JPH02259092A - Production of calcium - Google Patents

Production of calcium

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JPH02259092A
JPH02259092A JP8038189A JP8038189A JPH02259092A JP H02259092 A JPH02259092 A JP H02259092A JP 8038189 A JP8038189 A JP 8038189A JP 8038189 A JP8038189 A JP 8038189A JP H02259092 A JPH02259092 A JP H02259092A
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JP
Japan
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calcium
alloy
electrolytic
molten
cathode
Prior art date
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Pending
Application number
JP8038189A
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Japanese (ja)
Inventor
Masao Onozawa
昌男 小野澤
Joji Kanbara
神原 浄治
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Nippon Steel Corp
Original Assignee
Nippon Steel Corp
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Publication date
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Publication of JPH02259092A publication Critical patent/JPH02259092A/en
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  • Electrolytic Production Of Metals (AREA)

Abstract

PURPOSE:To produce Ca with a small unit requirement of energy by using molten Zn, Sn, Cu or a molten alloy of Zn, Sn or Cu with Ca as the cathode, electrolyzing a molten salt mixture contg. Ca chloride or oxide and vacuum- distilling the resulting alloy of Ca with Zn, Sn, or Cu. CONSTITUTION:When Ca is produced through a Zn-Ca alloy, molten Zn is charged as the cathode, graphite is used as the anode 1 and a molten salt mixture of CaCl2 with CaK2 and CaF2 is used as an electrolytic bath 5, kept at a prescribed temp. and electrolyzed under a proper bath voltage to obtain a Ca-Zn intermediate alloy. This intermediate alloy is vacuum-distilled to produce Ca.

Description

【発明の詳細な説明】[Detailed description of the invention]

〔産業上の利用分野) この発明は活性金属として知られるカルシウムを溶融塩
電解および真空蒸溜によって製造する方法に関するもの
である。
[Industrial Application Field] This invention relates to a method for producing calcium, which is known as an active metal, by molten salt electrolysis and vacuum distillation.

