NO793951L - Fremgangsmaate til fremstilling av ekstremt rent aluminium - Google Patents

Fremgangsmaate til fremstilling av ekstremt rent aluminium

Info

Publication number
NO793951L
NO793951L NO793951A NO793951A NO793951L NO 793951 L NO793951 L NO 793951L NO 793951 A NO793951 A NO 793951A NO 793951 A NO793951 A NO 793951A NO 793951 L NO793951 L NO 793951L
Authority
NO
Norway
Prior art keywords
aluminum
cell
molten
layer
fraction
Prior art date
Application number
NO793951A
Other languages
English (en)
Other versions
NO158755B (no
Inventor
Robert Kimball Dawless
Stanley Carlton Jacobs
Original Assignee
Aluminum Co Of America
Priority date (The priority date is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the date listed.)
Filing date
Publication date
Application filed by Aluminum Co Of America filed Critical Aluminum Co Of America
Publication of NO793951L publication Critical patent/NO793951L/no
Publication of NO158755B publication Critical patent/NO158755B/no

Links

Classifications

    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B21/00Obtaining aluminium
    • C22B21/06Obtaining aluminium refining
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C25ELECTROLYTIC OR ELECTROPHORETIC PROCESSES; APPARATUS THEREFOR
    • C25CPROCESSES FOR THE ELECTROLYTIC PRODUCTION, RECOVERY OR REFINING OF METALS; APPARATUS THEREFOR
    • C25C3/00Electrolytic production, recovery or refining of metals by electrolysis of melts
    • C25C3/06Electrolytic production, recovery or refining of metals by electrolysis of melts of aluminium
    • C25C3/24Refining

Abstract

"Fremgangsmåte til fremstilling av ekstremt rent aluminium"

