进行了电解,结果电解电压为8.0V(由2组电极22及23构成的电极组,每组的电解电压为4.0V)。该电解电压相当于电解液温度为560℃时的电解电压。这表示被电极框架12包围起来的电极单元附近部的电解液温度比电极单元外的电解液温度高出60℃,从而能够确认到将电解反应发生的区域保温在适当的温度的电解框架12的效果。并且,还确认到,泄漏电流也在3%以下,即使在下部绝缘物内设有排出流道,也不会增加泄漏电流,反而减少了泄漏电流。此外,由于作为电解生成金属的熔融锌迅速地流入下部绝缘部件10内的排出流道,因此尽管下部绝缘部件10间的距离变窄,也不发生以电解生成金属为媒介的电流短路,从而能够连续进行稳定的电解反应。顺便提及,根据所得到的锌的重量计算电流效率时,得到了相当于88%~91%的值。这个值与不具有具备上述结构的上部绝缘部件9及下部绝缘部件10的构成相比,效率改善了约10%。
(第2变形例的实验例)
在本实验例中,在第1变形例的实验例的构成的基础上,设定上部绝缘部件9的阴极面部侧(x正方向的面一侧)的面在x正方向突出并突出于电极22及23的阴极面部(x正方向的面)2mm,除此以外,采用了与上述实验例的构成相同的构成。即,相邻的电极22及23间的距离保持5mm,但相邻的上部绝缘部件9的距离及相邻的下部绝缘部件10的距离分别设定为3mm。
除了上述不同点之外,在与第1变形例的实验例相同的条件下进行电解,结果电解电压为7.6V(由2组电极22及23构成的电极组,每组的电解电压为3.8V),该电解电压比第1变形例的实验例稍低。这是因为,上部绝缘部件9部分的泄漏电流进一步减少,与之相对应的欧姆损耗也减少。此外,上部绝缘部件9间的间隔偏向于阳极面部侧,因此沿着阳极面部产生更强的电解液的上升流,从而促进了电解生成的氯气的上升。其结果,根据所得到的锌计算出的电流效率在91%~92%的范围内,与第1变形例的实验例相比,电流效率得到了进一步提高。
(第3变形例的实验例)
在本实验例中,基于第1变形例的实验例的构成,固定有上部绝缘部件9及下部绝缘部件10的电极22及23以倾斜5°的方式配置,使得阴极面部侧(x正方向的面一侧)朝上,除此以外,采用了与上述第1变形例的实验例的构成相同的构成。
除了上述不同点之外,在与第1变形例的实验例相同的条件下进行了电解,结果电解电压为8.1V~8.2V的范围内,与第1变形例的实验例1相比稍高,但电流效率上升到92%~93%的范围内。这是因为,通过将固定有上部绝缘部件9及下部绝缘部件10的电极22及23倾斜,进一步加强了作为电解生成气体的氯气和作为电解生成金属的锌的分离,从而强烈地抑制了逆反应。
工业实用性
本发明的熔融盐电解装置及方法对熔点比较低的金属是有用的,例如,通过对氯化铝的电解来生产铝等主要从氯化金属化合物中获得熔融金属的情况,由于能够减少泄漏电流、大幅度提高电流效率,而且也能防止金属雾的扩散、生成气体与生成金属的逆反应、以电解生成金属为媒介的电极间的短路现象,因而能够维持稳定且高效率的电解反应。因此,期待该熔融盐电解装置及方法能够广泛应用于利用电解来制造金属的产业中。
另外,利用锌还原法的高纯度硅的制造对太阳能电池用聚硅氧烷的制造是有用的,但是却出现了作为副产物的氯化锌的处理这一大问题。针对这一问题,如果应用本发明的熔融盐电解装置及方法,则能够容易地将氯化锌分解成氯气和锌(氯气和锌是氯化锌法的原料)而得以再利用。这通过使原料在系统内循环,而开拓出低能耗且可连续运转的封闭型聚硅氧烷制造装置之路。因此,期待该熔融盐电解装置及方法在作为基础材料的聚硅氧烷的制造产业中起到更大的作用。

Claims (9)