【従来の技術】[Conventional technology]

従来カルシウムは溶融塩電解法またはアルミニウム熱還
元法によって製造されている。これらは例えば化学便覧
(丸善発行)に一般的に記述されている。これによると
前者は一般に塩化カルシウムを電解浴として用いるが、
カルシウムが電解浴より軽いので、生成したカルシウム
を凝固させながら上方に引き上げる方式を用いている。 この方法は一般に電解摺電圧が高く、18〜80vに達
し、カルシウムの電力原単位も30〜50KWH/kg
に達するといわれる。塩化カルシウムの850℃の電解
電圧は約3.3vであり、理論電解電力は4.4KWH
/kgとなる。従って従来法は15%以下の効率で電解
を行っていることになる。このほか直接固体で析出させ
ようとする特公昭46−29250号公報がある。 実際に電解法が不経済なため現在はアルミニウム熱還元
法が主流であるとされる。これは生石灰粉とアルミニウ
ム粉を混合成型し、耐熱鋼るつぼ中で1200℃で真空
下で反応させてカルシウムを溜出させるものである。こ
の方法もエネルギー費用が大きいといわれる。 本発明に類似した方法として特公昭39−1309号公
報では銅とアルカリ土類金属の合金を装入してアルカリ
土類金属の硫化物を電解して銅とアルカリ土類金属の溶
融合金を得、これを真空蒸溜してアルカリ土類金属を得
る案がある。 〔発明が解決しようとする課題〕 本発明はエネルギー消費の大きい従来法に代り、低エネ
ルギー消費で電解法によりカルシウムを製造することを
第一の目的としている。カルシウムと類似するマグネシ
ウムの理論電解電力が5.4KWll/kg程度である
が実際に工業的には10KW)I/kg程度で行なわれ
ている。即ち54%の効率である。そこでカルシウムに
ついて従来法の低効率とマグネシウムとの差を詰めるこ
とを追求した。 従来法の低効率の一因としてカルシウムがカルシウムの
ハロゲン化合物の溶融塩に溶解することが考えられる。 この溶融塩が陽極に発生する塩素と反応して電流効率の
損失を招くものとみられる。この問題を克服する必要が
ある。 〔課題を解決するための手段〕 本発明は、陰極を亜鉛、錫または銅もしくはこれらとカ
ルシウムとの合金融液とし、カルシウムの塩化物または
酸化物を原料として含む溶融塩を電解して、カルシウム
と亜鉛、錫または銅との合金を得、これら合金を真空蒸
溜してカルシウムを分取する方法である。 本発明では、電解浴により軽いカルシウムを上部に浮遊
させることが、活性の高いカルシウムの装置材料や電解
浴での反応を招くものと考え、逆に重くして浴の下方か
ら取り出すことを考え、亜鉛、錫、銅またはこれらと予
めカルシウムを合金化して低融点とした合金の融体を陰
極としてこれに生成するカルシウムを吸収させるように
して電解することを試みた。 研究の結果後述する実用の電解温度範囲で固体にならな
いためと、溶融塩中にカルシウムが溶けこまないために
濃度の範囲があることか分ったが、この範囲内ではカル
シウムはこれら金属と容易に合金化し、低い電解摺電圧
で電解が可能であることが分った。銅ではカルシウム下
限が融点により20%であり、溶けこみにより上限が7
5%である。錫では融点により上限が20%となる。亜
鉛では溶けこみにより上限が85%であることが分った
。 本発明の目的を満たす金属はカルシウムと低融点の合金
を形成し、カルシウムと沸点の差が十分であることであ
る。この要件を満たすものを検索すると他に銀、カドミ
ウムが挙げられるがこれらは資源的に稀少であり、有毒
である等の欠点を有し実用的でないので省いた。 電解浴としては原料としてカルシウムの塩化物または酸
化物を用い、必要に応じカルシウムまたはアルカリ金属
、アルカリ土類金属のハロゲン化物により融点を下げて
融解して電解浴とする。カルシウム以外の金属は融点を
下げるため用いるが、当然カルシウム中に入って来るの
で目的にもより少量に限定される。原料として塩化カル
シウムを用いる場合単独でもよいが融点を低下させるた
め弗化カルシウムを用いるのがよいが、塩化バリウムや
塩化カリウムの若干量を加えると更に低融点の浴となし
得る。一方塊化カルシウムは塩化カルシウム、弗化カル
シウムまたはこれに前記と同じく他の若干量のアルカリ
土類金属またはアルカリ金属を含む溶融塩浴に溶解して
電解浴とする。なおこの場合炭酸カルシウム、蓚酸カル
シウムなど電解浴温度までに分解して酸化カルシウムと
なる2、3の物質は酸化カルシウムに代用することもで
きる。 電解は塩化カルシウムが原料の場合は陽極に黒鉛を用い
塩素を発生させこれを回収できる。 酸化カルシウムが原料の場合も黒鉛等炭素原料のものを
用いるが、この場合は消耗電極とする。陽極では一酸化
炭素または炭酸ガスが発生する。酸化物電解の方が電力