Description

Den foreliggende oppfinnelse angår ekstremt rent aluminium og, mer spesielt, en forbedret fremgangsmåte til fremstilling av ekstremt rent aluminium.
På grunn av den voksende bevissthet om begrensningen av
de naturlige ressurser, spesielt energiressurser, har betydelige anstrengelser vært gjort for å finne alternative kilder.
En slik kilde som menes å ha eksepsjonalt lang tidspotensial
til å oppfylle dette behov er energien fra en atomreaktor basert på fusjon. På grunn av behovet for å isolere eller innelukke de radioaktive media som medfølger pågår imidlertid betraktelig meget forskning for å utvikle materialer for reaktoren som ikke senere vil by på avfallsproblemer. Således ville for eksempel, hvis ekstremt rent aluminium skulle bli brukt i reaktoren,' radioaktiviteten hos slikt materiale reduseres med en faktor på en million noen få uker etter nedkjøring, forutsatt at renheten hos dette aluminium var tilstrekkelig høy. Til sammenligning kan det sies at hvis rustfritt stål ble brukt i samme øyemed, så ville denne reduksjon ta ca. 1000 år og dermed åpenbart bringe vanskelige problemer når det gjelder å bli kvitt slike materialer.
Et annet felt knyttet til energi, hvor ekstremt rent aluminium kan benyttes med stor fordel, er stabilisering av superledere. Ved denne anvendelse overføres den elektriske energi ved kryogene temperaturer, f.eks. 4°K, hvor den elektriske motstand er meget lav. Ekstremt rent aluminium som en stabili-sator foretrekkes ved denne anvendelse på grunn av dets meget lave motstand, dvs. høye ledningsevne ved så lave temperaturer.
Aluminium med en renhet på 99,9 vekt% ville for eksempel ha en elektrisk ledningsevnetaktor ved 4°K på 20 ganger dets verdi ved værelsestemperatur, mens et 99,999<y>ekt% aluminium ville ha en tilsvarende økning i ledningsevne på minst 1000 ganger og et 99,9999 vekt% aluminium ville ha en ledningsevne-faktor ved 4°K på 5000 ganger dets verdi ved værelsestemperatur. Aluminiumets totale renhet gir således en rimelig indika-sjon på ledningsevnen ved 4°K. Dog er konsentrasjonen av visse kritiske forurensninger viktigere. Disse kritiske forurensninger inkluderer titan, vanadium, zirkohium, krom, mangan og jern. For eksempel er kromets virkning på lavtemperatur-ledningsevne 20 ganger større pr. ppm enn kobberets - en for- holdsvis uskadelig forurensning hva superlederanvendelser angår. Uheldigvis er ingen av de kjente fremgangsmåter egnet til fullstendig å fjerne disse kritiske forurensninger til rimelig kostnad.
I mange år ble aluminium fremstilt i elektrolyseceller med tre væskesjikt - to lag smeltet aluminium adskilt ved et sjikt av salt eller elektrolytt. Det underste eller lavere sjikt i cellen er det urene eller aluminium/kobber-legerings-sjiktet og utgjorde anoden i cellen og ble renset ved å over-føre smeltet aluminium elektrolytisk gjennom det mellomliggende saltsjikt til det smeltede aluminiumsjikt med høyere renhet, eller katoden. Slike celler i forskjellige utføringsformer er beskrevet i f.eks. U.S. patent 1 534 320, U.S. patent 1 535 458, U.S. patent 1 562 090 og U.S. patent 1 782 616. Denne elektrolytiske celle, kjent blant fagfolk som Holpes-cellen, er effektiv til å redusere sådanne forurensninger som mangan, krom, titan, vanadium, zirkonium og gallium til et meget lavt nivå. Dog er en slik celle mindre egnet til å senke konsentrasjonen av forurensninger som silisium, jern, kobber og lignende. Det vil si at etter at aluminium som skal renses er blitt sendt igjennom en Hoopes celle, kan man finne betydelige mengder silisium, jern og kobber i høy-renhets-katodesjiktet, dog i meget lavere konsentrasjoner enn i anodesjiktet.
Teknikkens stand angår også at høyrent aluminium kan fremstilles ifølge flere andre metoder; dog har alle disse metoder individuelt alvorlige ulemper, spesielt når det er ønskelig å fremstille store mengder av aluminium av ekstrem renhet til økonomisk attraktive kostnader. Soneraffinering, for eksempel,' som kan produsere ekstremt rent aluminium, har den ulempe at det kan være vanskelig å oppskalere til full produksjonsstørrelse.
Det er også kjent at visse forurensninger kan fjernes ved å tilsette bor til aluminium i smeltet tilstand, hvorved det dannes en borholdig forbindelse eller kompleks med høyere densitet enn aluminiumets, hvilket resulterer i at forbindel-sen bunnfelles. Denne fremgangsmåte til å rense aluminium beskrives av Stroud i U.S. patent 3 198 625 og i en artikkel av Russel et al. med tittelen "A New Process to Produce High-Purity Aluminium" (En fremgangsmåte til fremstilling av høy- rent aluminium) side 1630-1633 i Vol. 239, Transaction of the Metallurgical Society of AIME (oktober 1967). Som nevnt i patentet, mens denne fremgangsmåte er spesielt effektiv til fjerning av titan, vanadium, zirkonium og i mindre grad krom, har den imidlertid ingen effekt på fjerningen av andre vanlige forurensninger, såsom jern, silisium, kobber og lignende.
En annen metode ifølge teknikkens stand benyttet til rensning a-v aluminium benevnes som preferensiell eller fraksjonert krystallisasjon. Slike krystallisasjonsmetoder er offentliggjort av Jarrett et al. i U.S. patent 3 211 547 og av Jacobs i U.S. patent 3- 301 019 og i den ovenfor nevnte artikkel av Russel et al. Mens metodene som er publisert i disse skrifter kan resultere i fraksjoner av særdeles rent aluminium, så dannes det også, som beskrevet av Jarrett, en fraksjon med relativt lav økonomisk verdi og minst en mellomfraksjon som med hensyn til aluminium ikke avviker stort fra utgangsmaterialet. Enn videre fjerner ikke denne fremgangsmåte elementer som titan, zirkonium, vanadium, mangan og krom.
Mens hver av de foregående fra teknikkens stand kjente prosesser er virkningsfull til fjerning av visse forurensninger, fjerner ingen enkelt av prosessene alle deønskede forurensninger som burde fjernes for visse anvendelser av ekstremt rent aluminium, såsom når det gjelder superledere som beskrevet tidligere. Videre lider hver av fremgangsmåtene økonomisk—-fraksjonert krystallisasjon på grunn av det lave utbytte av høyrent aluminium pr. kilogram av aluminium som må varmes opp til sitt smeltepunkt for å muliggjøre slike adskillelser, • og den elektrolytiske rensning fordi den ikke fjerner alle forurensningene til tilstrekkelig lavt nivå.
Den foreliggende oppfinnelse løser problemene som beskrevet i teknikkens stand angående rensning av aluminium,
ved at den tilveiebringer en fremgangsmåte som fremstiller ekstremt rent aluminium på en økonomisk måte i store produk-sjonskvanta og i hvilken prosess det for hvert kilogram urent aluminium som behandles, fås nesten et kilogram ekstremt rent aluminium. Kostnaden av ekstremt rent aluminium fremstilt ifølge den foreliggende oppfinnelse er ganske lav sammenlignet med konvensjonelle fremgangsmåter.
Ifølge den foreliggende oppfinnelse skaffes det en forbedret fremgangsmåte til rensning av aluminium inneholdende forurensninger, som omfatter: (a) innføring av det nevnte aluminium til anodesjiktet i en elektrolytisk celle av den type som har et bunnsjikt av smeltet aluminium som utgjør anodesjiktet, og et toppsjikt av smeltet aluminium utgjørende katodesjiktet, med det nevnte anodesjikt adskilt fra det nevnte katodesjikt ved et elektrolyttsjikt; (b) elektrolytisk transportering av aluminium fra det nevnte anodesjikt gjennom det nevnte elektrolyttsjikt til det nevnte katodesjikt, mens de nevnte forurensinger etterlates i det nevnte anodesjikt, hvorigjennom det nevnte aluminium delvis renses; (c) deretter uttaking av en del av det nevnte delvis rensede, smeltede aluminium fra det nevnte katodesjikt; (d) fraksjonert krystallisasjon av den nevnte del av smeltet aluminium i en krystallisasjonscelle for å fjerne eutektiske forurensninger derfra gjennom å overføre en fraksjon av den nevnte smeltede, aluminium til fast tilstand, hvilken faste fraksjon har en høyere renhet enn den som utgjør den gjenværende smeltede aluminiumfraksjon, hvorigjennom de nevnte eutektiske forurensninger konsentreres i den nevnte smeltede fraksjon; og (e) adskillelse av den nevnte smeltede fraksjon fra den nevnte faste fraksjon for å. frembringe renset aluminium.
I en foretrukken utføringsform underkastes det nedgraderte aluminium en videre krystallisasjonsbehandling for å konsentrere forurensningene videre i den nedgraderte fraksjon før den således nedgraderte fraksjon returneres til den elektrolytiske celle. Den rensede fraksjon fra den videre krystallisasjonsbehandling blandes med pågangen til den første krystallisasjonsbehandling for å bli renset videre.
Det vises til tegningen:
Fig. 1 er et flytskjema av fremgangsmåten ifølge oppfinnelsen; Fig. 2 er et vertikalsnitt gjennom en tresjikts celle ifølge oppfinnelsen; Fig. 3 illustrerer skjematisk et vertikalsnitt av en ovn for fraksjonert krystallisasjon til bruk i fremgangsmåten ifølge den foreliggende oppfinnelse; Fig. 4 er et flytskjema som illustrerer en foretrukket utførelsesform av oppfinnelsen; Fig. 5 er et flytskjema som illustrerer en annen foretrukken utføringsform av oppfinnelsen;