1.一种熔融盐电解装置,该装置具备电解槽和电极单元,所述电解槽容纳熔融电解液,该熔融电解液含有熔融金属氯化物,所述电极单元应浸渍在所述熔融电解液中,并且所述电极单元具有作为导体的电极、第1绝缘部件、第2绝缘部件和电极框架,所述第1绝缘部件覆盖所述电极的上端面并且被固定在所述电极的上端部并从所述上端部向上方延伸,所述第2绝缘部件覆盖所述电极的下端面并且被固定在所述电极的下端部并从所述下端部向下方延伸,所述电极框架是包围所述电极的绝缘体,
所述第1绝缘部件和所述第2绝缘部件中的至少一方的厚度沿着朝向该绝缘部件的前端部的方向减薄。
2.如权利要求1所述的熔融盐电解装置,其中,所述电极具有阳极面部及与所述阳极面部相对应的阴极面部,在所述阳极面部生成气体,在所述阴极面部生成比重大于所述熔融电解液的比重的熔融金属。
3.如权利要求2所述的熔融盐电解装置,其中,将所述电极相对于垂直方向倾斜地配置,使得所述阳极面部朝下、所述阴极面部朝上,从而在所述阳极面部生成的气体沿着所述阳极面部向上方移动、在所述阴极面部生成的熔融金属沿着所述阴极表面向下方移动。
4.如权利要求2所述的熔融盐电解装置,其中,在熔融金属与所述第2绝缘部件之间设有抑制泄漏电流的屏蔽部件,所述熔融金属在所述阴极面部生成并存积于所述电解槽的底部。
5.如权利要求1所述的熔融盐电解装置,其中,所述电极是具有一对端部电极和配在所述一对端部电极之间的中间部电极的复极式电极。
6.如权利要求1所述的熔融盐电解装置,其中,所述熔融电解液为熔融氯化锌。
7.如权利要求1所述的熔融盐电解装置,其中,所述电解槽是在所述电解槽的内部表面被覆有陶瓷的金属制电解槽。
8.如权利要求1所述的熔融盐电解装置,其中,所述第1绝缘部件和所述第2绝缘部件是由陶瓷制造的。
9.一种熔融盐电解方法,该方法包括:
准备熔融盐电解装置的工序,所述熔融盐电解装置具备电解槽和电极单元,所述电解槽容纳熔融电解液,该熔融电解液含有熔融金属氯化物,所述电极单元应浸渍在所述熔融电解液中,并且所述电极单元具有作为导体的电极、第1绝缘部件、第2绝缘部件和电极框架,所述第1绝缘部件覆盖所述电极的上端面并且被固定在所述电极的上端部并从所述上端部向上方延伸,所述第2绝缘部件覆盖所述电极的下端面并且被固定在所述电极的下端部并从所述下端部向下方延伸,所述电极框架是包围所述电极的绝缘体,所述第1绝缘部件和所述第2绝缘部件中的至少一方的厚度沿着朝向该绝缘部件的前端部的方向减薄;和
电解工序,在该电解工序中,由于所述第1绝缘部件和所述第2绝缘部件的存在使欧姆损耗降低,同时,在所述电极的阳极面部生成气体、在对应于所述阳极面部的阴极面部生成比重大于所述熔融电解液的比重的熔融金属。
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Families Citing this family (14)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN102021608A (zh) * 2009-09-11 2011-04-20 上海太阳能工程技术研究中心有限公司 ZnCl2熔盐电解制锌装置
CN102086526A (zh) * 2009-12-08 2011-06-08 上海太阳能工程技术研究中心有限公司 ZnCl2熔盐电解制锌的方法
CN102094219B (zh) * 2009-12-15 2015-03-25 上海太阳能工程技术研究中心有限公司 ZnCl2熔盐电解制锌的电极组件
KR101132115B1 (ko) * 2010-05-31 2012-04-05 삼성에스디아이 주식회사 이차전지 케이스 및이를 구비한 이차전지
JP4968375B2 (ja) * 2010-09-30 2012-07-04 ダイキン工業株式会社 ヒートポンプ式給湯機
ITMI20111938A1 (it) * 2011-10-26 2013-04-27 Industrie De Nora Spa Comparto anodico per celle per estrazione elettrolitica di metalli
CN102634819B (zh) * 2012-04-10 2015-05-13 四川大学 二氧化硫浸出氧化锰制取电解锰/电解二氧化锰的方法
JP6532758B2 (ja) * 2015-05-29 2019-06-19 東邦チタニウム株式会社 溶融塩電解槽並びに該溶融塩電解槽に使用される電極及び該溶融塩電解槽を用いた金属の製造方法
US10106903B2 (en) * 2016-03-08 2018-10-23 Uchicago Argonne, Llc Consumable anode and anode assembly for electrolytic reduction of metal oxides
CN105624736B (zh) * 2016-03-25 2018-01-09 中南大学 一种新型电极结构的稀土熔盐电解槽
EP3868720A1 (en) 2017-04-01 2021-08-25 Intex Marketing Ltd. Water treatment system
EP3628024A1 (en) 2017-05-04 2020-04-01 BL Technologies, Inc. Electrodialysis stack
CN109092218B (zh) * 2018-09-03 2023-11-21 曹明辉 一种纳米石墨溶胶制备装置及制备方法
CN112553645A (zh) * 2020-12-28 2021-03-26 陕西华秦新能源科技有限责任公司 一种氢氧发生器电解槽及使用方法