原単位は低くすることかできる。 カルシウムが活性であり、また合金とする金属にも侵さ
れないため、陰極融体はモリブデン、ニオブ、タンタル
等数種の金属か、チタンカーバイド等カルシウムに耐え
られる炭化物または窒化物のセラミック、またはカルシ
ウムの酸化物または弗化物をランニングするか、電解浴
の凝固物の自己ライニングした容器の中におさめられる
。 電解摺電圧は4■から高くても7■程度に収まり、電流
効率も90%程度と高かった。データは実験炉で得られ
たため実用炉においては炉の加熱方法、炉の大餘さ、電
解様式等によって異なるが、この数字のままでは電解の
電力原単位は6 KWH/kgから9.5KWH/kg
となる。 電解の融液温度は使用する溶媒金属や溶融塩の種類によ
っても異なるが、600℃から1000℃の範囲が通例
である。当然なからなるべく低温を採用すべきであろう
。従って銅を溶媒金属とするときは後述の実施例2.3
に見られるように一部のカルシウムを残し低融点の合金
として循環使用するのがよい。いづれにせよ溶媒金属を
循環使用することにより、カルシウムの損失は僅かに止
められる。 こうして必要な量のカルシウムが電解され溶かしこまれ
た金属は電解炉から抽出される。融体のままかまたは一
旦凝固した合金を真空炉に装入する。 真空炉におりる蒸溜の形式は亜鉛と銅、錫の場合とは異
なる。銅、錫の場合はカルシウムが溜出回収されるが、
亜鉛の場合は亜鉛が溜出除去される。前者では従来から
行なわれているナトリウム、カリウム等の蒸溜法や、ア
ルミニウム還元法によるカルシウムの蒸溜法などと同様
に行なうことができる。蒸溜温度は溶媒金属や蒸溜過程
によって異なり、750〜1100℃である。 亜鉛との合金の蒸溜では亜鉛が蒸発するが、カルシウム
と沸点がやや近いため若干問題がある。カルシウムの若
干の損失を前提として600℃程度の温度で蒸溜するか
、カルシウムに耐える材料で構成された精溜炉で精溜分
離する。 本発明で用いる装置は特別なものではないが理解をたす
けるため、電解炉を2例図示する。 第1図において1は陽極で4は絶縁体である。2は蓋の
鉄皮で3は黒鉛であり隔室7を構成して陽極から発生す
る塩素を隔離する。5は電解浴、6は陰極の金属溶湯で
ある。8は合金溶湯に侵されないためモリブデンかタン
タルのライニングであり、9は鋼板である。10は加熱
炉であり、11は耐火断熱材であり、12は炉の構体で
ある。13は陰極通電棒でモリブデンかタンタルまたは
少なくとも金属溶湯に浸される部分はこれらをライニン
グして用いる。 14は原料の装入口であり、15は溶湯の排出口で例え
ばここからモリブデン等のパイプにより溶湯を吸引して
取り出す。16は塩素の排出口である。 第2図は酸化カルシウムの電解に用いた炉である。21
は陽極で給電系統および陽極の上下動のための装置は図
示されていないが消耗に応じて下降するようにされてい
る。 22は炉蓋の鉄皮、23は耐火断熱材である。24は炉
体鉄皮、25は酸化カルシウムおよび弗化カルシウムに
よりスタンプされ炉床を形成している。26は電解浴、
27は溶融金属の陰極でモリブデン、タンタル等の通電
棒29で給電される。28は酸化カルシウムで32から
供給され電解浴上または炉床上にあって徐々に電解浴に
とける。31は水冷された高周波コイルで陰極の溶融金
属を加熱し炉への加熱源となっている。 次にこれらの炉を用いての実施例により具体的な作用を
述べる。 (実 施 例) 実施例−1 亜鉛カルシウム合金を経由するカルシウムの製造 第1図の実験装置を用いる。陰極に亜鉛を装入し、陽極
は黒鉛とし電解浴として塩化カルシウムに塩化カリウム
10%、弗化カルシウム15%を混じたものを用いる。 浴温を750℃に保ち、電解摺電圧5.Ovで電解し、
カルシウム70%を含む合金を得、炉から取り出す。中
間合金の分桁値からみて電流効率は85%であった。次
いで合金をタンタルるつぼに入れ600℃で蒸溜する。 蒸溜終了後アルゴンガスを吹き込み850℃に昇温しで
残ったカルシウムを溶解してのち冷却して取り出す。得
られるカルシウム中の亜鉛は0.1%以下であり、純度
はカルシウム+マグネシウム分で99.5%以上であり
、電解で得られた合金からカルシウムの収率は95%で
あフた。 実施例−2 銅カルシウム合金を経由するカルシウムの製造 同じく第1図の実験装置を用いる。陰極に本方法で回収
される、約20%カルシウムを含む銅合金を用い、陽極
は黒鉛を用い電解浴として塩化カルシウムに弗化カルシ
ウム12%を混じたものを用いる。浴温な900〜95
0℃とし、電解摺電圧5.2vで電解し、カルシウム約
70%を含む合金を得る。電解中は間歇的に消費した塩
化カルシウムを供給する。得られた合金を弗化カルシウ
ムと酸化カルシウムの混合物をライニングしたるつぼ中