Fig. 6 er et diagram som viser konsentrasjonsfaktoren
for silisium i urent aluminium som funksjon av prosenten av påsats som er tatt ut.
Under henvisning mer spesielt til fig. 1, så vil det kunne sees at i overensstemmelse med visse aspekter av den foreliggende oppfinnelse anvendes aluminium som skal renses selektivt for forurensninger, i smeltet tilstand som anode i en tresjikts elektrolytisk celle kjent blant fagfolk som en Hoopes-celle. Dette smeltede aluminium-anodesjikt utgjør det laveste sjikt eller bunnsjiktet i cellen, hvilket sjikt er adskilt fra et smeltet aluminiumkatodesjikt ved et smeltet saltsjikt, vanligvis benevnt elektrolytten. Det smeltede aluminium-katodesjiktet, som ved driften av cellen under elektrolytisk transport av smeltet aluminium gjennom elektrolytten, utgjør aluminium i hvilket de valgte forurensningene er blitt betraktelig redusert.
For å gi en videre bred beskrivelse av oppfinnelsen så underkastes hernest aluminium fra den smeltede katode et ytterligere rensetrinn som kalles preferensiell eller fraksjonert krystallisasjon. I den fraksjonerte krystallisasjonsprosessen dannes aluminiumrike krystaller ved regulert frysing eller størkning av høyrent aluminium. Det vil si at smeltet aluminium med lavt forurensningsinnhold har en høyere fryse-temperatur enn aluminium med et høyere forurensningsnivå, ofte kalt moderlut. Etter krystallisering av det rene aluminium trekkes moderluten med høyere forurensningsinnhold av og etter-later aluminiumkrystaller eller en fraksjon av aluminium med meget lavt forurensningsinnhold. Den uttatte moderluten kan utgjøre halvparten eller mer av de totale aluminiumprodukter fra den fraksjonerte krystallisasjon. Denne del av moderluten er normalt ved den konvensjonelle utførelse av den fraksjonerte krystallisasjonsprosess av lavere verdi, siden- den har et høyere nivå av forurensninger og konvensjonelt ikke benyttes videre i rensningsøyemed. Det vil si at denne del, trukket fra de aluminiumrike krystaller har et meget høyere forurensningsnivå enn utgangsmaterialet i krystallisasjonsprosessen og kan være vanskeligere å rense enn det utgangsmateriale som er nevnt ovenfor.
Ifølge en utføringsform av den foreliggende oppfinnelse resirkuleres den høyt forurensede delen eller moderluten gjennom den tresjikts elektrolytiske cellen, hvor forurensninger som har en tendens til å konsentreres i det fraksjonerte krystallisasjonstrinn, kan reduseres enda en gang til et nivå passende for økonomisk drift i den fraksjonerte krystallisasjonsprosessen, hvilket kan sees på fig. 1. Således kan gjennom resirkulasjon av den høyt forurensede fraksjon praktisk talt alt, typisk 90-95%, av det urene aluminium i det smeltede aluminiumanodesjikt gjenvinnes som ekstremt rent aluminium. Dette vil si at praktisk talt alt det urene aluminium anbrakt eller smeltet inn i systemets anode blir gjenvunnet enten som høy-rent aluminium eller som resirkulert smeltet metall til gjeninnmating i anodesjiktet. Det vil forstås at resirkulasjon av den urene smeltede aluminiummoderluten resulterer i betydelige besparelser, for eksempel i den energi som går med til å smelte primæraluminium eller lignende som inneholder forurensninger. Dertil er det ytterligere besparelser i det lager av.urent eller primær-aluminium som.behøves for å produsere høy-rent aluminium.
På grunn av den selektive fjerningen av visse forurensninger i systemet ifølge den foreliggende oppfinnelse kan mange aluminiumressurser benyttes uten å bringe problemer til systemet. De mer passende kilder inkluderer imidlertid primær-aluminium som typisk består av 99,6 vekt% aluminium, resten består vesentlig av forurensninger med hensyn til det høy-rene aluminium som kan oppnås med det foreliggende system-. Det vil forstås at primær-aluminiumet i noen tilfeller kan
være så høyt som 99,9 vekt%, hvilket selvfølgelig er fordel-
aktig ved benyttelsen av denne oppfinnelse. De her nevnte forurensninger inkluderer typisk jern, silisium, titan, vanadium, mangan, magnesium, gallium, kobber, natrium, barium, zirkonium, krom, nikkel og sink. Det vil sees nedenfor at disse forurensninger lett kan fjernes for å gi store kommer-sielle mengder av ekstremt rent aluminiumprodukt, dvs. aluminium med en renhet på minst 99,995 vekt%.
Den elektrolytiske celle med tre sjikt omtalt ovenfor er et viktig ledd ved den foreliggende oppfinnelse. En foretrukken cellekonstruksjon til fremstilling av renset aluminium i overensstemmelse med systemet ifølge den foreliggende oppfinnelse er illustrert på fig. 2. Den avbildede celle inkluderer en utvendig isolerende vegg av ildfast materiale 20,
en bunn eller golv av karbon eller grafitt 22 og et spesielt foringsmateriale 24 som medvirker til å fremstille renset aluminium. Cellen har en innmatningsbrønn 26, hvorigjennom primæraluminium for eksempel tilsettes til den smeltede anode 28. Vegg 30 skiller det urene smeltede aluminium i inntaks-brønnen fra det elektrolytiske sjikt 32 og sjiktet av renset aluminium 34. Et lokk eller deksel 36 over cellen minsker luftkontakt og forhindrer skumdannelse på katodesjiktet 34
av renset aluminium.
Det spesielle foringsmaterialet 24 er et viktig trekk ved cellen. Foringsmaterialet 24 består av mursten av høy-rent aluminiumoksyd murt sammen med en spesiell mørtel. Disse aluminiumoksydstenene består av minst 90 vekt% A^O-^, fortrinnsvis 92 til 99 vekt%. Mørtelen eller sementen består vesentlig av 64,5 vekt% aluminiumoksydflak med 99 vekt% renhet (-48'mesh), 33. vekt% kalsiumaluminat (markedsført av Alcoa som "CA-25") inneholdende 18 vekt% CaO, 79 vekt% Al„CU, 1 vekt% forurensninger og 2 vekt% LOI; 2 vekt% sinkborsilikat; og 0,5 vekt% H^BO^• Denne foringstype er ikke-ledende elektrisk og sam-tidig varmeisolerende og resistent mot angrep fra smeltet aluminium og smeltede salter ved driftstemperaturer. Således blir katodesjiktet 34 av renset aluminium ikke. forurenset gjennom nedbryting av foringen. Ifølge teknikkens stand ble slik foring laget av magnesiumoksyd, som var mindre rent og også resulterte i mer magnesium i det rensede katodesjikt.
Som tidligere nevnt utgjør anoden og katoden smeltede sjikt av aluminium adskilt ved hjelp av et sjikt av smeltet salt eller elektrolytt. Hva anoden angår, skulle denne fortrinnsvis inneholde 20 til 30 vekt% kobber, resten aluminium og forurensninger, således med en densitet på ca. 2,8 til 3,1 gram/cm^ ved 800°C, en densitet som vil være større enn densiteten av elektrolytten ved driftstemperaturen i.cellen, dvs. 750 til 850°C.
Med hensyn til elektrolytten, så er den typisk én smeltet blanding inneholdende fra 18 til 2 3 vekti natriumfluorid, 36 til 48 vekt% aluminiumfluorid, 18 til 27 vekt% bariumfluorid og 14 til 20 vekt% kalsiumfluorid. Strontiumfluorid kan er-statte bariumfluorid hvis ønsket. Tilsatsen av bariumfluorid til elektrolytten gir en densitet noe høyere enn den hos det rensede aluminium, dvs. ca. 2,5 til 2,7 g/m^ ved 800°C. Det rene aluminium har en densitet på ca. 2,33 g/cm"^ ved 800°C. Andre blandinger av alkali og alkaliske halogenider kan også benyttes i elektrolyttsjiktet, hvilket er velkjent for fagfolk, såsom blandede fluorid/klorid-systemer. Densiteten av den spesielle blandingen må dog være større enn densiteten av rent aluminium (99,995 vekt% eller høyere) ved cellens drifts-temperatur.
Hva dybden av de smeltede sjikt angår, kan anodesjiktet typisk ha en dybde i området 39,1 til 63,5 cm, det elektrolytiske sjikt en tykkelse på minst 10,2 cm og fortrinnsvis ikke større enn 20,3 cm og katodesjaktet en dybde i området på ca. 7,6 til 22,9 cm.
I en foretrukken utføringsform av cellen er elektrode 38 opphengt på stangen 40, som stikker igjennom dekslet 36. 'Fortrinnsvis er stangen 40 kledd med et ildfast materiale, såsom et ildfast materiale på aluminiumoksydbasis som kan fås fra Plibrico Company, Chicago, Illinois, under betegnelsen Plistix 900, for å forhindre avskalling av kollektormetall, og den er videre utstyrt med et tetningsrep 4 2 for høy temperatur, f. eks. asbestrep, for å hindre luft eller andre gasser i å komme inn i eller forlate cellen og på denne måte redusere brenning av elektrodene og dannelse av skum til et minimum. I ytterligere en foretrukken utførelsesform tillater det avtettede deksel 36 injeksjon av inert eller reduserende gasser til rommet 44, noe som ytterligere sikrer mot oksydasjon av elektroden, badet og katodemetallet. Slike gasser inkluderer helium, neon, argon, krypton, xenon sammen med nitrogen,, karbondioksyd og blandinger derav.
Det er blitt funnet at når enheten tettes og forsynes, med en inert atmosfære, vil grafittkatodene holde minst et år. Fordi luftbrenning er brakt på et minimum reduseres forurensning av toppmetallet ved katodeforurensningene sterkt om den ikke elimineres fullstendig. Det er også økonomisk mulig å benytte høy-ren grafitt til denne anvendelse.
