Uprawniony z patentu: Aluminium Company of America, Pittsburgh (Stany Zjednoczone Ameryki) Sposób i elektrolizer do wytwarzania metalu, zwlaszcza glinu Przedmiotem wynalazku jest sposób i elektrolizer do wytwarzania metalu, zwlaszcza glinu, z chlorku metalu rozpuszczonego w rozpuszczalniku w postaci stopionej.Sposobem wedlug wynalazku mozna wytwarzac rózne metale takiejak magnez, cynk lub olów, jednak jest on szczególnie korzystny do wytwarzania glinu.Obecnie glin wytwarza sie droga elektrolizy kapieli zawierajacej tlenek glinowy rozpuszczony w stopionych halogenkach, takich jak fluorek sodowy, fluorek glinowy i fluorek wapniowy. W sposobie tym, zwanym powszechnie sposobem Halla, elektrolize prowadzi sie w elektrolizerze zawierajacym anody weglowe, które sa stopniowo zuzywane w reakcji z tlenem powstajacym na powierzchni anody. Zuzycie anod powoduje znaczne straty. Kapiel utrzymuje sie w temperaturze powyzej 900°C. Sprawnosc energetyczna elektrolizy ograniczona jest koniecznoscia utrzymywania odpowiedniej odleglosci miedzy katoda i anoda, tzn. miedzy anoda weglowa, a znajdujaca sie ponizej warstwa stopionego glinu, stanowiaca katode, która wynosi co najmniej 25—31 mm.Nalezy utrzymywac taka wlasnie odleglosc w celu zmniejszenia okresowych zwarc i strat energii elektrycznej wywolanych falowaniem warstwy glinu indukowanym przez pole magnetyczne.Jak wspomniano sposób wedlug wynalazku dotyczy zwlaszcza sposobu wytwarzania glinu z chlorku glinowego. Poniewaz przy elektrolitycznej redukcji chlorku glinowego nie powstaje tlen, a elektrode prowadzi sie w temperaturze nizszej niz temperatura elektrolizy tlenku glinowego, przeto mozna uniknac dwóch ograniczen ekonomicznych sposobu Halla. Pomimo znanych korzysci, które moznaby osiagnac przy stosowaniu chlorku glinowego do produkcji glinu, dotychczas w przemysle nie zrealizowano tego sposobu ze wzgledu na szereg innych, nierozwiazanych jeszcze problemów zwiazanych ^wykorzystaniem chlorku jako substratu, chociaz problem ten badano szeroko.Sposród nierozwiazanych zagadnien nalezy wymienic problem uzyskania wysokiej sprawnosci energetycz¬ nej przy stosunkowo duzej wydajnosci pradowej i niskim napieciu, unikajac odwrotnej reakcji pomiedzy chlorem2 76 069 i glinem, powstajacym i podczas elektrolizy. Stwierdzono uprzednio, ze mozna to osiagnac, zwlaszcza przy zastosowaniu elektrolizerów z elektrodami dwubiegunowymi. Sugerowano przy tym instalowanie takich elektrod w pozycji pionowej lub pod pewnym katem, tak aby metal wytwarzany na kazdej katodzie splywal na dól pod dzialaniem sily ciazenia, przez przestrzenie miedzy elektrodami, zas chlor wywiazujacy sie na powierzchni kazdej anody plynal do góry w kazdej przestrzeni miedzy elektrodami, tzn. w kierunku przeciwnym do kierunku ruchu glinu.Sposób wedlug wynalazku nadaje sie do ekonomicznego przemyslowego wytwarzania metalu, zwlaszcza glinu z chlorku glinu.Zgodnie ze sposobem wedlug wynalazku metal, taki jak glin wytwarza sie z chlorku metalu, w elektrolize- rze zawierajacym anode, co najmniej jedna posrednia elektrode dwubiegunowa oraz katode tak umieszczona, aby pomiedzy nimi byly przestrzenie miedzyelektrodowe. Elektrolizie poddaje sie kapiel zawierajaca chlorek metalu rozpuszczony w stopionym rozpuszczalniku o wyzszym potencjale rozkladowym niz potencjal rozkladowy wytworzonego metalu, znajdujaca sie w kazdej przestrzeni miedzy elektrodami. Na powierzchniach elektrod wydziela sie chlor i metal, a kapiel przeplywa przez kazda przestrzen miedzy elektrodami, porywajac wydzielony metal. Przeplyw kapieli uzyskuje sie przy wykorzystaniu chloru wywiazujacego sie podczas elektrolizy. Po wyplynieciu z przestrzeni miedzyelektrodowych mieszanina kapieli z chlorem unosi sie do góry, podczas gdy ciezszy, stopiony metal splywa w przeciwpradzie do tej mieszaniny. W praktyce do kapieli mozna dodawac, okresowo lub w sposób ciagly, chlorek metalu i utrzymywac obieg kapieli w przestrzeni miedzy elektrodami.Stosujac sposób wedlug wynalazku unika sie nagromadzenia metalu w postaci kropel lub warstwy na powierzchni katody, co pozwala z kolei na zmniejszenie odleglosci pomiedzy katoda a anoda ponizej 20crft, korzystnie ponizej 13 cm, a w konsekwencji na zmniejszenie oporu elektrolizera. Oznacza to zredukowanie ilosci ciepla wywiazywanego podczas elektrolizy i polepszenie sprawnosci napieciowej, co wiaze sie z korzysciami ekonomicznymi, zwlaszcza w przypadku elektrolizerów wieloelektrodowych. Wskutek tego, ze metal nie nagromadza sie na powierzchni katod nie powstaje na ich powierzchni warstewka metalu znieksztalcona strumieniem magnetycznym, a zatem