で、 900〜1000℃で蒸溜する。真空度が急激に
上昇したところで蒸溜をやめ、冷部に凝縮したカルシウ
ムを取り出す。るつぼ内にはカルシウム約20%を含む
銅合金が残留するので、これは電解の原料として再使用
する。得られるカルシウムの純度はカルシウム+マグネ
シウム分で99.8%以上であった。 実施例−3 銅カルシウム合金を経由するカルシウムの製造 第2図の実験装置を用いる。ライニングは酸化カルシウ
ムと弗化カルシウムの混合物を用い、陰極には本方法で
回収される銅カルシウム合金を用いる。塩化カルシウム
に15%の弗化カルシウムを加え更に15%の酸化カル
シウムを混じて溶解する。浴温を900℃に保ち電解摺
電圧4、Ovで電解する。電解中は継続的に沈降炭酸カ
ルシウムを供給し、電解摺電圧を監視し、黒鉛陽極を継
続的に下降させる。およそ70%のカルシウムを含む銅
合金を炉から排出し、弗化力ルシウムを主成分とするる
つぼに入れ、850〜950℃で蒸溜する。真空度が急
激に上昇したところで蒸溜をやめ、冷部に凝縮したカル
シウムを取り出す。るつぼ中にはカルシウム約20%を
含む銅合金が残留するが、これは電解の原料とする。本
方法では陽極からは炭酸ガスが主として生成する。得ら
れるカルシウムの純度はカルシウム+マグネシウム分で
99.8%以上である。 実施例−4 錫カルシウム合金を経由するカルシウムの製造 第2図の実験装置を用いる。ライニングは酸化カルシウ
ムと弗化カルシウムの混合物を用い、陰極には本方法で
回収される錫を循環使用する。塩化カルシウムに10%
の弗化カルシウム、10%の塩化バリウムおよび10%
の酸化カルシウムを混合して溶解する。浴温な850℃
とし電解摺電圧4.0〜4.5vで電解する。電解中は
間歇的に酸化カルシウムを供給し、電解摺電圧を監視し
黒鉛陽極を降下させる。およそ15%のカルシウムを含
む錫合金を得て、モリブデンるつぼに入れて850〜9
50℃で蒸溜する。蒸溜終了後冷部に凝縮したカルシウ
ムを取り出し、るつぼ内に残留した3%以下のカルシウ
ムを含む錫は再使用する。カルシウムの純度はカルシウ
ム+マグネシウム分で99.5%以上である。 実施例2〜4では溶媒金属中にカルシウムが残留するの
で、−回の実験で収率は決定できないが、前後のカルシ
ウム量の収支計算からすると電解によって合金中の捕取
増加した量に対する収率は95%以上となる。 また電流効率は80〜95%であった。 〔発明の効果〕 以上の4例は小型実験炉のため加熱装置が別にあるが、
大型炉であれば電解電流で電解炉の熱収支がまかなえる
ようにで艶る。いづれの場合も電解摺電圧は従来の電解
法に比して十分に低く、電流効率は高い。但し蒸溜のた
めに電力を要する訳であるが、この値も理論値で0.2
〜1.2KWH/kg程度であり、大型の実験炉では小
さな僅に止まるものと見られ、両方を加えても従来の電
解法に比して著しく低い値である。 このように本方法によるとぎは従来法に比して著しく低
いエネルギー原単位でカルシウムを製造できる。 また銅、鈴を溶媒に用いる場合は非揮発性の元素が溶媒
金属中に残留するため、従来の熱化学的製法と同じく不
純物は少ない。一方亜鉛を溶媒とするときは揮発性の元
素を少なくすることができる。
Calcium has conventionally been produced by molten salt electrolysis or aluminum thermal reduction. These are generally described, for example, in the Chemical Handbook (published by Maruzen). According to this, the former generally uses calcium chloride as an electrolytic bath;
Since calcium is lighter than the electrolytic bath, a method is used in which the produced calcium is solidified and pulled upwards. This method generally requires a high electrolytic sliding voltage, reaching 18-80V, and the power consumption of calcium is 30-50KWH/kg.
It is said to reach . The electrolysis voltage of calcium chloride at 850℃ is about 3.3V, and the theoretical electrolysis power is 4.4KWH.