Et viktig trekk i den foreliggende oppfinnelse er elektroden 38 og plasseringen eller lokaliseringen av dens bunn-side 39 i henhold til elektrolytten 32. Fortrinnsvis dykkes bunnsiden 39 ned i elektrolytten og ytterligere mer foretrukket er avstanden mellom toppen 46 av anodesjiktet 28 og bunnsiden 39 av elektroden 38 i området fra 40 til 60% av tykkelsen av elektrolyttsjiktet 32. Det å la elektroden 38 skille katode- og anodesjiktene på denne måte reduserer den elektriske energi som kreves for å drive cellen med opp til ca. 25%. Cellen drives fortrinnsvis ved en strømtetthet på 0,388 til 0,465 ampere/cm<2.>
Som man vil se av fig. 1, fjernes smeltet aluminium som danner katoden i den elektrolytiske cellen, typisk periodisk under drift av cellen, og underkastes deretter videre rensning gjennom fraksjonert krystallisasjon. Typisk fjerner denne sistnevnte type av rensning eutektiske forurensninger. Med eutektiske forurensninger menes metalliske forurensninger' hvilke, når de er til stede i tilstrekkelig mengde, danner en struktur innen det størknede metall inneholdende aluminium med et lavere smeltepunkt enn rent aluminium. Typisk for disse forurensninger er jern og silisium.
Ifølge systemet ved den foreliggende oppfinnelse renses det delvis rensede aluminium ytterligere i et trinn av fraksjonert krystallisasjon hvilken omfatter kjøling av smeltet aluminium til en temperatur akkurat nedenfor smeltepunktet til rent aluminium eller ved det punkt hvor det rene aluminium størkner. Den urene væske kan så returneres til den elektrolytiske celle, hvis dette ønskes. Med henblikk på trinnet av fraksjonert krystallisasjon er det å foretrekke ved utførelse av den foreliggende oppfinnelse å plassere det smeltede aluminium fra katoden i den elektrolytiske cellen i en beholder slik at legemet av smeltet aluminium har en fri og ikke inne-sperret overflate. Temperaturen i veggene av beholderen reguleres ved isolering eller ved oppvarmning, slik at lite eller ingen varme strømmer utad fra legemet av smeltet aluminium. Varme trekkes fra eller fjernes ved den frie overflate for å oppnå størkning av det smeltede aluminium, og dette medfører fraksjonert krystallisasjon av det rene aluminium i en sone ved og umiddelbart under den frie overflate av det smeltede metall. Frysing av det smeltede metall ved veggene av beholderen bør hvis mulig forhindres, eller, hvis noen frysing foregår, så bør den ikke utgjøre mer enn 10% av det smeltede legeme. Smeltet aluminium som størkner ved beholder-veggen må ikke tillates å forurense krystallisasjonen som foregår ved sonen ved og under den frie overflate.
Fig. 3 viser en beholder 60 for den fraksjonerte krystal-lisas jonsprosess med en isolerende vegg 62 som kan være opp-varmet hvis ønskelig. Beholderen har fortrinnsvis et lag 64 bestående av pulverisert aluminiumoksyd som gir en barriere mot smeltet aluminium som kan unnslippe gjennom innerveggen 66. Vegg 66 bør bestå av et materiale som ikke virker som en kilde til forurensning av det smeltede aluminium 74. Vegg 66 er fortrinnsvis konstruert av høy-ren, aluminiumoksydbaserte ildfaste materialer, dvs. med minst 90 vekt% og fortrinnsvis 92 til 99 vekt% aluminiumoksyd. Slike ildfaste materialer kan fås-fra Norton Company, Worcester, .Massachusetts under betegnelsen "Alundum VA-112". Dette materiale er benyttet, i vegg 66 i pulverisert stand, sammenpresset og siden sintret for å gi den stivhet. Dette danner en monolitisk foring som er mindre tilbøyelig til å bli gjennomtrengt av smeltet aluminium og således er bedre egnet til bruk med et bunnoppvarmende system av et slag som vil bli beskrevet senere. For eksempel viser material-balansekontroller en utvinning av 99,7 vekt%
av det opprinnelige utgangsmateriale, hvilket tyder på liten eller ingen gjennomtrengning av foringen.
Bruken av en høy-ren aluminiumoksydforing såsom Alundum medfører meget lite forurensning. For-eksempel er maksimum forurensning ved jern eller silisium av den totale charge vanligvis ikke større enn 2 ppm jern og 3 ppm silisium, og ofte er den mindre enn 1 ppm jern og silisium; noe av dette kan kanskje tilskrives forurensning fra pluggene i tappehullene eller lignende. Videre er frysing ved sideveggene som også bør unngås om høy-rene produkter skal oppnås, mindre av et problem når en» slik foring benyttes enn når det ifølge teknikkens stand benyttes materialer slik som silisiumkarbid eller lignende.
Smeltet aluminium utgjørende katodesjiktet 34 i den for-annevnte Hoopes-cellen er urent i den betydning at det inneholder uønskede eutektiske forurensninger. For å fjerne disse forurensninger ved fraksjonert krystallisasjon fjernes varme fra dette smeltede aluminium (undertiden betegnet frysesyklusen) med en slik hastighet at det dannes og vedlikeholdes aluminiumrike krystaller i sone 70 som vist i fig. 3. Aluminiumrike krystaller dannet på denne måte synker på grunn av tyngdekraften ned i sone 72, og, etter at en forutbestemt mengde fraksjonert krystallisasjon har foregått, kan det gjenværende urene smeltede aluminium, typisk konsentrert i den øvre del av enheten og høy i eutektisk urenhet avskilles fra det aluminiumrike eller høy-rene aluminium ved uttapping gjennom tappehull 76. Under frysesyklusen foretrekkes det å lette krystallsynkingsprosessen med påvirkning av stamper 78 som bryter opp de massive krystallformasjonene og pakker sammen krystallene i sone 72, slik som er beskrevet i det'for-annevnte U.S. patent 3 211 547. Etter at den urene moderiut er blitt tatt ut gjennom tappehull 76, kan beholderen varmes opp for å smelte om de rene aluminiumkrystallene, som så fjernes gjennom det nedre tappehull 80.
Ifølge en foretrukken versjon av oppfinnelsen pakkes eller sammenpresses krystallene under frysesyklusen for å presse ut uren væske fra rommet mellom krystallene, som generelt er lokalisert i den nedre region 72 av karet. Uren væske som mer eller mindre er blitt fortrengt fra området 72
i enheten, fjernes via det øvre tappehull 76, hvorved man
unngår å la slik væske passere gjennom det lavere område av krystall-sjiktet som vanligvis befinner seg i bunnen 72 av enheten. Under fryse- og sammenpresse-syklusen er det blitt oppdaget at en større fraksjon av høyere-renhets-aluminium kan erholdes gjennom å varme opp enhetens bunn under frysesyklusen. Denne varme kan tilføres gjennom utvendige induk-sjonsviklinger eller glødestenger liggende i rør i Alundum-foringen. Glødestenger av silisiumkarbid-typen som kan fås fra det tidligere nevnte Norton Company, kan benyttes. Som tidligere er nevnte, tillater bruken av monolitisk foring som forhindrer gjennomtrengning av smeltet aluminium, benyttelsen av slike oppvarmningsmidler begravet i foringen. Til ytterligere beskyttelse kan hver glødestang 110 legges inn i et rør av materiale 100, f.eks. mullitt, som er ikke-ledende og ikke penetrerbar for smeltet aluminium. Mens oppvarmnings-midlene er vist i bunnen av laget 66, fig. 3, vil det forstås at ytterligere varmeelementer kan plasseres i sidene med gunstig virkning.
Oppvarmning ved eller nær enhetens bunn under frysesyklusen, dvs. mens varme trekkes ut ved eller nær overflaten, tillater omsmelting av en del av de krystaller som befinner seg nær enhetens bunn. Denne smeltede del stiger opp eller for-trenges opp gjennom krystallsengen og bærer med seg uren væske som gjenstår der. Oppstigningen eller fortrengningen' av den smeltede del opp gjennom krystallene menes å bli lettet ved at krystallene har en tendens til å fortrenge den smeltede del ved eller nær enhetens bunn, siden krystallenes densitet er større enn densiteten hos væskefasen eller den smeltede del. Videre er bunnvarmning meget gunstig'under pakkings- eller sammenpressingsprosessen ved at det frembringes en smeltet del som kan trykkes opp gjennom krystallsengen medbringende urenheter som gjenstår mellom krystallene, eller som henger fast ved dem. Bunnvarmning er også fordelaktig ved at den kan^ forhindre størkning av væskefasen på bunnen som ville inne-slutte forurensninger i seg som ville ha en ugunstig virkning på renhetsgraden, når alle krystallene til slutt smeltes om for å fjernes gjennom det lavere tappehull 80.
Det vil forstås at normalt må bunnoppvarmning reguleres omhyggelig under frysesyklusen for å forhindre altfor stor omsmelting. Typisk må oppvarmning ved eller nær bunnen under frysesyklusen reguleres slik at varme tilføres med en hastighet på vesentlig ikke mindre enn 1 kW/kvadratfot (10,7 6 kW/m 2) heteflate, avhengig til en viss grad av varmeuttaket ved eller nær overflaten i krystallisasjonsøyemed samt avhengig av veggenes isoleringsverdier. Et typisk område for oppvarmning i enhetens bunn er 5,38 til 32,288 kW/m 2. Bemerkes bør at bunnoppvarmningshastigheten vanligvis reguleres slik at den er en brøkdel av den hastighet hvermed varme fjernes. Man har funnet at de typisk beste resultater oppnås når omsmelt-ningshastigheten ved eller nær bunnen av enheten reguleres slik at den ligger i området på ca. 5 til 25% av krystallisa-sjons- eller frysehastigheten. Dog kan det finnes tilfeller når disse hastigheter kan være høyere eller lavere, delvis avhengig av trykket som brukes i pakkingen og densiteten hos krystallsengen.