Citations (2)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US4401543A (en) * 1980-12-11 1983-08-30 Hiroshi Ishizuka Electrolytic cell for magnesium chloride
US4647355A (en) * 1984-11-09 1987-03-03 Hiroshi Ishizuka Apparatus for molten salt electrolysis

Family Cites Families (15)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
GB198024A (en) * 1922-02-18 1923-05-18 Edgar Arthur Ashcroft Improved process and apparatus for electrolysing fused salts of metals and recovering the metals and acid radicles, and the application of the said process and apparatus to the recovery of valuable constituents from metal bearing ores, and materials
US1545383A (en) * 1922-02-18 1925-07-07 Ashcroft Edgar Arthur Apparatus for electrolyzing fused salts
US1545384A (en) * 1923-01-11 1925-07-07 Ashcroft Edgar Arthur Apparatus for electrolyzing fused salts
CH378543A (fr) * 1957-01-05 1964-06-15 Montedison Spa Cellule pour la production électrolytique de métaux à partir de composés fondus
US3962050A (en) * 1975-05-21 1976-06-08 The United States Of America As Represented By The Secretary Of The Interior Recovery of zinc from zinc chloride by fused salt electrolysis
IL61062A (en) * 1979-09-27 1985-05-31 Ishizuka Hiroshi Apparatus for electrolytic production of magnesium metal from its chloride
JPS5822385A (ja) * 1981-07-31 1983-02-09 Hiroshi Ishizuka MgCl↓2用電解槽
JPS58161788A (ja) * 1982-03-16 1983-09-26 Hiroshi Ishizuka MgCl↓2用電解装置
JPS61111967U (zh) * 1984-12-26 1986-07-15
US4592813A (en) * 1985-04-16 1986-06-03 Aluminum Company Of America Full pot anode change in the production of aluminum
CA2217706C (en) * 1995-04-21 2003-07-29 Alcan International Limited Multi-polar cell for the recovery of a metal by electrolysis of a molten electrolyte
US5665220A (en) * 1995-12-26 1997-09-09 General Motors Corporation Electrolytic magnesium production process
JP2005200758A (ja) 2004-01-15 2005-07-28 Takayuki Shimamune 電解槽構造体
JP4557565B2 (ja) * 2004-01-15 2010-10-06 株式会社キノテック・ソーラーエナジー 電解装置
JP4411155B2 (ja) * 2004-07-14 2010-02-10 株式会社大阪チタニウムテクノロジーズ 複極式電解槽

Patent Citations (2)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US4401543A (en) * 1980-12-11 1983-08-30 Hiroshi Ishizuka Electrolytic cell for magnesium chloride
US4647355A (en) * 1984-11-09 1987-03-03 Hiroshi Ishizuka Apparatus for molten salt electrolysis

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Publication number Publication date
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