/kg. Therefore, the conventional method performs electrolysis with an efficiency of 15% or less. In addition, there is Japanese Patent Publication No. 46-29250 which attempts to directly precipitate the solid state. In fact, since the electrolytic method is uneconomical, the aluminum thermal reduction method is said to be the mainstream at present. This involves mixing and molding quicklime powder and aluminum powder, causing them to react under vacuum at 1200°C in a heat-resistant steel crucible to distill calcium. This method is also said to have high energy costs. As a method similar to the present invention, Japanese Patent Publication No. 39-1309 discloses that an alloy of copper and alkaline earth metal is charged and the sulfide of the alkaline earth metal is electrolyzed to obtain a molten alloy of copper and alkaline earth metal. There is a plan to obtain alkaline earth metals by vacuum distilling this. [Problems to be Solved by the Invention] The first object of the present invention is to produce calcium by an electrolytic method with low energy consumption, instead of the conventional method which consumes a large amount of energy. The theoretical electrolytic power of magnesium, which is similar to calcium, is about 5.4 KW/kg, but it is actually carried out industrially at about 10 KW/kg. That is, the efficiency is 54%. Therefore, we sought to narrow the difference between the low efficiency of conventional methods and magnesium regarding calcium. One possible reason for the low efficiency of the conventional method is that calcium dissolves in the molten salt of the calcium halide. It appears that this molten salt reacts with chlorine generated at the anode, causing a loss in current efficiency. This problem needs to be overcome. [Means for Solving the Problems] The present invention uses zinc, tin, copper, or a composite liquid of these and calcium as the cathode, and electrolyzes a molten salt containing calcium chloride or oxide as a raw material to produce calcium. In this method, alloys of calcium and zinc, tin, or copper are obtained, and calcium is separated by vacuum distillation of these alloys. In the present invention, we believe that floating light calcium in the upper part of the electrolytic bath will cause highly active calcium to react with equipment materials and the electrolytic bath, and conversely, we considered making it heavier and taking it out from the bottom of the bath. Attempts were made to conduct electrolysis by using a molten material of zinc, tin, copper, or an alloy of these alloyed with calcium to have a low melting point as a cathode, and allowing the produced calcium to be absorbed by the cathode. As a result of the research, it was found that there is a concentration range because calcium does not become solid in the practical electrolysis temperature range described later and because calcium does not dissolve in the molten salt. Within this range, calcium easily mixes with these metals. It was found that electrolysis was possible with a low electrolytic sliding voltage. In copper, the lower limit of calcium is 20% due to melting point, and the upper limit is 7% due to dissolution.
It is 5%. The upper limit for tin is 20% due to its melting point. It was found that the upper limit for zinc is 85% due to penetration. A metal that meets the objectives of the present invention should form a low melting point alloy with calcium and have a sufficient boiling point difference with calcium. When searching for materials that meet this requirement, other materials include silver and cadmium, but these are rare resources and have drawbacks such as toxicity and are not practical, so they have been omitted. Calcium chloride or oxide is used as a raw material for the electrolytic bath, and if necessary, the melting point is lowered and melted with calcium or an alkali metal or alkaline earth metal halide to form an electrolytic bath. Metals other than calcium are used to lower the melting point, but of course they are included in the calcium, so they are limited to small amounts depending on the purpose. When calcium chloride is used as a raw material, it may be used alone, but calcium fluoride is preferably used to lower the melting point, but a bath with an even lower melting point can be obtained by adding a small amount of barium chloride or potassium chloride. On the other hand, agglomerated calcium is dissolved in a molten salt bath containing calcium chloride, calcium fluoride, or a certain amount of other alkaline earth metals or alkali metals as described above to form an electrolytic bath. In this case, a few substances such as calcium carbonate and calcium oxalate which decompose into calcium oxide by the temperature of the electrolytic bath may be substituted for calcium oxide. When calcium chloride is the raw material for