Fordelene med å ha regulert oppvarmning i nærheten av karets bunn med sikte på å få regulert omsmelting av krystallene, belyses klart under henvisning til fig. 6, som viser forurensningsnivået for silisium, f.eks., som kan oppnås med eller uten bunnoppvarmning. Det vil si fig. 6 viser konsen-tras jonsf aktoren (forhold mellom konsentrasjonen i en prøve og forurensningskonsentrasjonen i charger) for silisium som funksjon av mengden aluminium som uttas fra krystallisasjons-enheten. For eksempel, hvis utgangskonsentrasjonen av silisium i enheten er 360 ppm og konsentrasjonsfaktoren (CF) er 1, så vil man kunne se av fig. 6 at ved bruk av bunnoppvarmning blir konsentrasjonen av silisium kontra mengden av uttatt aluminium høy (3,7) sammenlignet med konsentrasjonen av silisium ved bruk av en konvensjonell frysesyklus. Den høye konsentrasjons-faktor er betydningsfull ved at for det første en større mengde forurensning kan fjernes gjennom det øvre tappehull, som man kan se av fig. 6. For det andre behøver bare en mindre mengde aluminium tas ut (ca. 3(3% i det tilfelle som er vist i fig. 6) for å senke forurensningsnivået betraktelig. Det vil si at det kan sees fra fig. 6 at ved den konvensjonelle frysesyklus måtte tilnærmet 60 til 70% av chargen tås ut for oppnåelse av sammenlignbar fjerning av forurensning. I den foreliggende oppfinnelse derimot kan så meget som 60% av chargen gjenvinnes som høy-rent produkt. Det kan sees at det ved bruk av bunnoppvarmning kan oppnås en betydeligøkning i utbytte av renset metall. Med henvisning til fig. 6 som et eksempel vil det ses at utbyttet kan fordobles. Det vil forstås at høyere konsentra-sjonsfaktorer kan erholdes ved forandring av sammenpaknings-trykk og bunnoppvarmning. Det vil si at forurensningene kan konsentreres ytterligere, hvilket muliggjør at en mindre fraksjon kan tas ut gjennom det øvre tappehull, hvilket resulterer i enda høyere utbytter.
Mens man ikke forstår helt klart hvorfor bunnoppvarmning så vel som sammenpressning gir slike fordeler med hensyn til utbytte, så har man notert seg at slik praksis resulterer i renhetsfaktorer, f.eks. for jern, meget høyere enn hva som lar seg forklare teoretisk med binære fasediagrammer. Hvis for eksempel utgangsinnholdet av Fe er 0,05 vekti, viser det binære fasediagram at materialet med høyest renhet skulle inneholde 0,0014 vekt% Fe, tilsvarende en maksimal rensningsfaktor på 37. Imidlertid er forsøk blitt utført med bruk av den oven-nevnte fremgangsmåte, hvor en del materiale har mindre enn 0,0005 vekt% Fe, til og med så lavt som 0,0003 vekt% Fe. Denne ekstra rensning synes bare å kunne forklares ved erstatning av den opprinnelige væsken med renere væske gjennom mekanismen av bunnoppvarmning og pakking. Krystallene balanserer da med den renere væsken ifølge de teoretiske fordelingsfunksjonene. Det vil si at man tror at det er et masseoverføringsfenomen i fast fase gjennom og fra den faste krystall til en renere væskefase som omgir krystallen for å balansere med væskefasen.
Fryse- eller krystalldannelsessyklusen kan utføres over
en tidsperiode mellom to og syv timer. Oppvarmningen av enhetens bunn kan strekke seg over samme periode i det øyemed å delvis smelte om noen av krystallene nær bunnen av krystallsengen 72 (fig. 3). Dog har man funnet at bunnoppvarmning bare kan benyttes under en del av frysesyklusen og typisk under ca. de siste to tredjedeler av frysesyklusen.
Så vel som å bruke bunnoppvarmning under frysesyklusen er det blitt funnet at slik oppvarmning er fordelaktig også under omsmeltingen av krystallene i den hensikt å gjenvinne dem fra enheten for fraksjonert krystallisasjon. Det vil si at i tillegg til å smelte om krystallene av ekstremt rent produkt med hjelp av konvensjonell overflateoppvarmning, tilføres varme til enhetens bunn på samme måte som beskrevet ovenfor. Be-nyttelse av bunnoppvarmning under omsmeltingssyklusen har den fordel at det forhindrer at væskefasen i høy-renhets-produktet fryser ved eller nær bunnen av karet, hvilket kan forstyrre renhetsnivået. Videre lettes åpning av det nedre tappehullet ved at høy-renhets-produktet holdes i smeltet form. I tillegg reduserer bunno<p>pvarmning den tid som trengs for å smelte krystallsengen i enheten, hvilket i høy grad øker systemets helhetsøkonomi. Typisk behøver smelting av krystallsengen ca. to til fem timer.
Ifølge utførelsen av den foreliggende oppfinnelse kan smeltet aluminium 74, høy i eutektisk forurensning (moderlut), returneres til Hoopes-cellen, som man kan se av fig. 1. De eutektiske forurensningene som ble konsentrert i trinnet for fraksjonert krystallisasjon kan enda en gang senkes til et forutbestemt nivå i Hoopes-cellen. Primæraluminium eller lignende og moderlut 74 tilføres begge til Hoopes-cellen slik at de tilsammen er kommensurable i mengde med den mengde som trekkes ut fra katoden.
I en foretrukken utføringsform av den foreliggende oppfinnelse vist i fig. 4 blir moderluten eller høy-forurenset aluminium 74, som fjernes fra trinnet for fraksjonert krystallisasjon, betegnet som trinn 1 på tegningen, underkastet minst en tilleggsbehandling omfattende fraksjonert krystallisasjon i trinn R, i hovedsak på samme måte som beskrevet med hensyn til det tidligere beskrevne fraksjonert krystallisasjonstrinn. Mens dette på tegningen er vist som et separat trinn, så vil det forstås at den samme apparatur for fraksjonert krystallisasjon kan benyttes for mer enn ett trinn eller etappe av rensning. Som i den forrige utføringsform returneres den nedgraderte part fra trinn R til Hoopes-cellen. Men de aluminiumrike krystallene eller den rensede del av aluminium fra trinn R returneres til trinn 1 av den fraksjonerte krystallisasjon, hvor den blandes med smeltet aluminium eller utgangsmateriale fra Hoopes-cellen. Summen av disse to mengder bør være kommensurabel med den mengde som den fraksjonerte krystallisa-sjonsenhet i trinn 1 kan behandle på økonomisk måte. Fagfolk vil forstå at moderluten som returneres til Hoopes-cellen, ikke behøver være likeså uren som den opprinnelige beskikningen til cellen. På samme måte behøver ikke den rensede eller aluminiumrike fraksjon som returneres til det første trinn for fraksjonert krystallisasjon, være likeså uren som metallet fra Hoopes-cellen.
Det vil forstås at Hoopes-cellen er normalt naturlig dyrere å drive enn enheten for fraksjonert krystallisasjon. Således vil metall som må behandles i Hoopes-cellen bli kost-barere. Man kan derfor se at en minst mulig mengde av senere fraksjoner bør returneres for videre, behandling i Hoopes-cellen. Det vil si at det fortrinnsvis skal anbringes mer enn en enhet for fraksjonert krystallisasjon, slik at mengden av materiale som returneres til Hoopes-cellen skal bli minst . mulig.
Med henvisning til fig. 5 så kan det sees her at tre trinn av fraksjonert krystallisasjon kan benyttes. Det vil si at ytterligere et krystallisasjonstrinn kan benyttes for å øke produktets renhet, f ra 99 , 999 til 99, 9999 vekt% aluminium. Det først rensede aluminium fra katodesjiktet i den elektrolytiske cellen mates til fraksjonskrystallisatoren i trinn 1. Den rensede aluminiumsfraksjon fra trinn 1 mates i sin tur til fraksjonskrystallisatorenheten i trinn 2. Rent aluminium fra sistnevnte krystallisatorenhet utvinnes som essensielt 99,9999 vekti.rent metall. Utbyttet eller gjenvinningen, dvs. den oppgraderte fraksjon i trinn 2 bør være omtrent 50% av det rensede aluminium mottatt fra trinn 1 inn i fraksjonskrystallisatorenheten i trinn 2. De gjenværende 50% (nedgradert fraksjon) av aluminium matet inn i fraksjonskrystallisatoren i trinn 2 returneres til fraksjonskrystallisatoren i trinn 1. Den urene eller nedgraderte fraksjon fra krystallisatoren i trinn 1 blir i sin tur matet inn på krystallisatoren i trinn R. Ca. 50% av produktet;fra denne krystallisator utvinnes som den rensede eller oppgraderte andel og blandes med den urene eller nedgraderte part fra trinn 2 og aluminiumen fra katodesjiktet i den elektrolytiske cellen som en kombinert pågang til fraksjonert-krystallisatoren i trinn 1. Den urene moderluten fra trinn R mates tilbake til den elektrolytiske celle for der å innføres i anodesjiktet. Således blir aluminiumen fra katodesjiktet i den elektrolytiske celle underkastet tre trinn av fraksjonert krystallisasjon før den urene moderluten returneres til anodesjiktet i den elektrolytiske celle.
Betreffende Hoopes-cellen nevnt ovenfor og i hvilken visse forurensninger ble fjernet i utgangen, så kan i en alternativ utføringsform av oppfinnelsen det smeltede metall som skal renses i den nevnte celle i tillegg behandles ved å tilsette bor til det smeltede metall i hovedsak på samme måte som er beskrevet av Stroup i U.S. patent 3 198 625, inkorporert her med henvisning. Ved å tilsette bor til den smeltede aluminium som skal renses, reduseres minst en av den gruppe av forurensninger som omfatter titan, krom, vanadium, zirkonium og scandium betraktelig gjennom utfelling av en borholdig forbindelse eller kompleks med vanligvis en høyere densitet enn den hos smeltet aluminium. Bormengden som tilføres skal normalt være støkiometrisk større enn mengden av forurensninger tilsier. Den smeltede aluminium kan behandles ved tilsats av bor i en separat beholder. Dog er det å foretrekke i overensstemmelse med fremgangsmåten i den foreliggende oppfinnelse at behandlingen av den smeltede aluminium med bor utføres i Hoopes-cellen. Det vil si en kilde (opphav) til bor kan forsynes i den smeltede aluminiumlegering som utgjør det urene sjikt i Hoopes-cellen. Borkilden kan tilsettes til inntaks-eller chargeringsbrunnen 26 av cellen. Det må forstås at små mengder av bor har liten eller ingen virkning på fjerningen av andre vanlige forurensninger såsom jern, silisium og kobber og lignende.
I en foretrukken modifikasjon av oppfinnelsen skal smeltet aluminium fra katoden av Hoopes-cellen behandles med et karbon-holdig materiale for å fjerne magnesium eller vesentlig redusere mengden av magnesium, som kan være tilstede. Fortrinnsvis er det karbonholdige materiale av høy renhet. Dog kan materiale av lavere renhetsgrad benyttes i visse tilfeller hvor luftbrenning forhindres med tilfredsstillende resultat. Man tror at magnesiumen danner magnesiumkarbid. Det karbon holdige materiale kan være grafitt av høy renhet. Slik grafitt er å få kjøpt fra Ultracarbon Corporation, Bayview, Michigan under varemerket Ultra-F grafitt. Ved bruken av grafitt til dette øyemed oppdaget man at magnesium kan ried-bringes fra mer enn 40 ppm til mindre enn 1 ppm. Fortrinnsvis benyttes høy-renhets grafitt (99,99 vekt%). Dog kan grafitt av lavere renhetsgrader såsom Union Carbide CS og AGSX
i grafitt støpeformer eller digler benyttes. Magnesiumen kan fjernes ved å støpe renset aluminium fra den elektrolytiske celle i grafittdigler eller ved å smelte om sluttproduktet i en elektrisk ovn med en foring av grafitt av høy renhetsgrad etterfulgt av støping ned i former eller digler av grafitt med høy renhet. Mens virkningsmåten av magnesiumfjerning ved denne metode ikke er kjent, har man antatt at det dannes magnesiumkarbid eller at karbon katalyserer dannelsen av magnesiumoksyd, som skummes vekk.
Fremgangsmåten ifølge den foreliggende oppfinnelse har betydelige fordeler overfor andre prosesser til fremstilling av ekstremt rent aluminium, en av de viktigste^vesentlig reduksjon i kostnaden av det høyt rensede sluttprodukt. Det er denne store reduksjon i kostnad som bidrar til^muligheten av produksjon av energi ved f us jonsreaks jon . Et iJ-Ætlef* i systemet<v>l«r/den foreliggende oppfinnelse som bidrar til reduksjon av kostnaden,er det faktum at samme mengde aluminium, dvs. primæraluminium som innføres i systemet, kan utvinnes som et sluttprodukteror alle praktiske øyemed blir meget lite metall forkastet., som i tidligere fremgangsmåter. Det kan således sees fra beskrivelsen av det foreliggende system at det finnes et unikt samarbeid som virker til å redusere frem-stillingskostnadene og avfallsmengder som nevnt med hensyn til den fraksjonerte krystallisasjon. I tillegg til dette ligger en annen fordel i det faktum at store mengder av høy-renhetsYaluminium som f.eks. 99,999 og 99,9999 vekt% aluminium kan fremstilles ifølge denne oppfinnelse på meget ensartet basis. Det vil si at utstyret til den foreliggende oppfinnelse med letthet kan oppskaleres til passende produksjons-kapasitet ved minimale kostnader.
Dertil vil det merkes at det foreligger fordeler i energibesparelser. Som nevnt ovenfor er der store besparelser i nødvendig energi for å drive den elektrolytiske celle takket være elektrodeplasseringen. Et annet energibesparende ledd ligger i resirkulasjonen av en fraksjon av smeltet aluminium fra trinnet med fraksjonert krystallisasjon til innmatnings-brønnen til den elektrolytiske celle. Det må bemerkes at den resirkulering av smeltet aluminium som er vist i fig. 1, 4 og 5 ikke nødvendigvis er via en direkte kanal,, men kan fore-
gå via transport av digler med smeltet aluminium fra en etappe til en annen. Det viktige faktum med henblikk på energi-besparinger er at gjenoppvarmning og omsmelting mellom etap-
pene ikke er nødvendig (dvs. gjenoppvarmning og omsmelting av aluminium fra værelsestemperatur).
Følgende eksempel vil ytterligere belyse oppfinnelsen.
Eksempel
Som utgangsmateriale benyttet man aluminiumlegering inneholdende ca. 99,98 vekt% aluminium med resten forurensninger som vist i tabellen under "Pågang". Denne legering ble matet med en hastighet av 45,36 kg (100 Ibs/dag) pr. dag i fast form til inntaksbrønnen av en Hoopes-celle i alt vesentlig som beskrevet i fig. 2. Cellen var i forveien satset til å
ha tre smeltede sjikt. Det vil si et anodesjikt ble anlagt i bunnen av cellen og densiteten ble justert ved bruk av kobber.
Et elektrolyttsjikt bestående vesentlig av omtrent 44 vekt%
A1F3, 22 vekt% NaF, 18 vekt% BaF2og 16 vekt% CaF2- Det
tredje sjikt besto vesentlig av 99,993 vekt% aluminium. Cellen ble dreven mer eller mindre kontinuerlig ved en strømtetthet på ca. 2 amp/kvadrattomme (0,31 amp/cm 2). En mengde renset aluminium bestående vesentlig av 99,993 vekt% aluminium ble tatt ut av cellen hver dag og denne mengde var i alt vesentlig kommersurabel med i innmatningshastigheten. Det rensede produkt hadde et forurensningsnivå som vist i tabellen under rubrikken "Hoopes produkt". Det bør bemerkes at total på-setning på cellen var 68,04 kg (150 lb) av uren metall, dvs.
i pågangen var inkludert 22,68 kg (50 Ibs) av metall resirkulert fra krystallisasjonsprosessen. Da det resirkulerte metall ble forenet med fersk pågang ga det en innmatning med 99,91
vekt% aluminium og forurensningsnivået var i hovedsak som vist i tabellen under rubrikken "Kombinert pågang".
Ca. 68,0'4 kg (150 Ibs) av det rensede aluminiumsproduktet fra Hoopes-cellen ble matet inn i en enhet for fraksjonert krystallisasjon stort sett som vist i fig. 3. Varme ble fjernet fra enheten ved grenseflaten mellom metall og luft for å avstedkomme krystallisering til ca. 70% av utgangsmaterialet var krystallisert. Under krystalliseringsopera-sjonen ble de dannete krystaller stampet. Etter krystallisasjonen ble smeltet metall med høy forurensning eller moderlut trukket av fra krystallmassen. De gjenværende krystallene ble underkastet omsmelting fra oven til neden slik at det smeltede metall fra toppen eller overflatesjiktet av krystal-
lene vasket de nederste sjiktene. Omsmelting ble utført til omtrent de siste 30% av krystallene ble tatt ut som renset produkt. Produktet fra denne, første krystallisasjon var om-
trent 99,999 vekt% aluminium;, forurensningene var vesentlig som vist i tabellen under rubrikk "Trinn 1 produkt".
Moderluten eller nedgradert materiale ble underkastet én andre fraksjonert krystallisasjonsprosess for å gi en renhet sammenlignirigsbar med produktet fra Hoopes-cellen. Det vil si ca. 45,35 kg (100 Ibs) av nedgradert materiale fra trinn 1 bestående av ca. 99,987 vekt% aluminium og forurensninger som vist i tabellen under rubrikken "Trinn 1, nedgradert" ble underkastet en andre fraksjonert krystallisasjon og 22,68 kg
(.50 Ibs) av det rensede produkt med ca. 99,993% renhet derfra
ble blandet med produktet fra Hoopes-cellen for å gi på-
gangen for trinn 1 fraksjonert krystallisasjon. Moderluten eller nedgradert materiale bestående av ca. en halvpart av hele mengden matet til trinn R og med renhet på ca. 99,98 vekt% aluminium som vist i tabell under rubrikken "Trinn R nedgradert", ble returnert for å brukes som pågang til Hoopes-cellen slik som antydet ovenfor.
Således kan man se fra ovenstående eksempel at - hvis
man neglisjerer tap i transporten - nesten 45,36 kg (100 Ibs) 99,999 vekt% aluminium kan oppnås for hver 45,36 kg (100 Ibs)
av uren aluminium matet inn til systemet. Ved å bruke to krystallisasjonstrinn ble således 67% av Hoopes-produktet ut-vunnet direkte som 99,999 vekt% aluminium uten nødvendighet •
av å resirkulere tilbake gjennom Hoopes-cellen. Dette er av betydning fordi man vil huske at det er mest ønskelig å bringe mengden av nedgradert metall som resirkuleres til Hoopes-cellen til et minimum fordi, som bemerket tidligere, rensning med bruk av Hoopes-cellen er flere ganger dyrere enn fraksjonert krystallisasjon.
Videre vil man kunne se fra tabellen at prosessen tillater betydende minskning av alle de elementer som betraktes som kritiske for kryogenisk anvendelse, dvs. titan, vanadium, zirkonium, krom, mangan og jern.