electrolysis, graphite is used as an anode to generate chlorine, which can be recovered. Even when calcium oxide is the raw material, a carbon raw material such as graphite is used, but in this case it is a consumable electrode. Carbon monoxide or carbon dioxide gas is generated at the anode. Oxide electrolysis can lower the electric power consumption. Because calcium is active and is not attacked by the metals it is alloyed with, the cathode melt may be made of several metals such as molybdenum, niobium, tantalum, or calcium-resistant carbide or nitride ceramics such as titanium carbide; Running oxide or fluoride or contained in a self-lined vessel of coagulum of an electrolytic bath. The electrolytic sliding voltage was within the range of 4 to 7 at most, and the current efficiency was as high as about 90%. Since the data was obtained in an experimental reactor, actual use in a practical reactor will vary depending on the heating method of the furnace, the size of the furnace, the mode of electrolysis, etc. However, if this figure is maintained, the electricity consumption rate for electrolysis will range from 6 KWH/kg to 9.5 KWH/ kg
becomes. The temperature of the electrolytic melt varies depending on the type of solvent metal and molten salt used, but it is usually in the range of 600°C to 1000°C. Naturally, the temperature should be as low as possible. Therefore, when using copper as the solvent metal, Example 2.3 described below
It is best to leave some calcium behind and use it as a low-melting-point alloy, as shown in . In any case, by recycling the solvent metal, the loss of calcium is kept to a minimum. In this way, the required amount of calcium is electrolyzed and the dissolved metal is extracted from the electrolytic furnace. The alloy, either molten or once solidified, is charged into a vacuum furnace. The type of distillation in a vacuum furnace is different from that for zinc, copper, and tin. In the case of copper and tin, calcium is distilled and recovered,
In the case of zinc, the zinc is removed by distillation. The former method can be carried out in the same manner as the conventional distillation method for sodium, potassium, etc., or the distillation method for calcium by aluminum reduction method. The distillation temperature varies depending on the solvent metal and the distillation process, and is 750 to 1100°C. In the distillation of alloys with zinc, zinc evaporates, but this poses some problems because its boiling point is somewhat similar to that of calcium. It is distilled at a temperature of about 600°C assuming some loss of calcium, or it is separated by rectification in a rectification furnace made of materials that can withstand calcium. Although the apparatus used in the present invention is not special, two examples of electrolytic furnaces will be illustrated to facilitate understanding. In FIG. 1, 1 is an anode and 4 is an insulator. 2 is an iron shell of the lid, and 3 is graphite, which constitutes a compartment 7 and isolates chlorine generated from the anode. 5 is an electrolytic bath, and 6 is a molten metal of the cathode. The lining 8 is made of molybdenum or tantalum so that it is not attacked by the molten alloy, and the lining 9 is a steel plate. 10 is a heating furnace, 11 is a refractory heat insulating material, and 12 is a structure of the furnace. Reference numeral 13 denotes a cathode current-carrying rod, which is lined with molybdenum, tantalum, or at least the part that will be immersed in the molten metal. 14 is a charging port for raw materials, and 15 is a molten metal discharge port from which the molten metal is sucked and taken out through a pipe made of molybdenum or the like. 16 is a chlorine outlet. Figure 2 shows the furnace used for electrolyzing calcium oxide. 21
The anode is an anode, and although a power supply system and a device for moving the anode up and down are not shown, the anode is moved down as it wears out. 22 is the iron skin of the furnace lid, and 23 is a fireproof insulation material. Reference numeral 24 denotes a furnace shell, and 25 is stamped with calcium oxide and calcium fluoride to form a hearth. 26 is an electrolytic bath;
Reference numeral 27 is a cathode made of molten metal, and is supplied with electricity by a current-carrying rod 29 made of molybdenum, tantalum, or the like. Calcium oxide 28 is supplied from 32, is placed on the electrolytic bath or the hearth, and gradually dissolves in the electrolytic bath. 31 is a water-cooled high-frequency coil that heats the molten metal of the cathode and serves as a heating source for the furnace. Next, specific effects will be described using examples using these furnaces. (Example) Example-1 Production of calcium via zinc-calcium alloy The experimental apparatus shown in Fig. 1 was used. Zinc is charged into the cathode, graphite is used as the anode, and an electrolytic bath containing calcium chloride mixed with 10% potassium chloride and 15% calcium fluoride is used. The bath temperature was maintained at 750°C, and the electrolytic sliding voltage was set at 5. Electrolyze with Ov,
An alloy containing 70% calcium is obtained and removed from the furnace. The current efficiency was 85% based on the minute value of the intermediate alloy. The alloy is then placed in a tantalum crucible and distilled at 600°C. After the distillation is completed, argon gas is blown in and the temperature is raised to 850°C to dissolve the remaining calcium, and then it is cooled and taken out. The zinc content in the obtained calcium was 0.1% or less, the purity was 99.5% or more in calcium + magnesium content, and the yield of calcium from the alloy obtained by electrolysis was 95%. Example 2 Production of calcium via copper-calcium alloy The experimental apparatus shown in FIG. 1 was also used. A copper alloy containing approximately 20% calcium recovered by this method is used as the cathode, graphite is used as the anode, and a mixture of calcium chloride and calcium fluoride (12%) is used as the electrolytic bath. Bath temperature 900-95
Electrolysis is carried out at 0° C. with an electrolytic sliding voltage of 5.2 V to obtain an alloy containing approximately 70% calcium. During electrolysis, the consumed calcium chloride is supplied intermittently. The resulting alloy is distilled at 900-1000°C in a crucible lined with a mixture of calcium fluoride and calcium oxide. Distillation is stopped when the degree of vacuum rises rapidly, and the calcium condensed in the cold section is taken out. A copper alloy containing approximately 20% calcium remains in the crucible and is reused as a raw material for electrolysis. The purity of the calcium obtained was 99.8% or more in terms of calcium + magnesium. Example 3 Production of calcium via copper-calcium alloy The experimental apparatus shown in Fig. 2 was used. The lining uses a mixture of calcium oxide and calcium fluoride, and the cathode uses a copper-calcium alloy recovered by this method. Add 15% calcium fluoride to calcium chloride, and further mix and dissolve 15% calcium oxide. The bath temperature was maintained at 900°C and electrolysis was carried out at an electrolytic sliding voltage of 4.0V. During electrolysis, precipitated calcium carbonate is continuously supplied, the electrolytic sliding voltage is monitored, and the graphite anode is continuously lowered. The copper alloy containing approximately 70% calcium is discharged from the furnace, placed in a lucium fluoride-based crucible, and distilled at 850-950°C. Distillation is stopped when the degree of vacuum rises rapidly, and the calcium condensed in the cold section is taken out. A copper alloy containing about 20% calcium remains in the crucible, and this is used as a raw material for electrolysis. In this method, carbon dioxide gas is mainly produced from the anode. The purity of the calcium obtained is 99.8% or more in terms of calcium + magnesium. Example 4 Production of calcium via tin-calcium alloy The experimental apparatus shown in FIG. 2 was used. The lining uses a mixture of calcium oxide and calcium fluoride, and the cathode uses recycled tin recovered by this method. 10% in calcium chloride
of calcium fluoride, 10% barium chloride and 10%
of calcium oxide and dissolve it. Bath temperature 850℃
Then electrolyze with an electrolytic sliding voltage of 4.0 to 4.5V. During electrolysis, calcium oxide is intermittently supplied, the electrolytic sliding voltage is monitored, and the graphite anode is lowered. Obtain a tin alloy containing approximately 15% calcium and place it in a molybdenum crucible to produce 850~9
Distill at 50°C. After the distillation is completed, the condensed calcium is taken out in the cold section, and the tin containing less than 3% calcium remaining in the crucible is reused. The purity of calcium is 99.5% or more in terms of calcium + magnesium. In Examples 2 to 4, calcium remains in the solvent metal, so the yield cannot be determined from the -th experiment, but from the balance calculation of the amount of calcium before and after, the yield is relative to the increased amount captured in the alloy by electrolysis. is 95% or more. Moreover, the current efficiency was 80 to 95%. [Effect of the invention] The above four examples are small experimental reactors, so there is a separate heating device.
If it is a large furnace, the electrolytic current will cover the heat balance of the electrolytic furnace. In either case, the electrolytic sliding voltage is sufficiently lower than that of conventional electrolytic methods, and the current efficiency is high. However, electricity is required for distillation, and this value is also theoretically 0.2.