Claims (10)

1. Forbedret fremgangsmåte/ til rensning av aluminium som inneholderf orurensninger, fe—a—r—a-lc^ir-e— r-~ ir- s-~ e-~ r-~- t~^ v-~ e- =- é^— 4 omfatte r\, djL \ (a) innføring av det nevnte aluminium til anodesjiktet i en. L elektrolytisk celle av den pype som har et bunnsjikt av smeltet aluminium som utgjør anodesjiktet, og et toppsjikt av smeltet aluminium utgjørende katodjsjiktet, med det nevnte anodesjikt adskilt fra det nevnte katcjdesjikt ved et elektrolyttsjikt; (b) elektrolytisk transporjt av aluminium fra det nevnte anodesjikt gjennom det nevnte elektrolyttsjikt til det nevnte katodesjikt, hvorved dep* nevnte aluminium delvis renses; (c) deretter uttaking av en del av det delvis rensede smeltede aluminium fra det^Kevnte katodesjikt; k. ia. \ J (d) fraksjonert krystallisasjon av den nevnte del av smeltet aluminium i en krystallisasjonscelle for å fjerne eutektiske forurensninger gjennom å overføre erv'fraksjon av det nevnte smeltede aluminium til fast tilstand, hvilken faste fraksjon har en høyere renhet enn den som utgjør den gjenværende smeltede aluminiumfraksjon, hvorigjennom de nevnte eutektiske forurensninger konsentreres i den ''nevnte smeltede fraksjon; og i (e) separering av den nevnte smeltede fraksjon fra den nevnte faste fraksjon for å frembringe renset aluminium. i
2. Fremgangsmåte ifølge kravjl, karakterisert ved at den nevnte urene smeltede aluminium-fraksjonen returneres,fortrinnsvis i smeltet stand- fra den nevnte krystal-lisas jonscelle til det nevnte anodesjikt i den nevnte elektrolytiske celle.
3. Fremgangsmåte ifølge krav 1 eller 2, karakterisert ved at dei? i nevnte rensede aluminium renses ytterligere i et annet fraksjonelt krystallisasjonstrinn.
4. Fremgangsmåte ifølge krav 1 eller 3, karakterisert ved at den nevnte urene smeltede krystallisasjonstrinn hvori den urene smeltede fraksjon fra aluminiumfraksjonen underkastes et ytterligere fraksjonell- det nevnte ytterligere fraks|onell-krystallisasjonstrinn returneres, fortrinnsvis i smeltet tilstand til det nevnte f anodesjikt i den nevnte elektrolytiske celle,, og den rensede fraksjon fra det nevnte yttjrligere fraksjonelle krystallisasjonstrinn blandes med pågamgsaluminiumen fra katodesjiktet i den nevnte elektrolytiske celle som går inn i det første fraksjonelle krystallisasjonstrinn.
En fremgangsmåte ifølge^ krav 4, karakterisert ved at den rensede fraksjon fra det, nevnte første fraksjonelle krystallisasjonstrinn blandes /ned den kombinerte pågang bteil stådr en av nevsmntee lteføt rastlue mifnraiukm sjdfrna eldl,e<éyt krnyevsntatle lkiasatosdjoenssjitkrt inon g som den nevnte rensede fraksjon av^aluminium fra det nevnte ytterligere fraksjonelle krysta^lisa,s3onstrinnet.
6. Fremgangsmåte ifølge ett eller flere av de foregående krav, karakteriserft ved at den nevnte delvis i ■ • ■ ■ rensede aluminium fra den nevr, <f> te elektrolytiske celle krystal-liseres fraksjonelt ved fjerning av varme fra overflaten av den smeltede aluminiumen i den ?i nevnte krystallisasjonscellen for a danne faste krystaller åliv ren aluminium, som stampes til bunnen av cellen under krystalliseringen, og fortrinnsvis.at den nevnte rene, faste aluminium avskilles fra uren smeltet aluminium ved å tappe av den sI melted <e> aluminium fra den nevnte celle.
7. Fremgangsmåte ifølge kravfjl 6, karakterisert ved at de nevnte krystaller1^ av ren aluminium i den nevnte celle smeltes om etter fjerning av den nevnte urene aluminium og at den rene aluminium deretter fjernes fra cellen. ' i
8. Fremgangsmåte ifølge ett eller flere av de foregående krav, karakterisert , ved at det nevnte elektro lyttsjikt består vesentlig jav ett eller flere salter bestående av alkalihalogenider, alkaliske jordhalogenider eller aluminiumhalogenider for ål tilveiebringe en densitet på minst .
2,4 g/cm^ ved 800°C, anodesjiktet i den nevnte elektrolytiske celle består vesentlig av 20 til 30 vekt% kobber og 70 til 80 vekt% aluminium og den nevnte elektrolytiske celle drives fortrinnsvis ved en temperI atur på fra 750 til 850 oC.
9. Fremgangsmåte ifølge ett eller flere av de foregående i krav, karakteri s\e r tjf ved at den elektrolytiske celle er tettet og forsynt med eh inert atmosfære for å for-lenge levetiden til grafittkat^de,he som benyttes i cellen. ./
10. Fremgangsmåte ifølge ett/eller flere av de foregående . krav, karakteris e;r t ved at minst en elektrode i elektrisk forbindelse med^ atsiden av nevnte celle passerer gjennom det nevnte smeltede aluminium-katodesjiktet inn i elektrolyttsjiktet for å minjske den nevnte celles motstand ved å forkorte elektrisk avsjjtanden mellom det nevnte anodesjikt og det nevnte katodesjikt, avstanden mellom bunnen av elektroden og toppen av det nevnte anodesjikt er i området av 40 til 60% av tykkelsen hos det nevnte elektrolytiske sjikt som fortrinnsvis har en tykkeI(lse av fra 10,2 cm (4 tommer) til 20,3 cm (8 tommer) .
NO793951A 1978-12-26 1979-12-04 Fremgangsmaate til rensning av aluminium som inneholder forurensninger. NO158755B (no)