It is approximately 1.2 KWH/kg, which is considered to be a small amount in a large experimental reactor, and even if both are added, the value is significantly lower than that of the conventional electrolytic method. As described above, the present method allows calcium to be produced with significantly lower energy consumption than conventional methods. Furthermore, when copper or bell is used as a solvent, non-volatile elements remain in the solvent metal, so there are fewer impurities as in conventional thermochemical production methods. On the other hand, when zinc is used as a solvent, volatile elements can be reduced.

【図面の簡単な説明】[Brief explanation of drawings]

第1図は本発明においてカルシウムと亜鉛、銅、錫との
合金を電解製造するための電解炉の断面図で、本図は塩
化カルシウムを電解して塩素を副生させる場合に用いる
。 第2図は他の例の電解炉の断面図で、塩化カルシウム等
を用い、陽極が消耗電極を用い、炭酸ガスまたは一酸化
炭素を副生じて電解が行なわれる。 1・・・陽極      2・・・蓋 3・・・黒鉛      4・・・絶縁体5・・・電解
浴     6・・・陰極の金属浴湯7・・・隔壁 8・・・モリブデン又はタンタルとのライニング9・・
・鋼板     1o・・・加熱炉1・・・耐火断熱材
  12・・・炉の構体3・・・陰極通電棒  14・
・・原料装入口5・・・溶湯の排出口 16・・・塩素
の排出口1・・・陽極     22・・・炉蓋鉄皮3
・・・耐火断熱材  24・・・炉体鉄皮5・・・炉床
     26・・・電解浴7・・・溶融金属の陰極2
8・・・酸化カルシウム9・・・通電棒    3o・
・・絶縁体1・・・高周波コイル 2・・・酸化カルシウム装入口 l:陽換 2:蓋 3:黒鉛 4:絶縁体 5:電解浴 6:陰極の金属溶湯 9:鋼板 1口:加熱炉 11:TFj火断火打 熱 材 図 十 第 図 +
FIG. 1 is a sectional view of an electrolytic furnace for electrolytically producing an alloy of calcium, zinc, copper, and tin in the present invention, and this figure is used when calcium chloride is electrolyzed to produce chlorine as a by-product. FIG. 2 is a sectional view of another example of an electrolytic furnace, in which calcium chloride or the like is used, the anode is a consumable electrode, and carbon dioxide gas or carbon monoxide is produced as a by-product for electrolysis. 1... Anode 2... Lid 3... Graphite 4... Insulator 5... Electrolytic bath 6... Cathode metal bath 7... Partition wall 8... Molybdenum or tantalum Lining 9...
・Steel plate 1o... Heating furnace 1... Fireproof insulation material 12... Furnace structure 3... Cathode current carrying rod 14.
...Raw material charging port 5...Molten metal discharge port 16...Chlorine discharge port 1...Anode 22...Furnace lid shell 3
... Fireproof insulation material 24 ... Furnace shell 5 ... Hearth 26 ... Electrolytic bath 7 ... Molten metal cathode 2
8...Calcium oxide 9...Electricity rod 3o.
... Insulator 1 ... High frequency coil 2 ... Calcium oxide charging port 1: Positive exchange 2: Lid 3: Graphite 4: Insulator 5: Electrolytic bath 6: Cathode molten metal 9: Steel plate 1 port: Heating furnace 11: TFj Fire Insulation Heat Pumping Material Diagram 10+

Claims (1)

【特許請求の範囲】[Claims] 1 陰極を亜鉛、錫または銅もしくはこれらとカルシウ
ムとの合金の融液とし、カルシウムの塩化物または酸化
物を原料として含む溶融塩を電解してカルシウムと亜鉛
、錫または銅との合金を得、この合金を真空蒸溜してカ
ルシウムを分取することを特徴とするカルシウムの製造
方法。
1. Using a melt of zinc, tin, copper, or an alloy of these and calcium as the cathode, electrolyzing a molten salt containing a chloride or oxide of calcium as a raw material to obtain an alloy of calcium and zinc, tin, or copper; A method for producing calcium, which comprises vacuum distilling this alloy to separate calcium.
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