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
US05/973,141 US4222830A (en) 1978-12-26 1978-12-26 Production of extreme purity aluminum

Publications (2)

Publication Number Publication Date
NO793951L true NO793951L (no) 1980-06-27
NO158755B NO158755B (no) 1988-07-18

Family

ID=25520548

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
NO793951A NO158755B (no) 1978-12-26 1979-12-04 Fremgangsmaate til rensning av aluminium som inneholder forurensninger.

Country Status (13)

Country Link
US (2) US4222830A (no)
JP (1) JPS5813613B2 (no)
AU (1) AU522960B2 (no)
CA (1) CA1138374A (no)
CH (1) CH643000A5 (no)
DE (1) DE2951720A1 (no)
FR (1) FR2445380A1 (no)
GB (1) GB2039529B (no)
HU (1) HU182924B (no)
IT (1) IT1164789B (no)
NL (1) NL7909254A (no)
NO (1) NO158755B (no)
NZ (1) NZ192376A (no)

Families Citing this family (31)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US4592812A (en) * 1984-10-25 1986-06-03 Electrochemical Technology Corp. Method and apparatus for electrolytic reduction of alumina
US5071523A (en) * 1989-10-13 1991-12-10 Aluminum Company Of America Two stage lithium transport process
FR2708000B1 (fr) * 1993-07-22 1995-08-25 Pechiney Aluminium Aluminium électroraffiné à basse teneur en uranium, thorium et terres rares.
US20040240692A1 (en) * 2000-12-28 2004-12-02 Julstrom Stephen D. Magnetic coupling adaptor
ATE270348T1 (de) * 2001-09-03 2004-07-15 Corus Technology Bv Verfahren zum reinigen einer aluminium-legierung
NL1019105C2 (nl) * 2001-10-03 2003-04-04 Corus Technology B V Werkwijze en inrichting voor het beheersen van het aandeel kristallen in een vloeistof-kristalmengsel.
EP1380659A1 (en) * 2002-07-05 2004-01-14 Corus Technology BV Method for fractional crystallisation of a metal
EP1380658A1 (en) * 2002-07-05 2004-01-14 Corus Technology BV Method for fractional crystallisation of a molten metal
DE602004012445T2 (de) * 2003-11-19 2009-03-12 Aleris Switzerland Gmbh Verfahren zum abkühlen von schmelzflüssigem metall bei der fraktionierten kristallisation
NZ549497A (en) 2004-03-19 2009-05-31 Aleris Switzerland Gmbh Method for the purification of a molten metal
TW200704587A (en) * 2005-06-29 2007-02-01 Sumitomo Chemical Co Method for producing silicon with high purity
JP5256588B2 (ja) * 2005-06-29 2013-08-07 住友化学株式会社 高純度シリコンの製造方法
NL1029612C2 (nl) * 2005-07-26 2007-01-29 Corus Technology B V Werkwijze voor het analyseren van vloeibaar metaal en inrichting voor gebruik daarbij.
EP2029785B1 (en) * 2006-06-22 2011-04-13 Aleris Switzerland GmbH Method for the separation of molten aluminium and solid inclusions
WO2008000341A1 (en) * 2006-06-28 2008-01-03 Aleris Switzerland Gmbh Crystallisation method for the purification of a molten metal, in particular recycled aluminium
ZA200810838B (en) * 2006-07-07 2010-03-31 Aleris Switzerland Gmbh Method and device for metal purification and separation of purified metal from a metal mother liquid such as aluminium
DE102008041918A1 (de) 2008-09-09 2010-03-11 Evonik Degussa Gmbh Silanolkondensationskatalysatoren zur Vernetzung von gefüllten und ungefüllten Polymer-Compounds
DE102008041920A1 (de) 2008-09-09 2010-03-11 Evonik Degussa Gmbh Neue Katalysatoren für die Vernetzung von funktionellen Silanen oder funktionellen Siloxanen, insbesondere mit Substraten
US9068246B2 (en) * 2008-12-15 2015-06-30 Alcon Inc. Decarbonization process for carbothermically produced aluminum
CN102449201A (zh) * 2009-05-26 2012-05-09 住友化学株式会社 精炼的金属或准金属的制造方法
DE102010002358A1 (de) 2010-02-25 2011-08-25 Evonik Degussa GmbH, 45128 Carboxyfunktionalisierte Silicium enthaltende Vorläuferverbindung verschiedener organischer Carbonsäuren
CN103687982B (zh) * 2011-07-12 2016-05-11 力拓艾尔坎国际有限公司 包含由超导材料制成的电导体的铝厂
US9150973B2 (en) 2011-08-19 2015-10-06 Jernkontoret Ab Process for recovering metals and an electrolytic apparatus for performing the process
EP3256621A1 (en) * 2015-02-11 2017-12-20 Alcoa USA Corp. Systems and methods for purifying aluminum
CN106702437B (zh) * 2015-08-17 2018-08-28 北京有色金属研究总院 一种火法处理熔盐电解阴极沉积物的装置
CN106702438B (zh) * 2015-08-17 2018-07-27 北京有色金属研究总院 一种火法处理熔盐电解阴极沉积物的方法
CN105648237A (zh) * 2016-03-07 2016-06-08 新疆大学 一种电解铝液除杂装置与方法
EP3235917B1 (de) 2016-04-19 2018-08-15 Rheinfelden Alloys GmbH & Co. KG Druckgusslegierung
EP3235916B1 (de) 2016-04-19 2018-08-15 Rheinfelden Alloys GmbH & Co. KG Gusslegierung
RU2731948C1 (ru) * 2019-10-16 2020-09-09 Юрий Иванович Осипов Способ очистки алюминия и его сплавов от интерметаллидов и иных неметаллических включений
CN115305507A (zh) * 2021-05-08 2022-11-08 中南大学 熔盐电解氧化铝生产金属铝的方法

Family Cites Families (5)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
FR921821A (fr) * 1945-12-03 1947-05-20 Alais & Froges & Camarque Cie Procédé pour l'obtention d'aluminium raffiné, à partir de déchets d'alliages d'aluminium
FR947515A (fr) * 1947-06-04 1949-07-05 Fours en série pour l'affinage d'alliages d'aluminium avec des métaux lourds
US3028324A (en) * 1957-05-01 1962-04-03 British Aluminium Co Ltd Producing or refining aluminum
US3211547A (en) * 1961-02-10 1965-10-12 Aluminum Co Of America Treatment of molten aluminum
US3798140A (en) * 1973-02-01 1974-03-19 Us Interior Process for producing aluminum and silicon from aluminum silicon alloys

Also Published As

Publication number Publication date
FR2445380B1 (no) 1982-06-25
JPS5813613B2 (ja) 1983-03-15
CA1138374A (en) 1982-12-28
FR2445380A1 (fr) 1980-07-25
US4222830A (en) 1980-09-16
NO158755B (no) 1988-07-18
DE2951720A1 (de) 1980-07-03
NZ192376A (en) 1981-11-19
NL7909254A (nl) 1980-06-30
GB2039529A (en) 1980-08-13
GB2039529B (en) 1983-07-27
US4273627A (en) 1981-06-16
JPS5589440A (en) 1980-07-07
IT1164789B (it) 1987-04-15
AU522960B2 (en) 1982-07-01
AU4910779A (en) 1980-07-03
CH643000A5 (fr) 1984-05-15
IT7951159A0 (it) 1979-12-21
HU182924B (en) 1984-03-28

Similar Documents

Publication Publication Date Title
NO793951L (no) Fremgangsmaate til fremstilling av ekstremt rent aluminium
US7901561B2 (en) Method for electrolytic production and refining of metals
US4239606A (en) Production of extreme purity aluminum
US4487677A (en) Electrolytic recovery system for obtaining titanium metal from its ore
JP5183498B2 (ja) ケイ素の電解製造及び精練方法
US4312849A (en) Phosphorous removal in silicon purification
US4456480A (en) Process for purifying metals by segregation
US4221590A (en) Fractional crystallization process
US4568430A (en) Process for refining scrap aluminum
US4115215A (en) Aluminum purification
US4256717A (en) Silicon purification method
US4312848A (en) Boron removal in silicon purification
US4246035A (en) High purity mortar suitable for bonding refractory brick
US4312847A (en) Silicon purification system
Nair et al. The production of elemental boron by fused salt electrolysis
JP4092129B2 (ja) スポンジチタンの製造方法及び製造装置
Henrie Electrowinning rare-earth and uranium metals from their oxides
NO863742L (no) Zirkonium og hafnium med lavt oksygen- og jerninnhold.
US4312846A (en) Method of silicon purification
US2917440A (en) Titanium metal production
US4294612A (en) Fractional crystallization process
JPH07507602A (ja) ウラン,トリウム及び希土類含有率の低い電気精錬アルミニウム
CA1103613A (en) Aluminum purification
USRE30330E (en) Aluminum purification
Cowley The alkali metals