nie istnieje problem zmian odleglosci katoda/anoda, jak to ma miejsce w przypadku, gdy na powierzchni katody moze zbierac sie warstwa metalu o róznej grubosci. Chlor wytwarzany podczas elektrolizy przeplywa ciagle przez przestrzenie miedzy elektrodami powodujac przeplyw kapieli.Zmniejsza to opór elektrolizera, który inaczej móglby wzrosnac wskutek nagromadzenia sie chloru na powierzchni anod. Sposób oddzielania chloru i innych gazów od kapieli przedstawiono w dalszej czesci opisu.Mozliwosc umieszczenia elektrod blisko siebie nieoczekiwanie doprowadzila do polepszenia wydajnosci prado¬ wej, jak równiez sprawnosci napieciowej, pomimo bliskosci chloru i glinu w waskiej przestrzeni miedzy elektrodami. Chlor wydaje sie usuwac tlenek glinowy tworzacy sie z zanieczyszczen i pomagac w koalescencji czastek glinu nie powodujac zasadniczo reakcji chlorowania metalu. Stwierdzono takze nieoczekiwanie, ze przy usytuowaniu elektrod blisko siebie, na przyklad w odleglosci mniejszej niz 20 mm zmniejsza sie znacznie zuzycie katod weglowych powodowane obecnoscia zredukowanego metalu alkalicznego w kapieli. Jeszcze inna zaleta wynikajaca z malych ilosci wywiazywanego ciepla jest mozliwosc prowadzenia elektrolizy w nizszej temperatu¬ rze.Tak wiec proces prowadzony sposobem wedlug wynalazku polega na elektrolizie, w co najmniej jednej przestrzeni miedzy elektrodami, kapieli skladajacej sie zasadniczo z co najmniej jednego chlorku metalu lekkiego rozpuszczonego w stopionym halogenku o wyzszym potencjale rozkladowym. Na powierzchni anody wydziela sie wówczas chlor, zas na powierzchni katody lekki metal. Kapiel zwykle zawiera halogenek metalu alkalicznego, wskutek czego podczas elektrolizy powstaje równiez troche metalu alkalicznego. Utrzymujac odleglosc miedzy katoda a anoda ponizej 20 mm, korzystnie ponizej 13 mm, mozna osiagnac korzysci, wynikajace jedynie z zachowywania tej odleglosci w podanych granicach, a mianowicie, produkt anodowy, w tym powstajacy przy. anodzie chlor rozpuszcza sie i dysperguje w kapieli przeplywajacej przez waska a dluga przestrzen miedzy elektrodami, wskutek czego produkt anodowy styka sie z powierzchnia katody. Utrzymuje sie przeplyw kapieli przez kazda przestrzen miedzy elektrodami doprowadzajac do kazdej przestrzeni swieza kapiel i odprowadzajac. kapiel wyczerpana, a wraz z nia chlor i metal. Korzystnie jest jezeli kapiel stosowana do wytwarzania glinu zawiera 1,5—10% wagowych chlorku glinowego oraz chlorki metali alkalicznych. Przy produkcji magnezu korzystna jest kapiel zawierajaca 1,5—20% chlorku magnezowego. Do wyczerpanej kapieli mozna dodawac, okresowo lub w sposób ciagly chlorek metalu lekkiego i tak wzbogacona kapiel mozna zawracac ciagle do przestrzeni miedzy elektrodami. Korzystne jest utrzymywanie temperatury lazni pomiedzy solidusem i liauidu- sem wytwarzanego metalu lekkiego.Nieoczekiwanie stwierdzono, ze reakcja odwrotna chlorowania lekkiego metalu nie zachodzi przy efektywnym rozmieszczeniu elektrod w odleglosci ponizej 20 mm, korzystnie ponizej 13 mm, pozwalajacym na76 069 3 zmniejszenie oporu elektrolizera. Reakcja ta nie zachodzi bez wzgledu na to, czy na powierzchni katody lekki metal nagromadza sie w postaci warstwy kropel, czy tez nie. Oznacza to niespodziewanie wysoka wydajnosc pradowa, a takze zmniejszenie ilosci wydzielonego ciepla i lepsza sprawnosc napieciowa z towarzyszacymi im korzysciami ekonomicznymi, zwlaszcza w przypadku wanien wieloelektrodowyeh. Mozna dopuscic do nagroma¬ dzenia metalu na powierzchni katody, przy czym jako efektywna odleglosc miedzy katoda i anoda nalezy wówczas traktowac odleglosc miedzy anoda a warstwa lekkiego metalu. Produkt anodowy, przede wszystkim chlor, przenika do kapieli; duza jego czesc unosi sie do góry i w sposób ciagly opuszcza przestrzenie miedzy elektrodami. Produkt anodowy znajdujacy sie w kapieli styka sie ciagle z efektywna powierzchnia katody, wskutek czego powoduje przeplyw glinu lub magnezu oraz inhibituje reakcje pomiedzy metalem alkalicznym a katoda weglowa.Jak juz wspomniano, bliskie umieszczenie katod i anod nieoczekiwanie prowadzi do polepszenia wydajnosci pradowej, pomimo bliskosci chloru i lekkiego metalu zmieszanych w waskiej i dlugiej przestrzeni miedzy elektrodami. Jak to sugerowano powyzej, produkt anodowy znajdujacy sie w kapieli ma dostep do powierzchni katody i powoduje przeplyw glinu pomimo obecnosci zanieczyszczen tlenkowych w kapieli oraz pomaga w koalqscencji czastek stopionego metalu, przy czym niespodziewanie nie zachodzi chlorowanie lekkiego metalu pogarszajacego ekonomike procesu.W procesie prowadzonym sposobem wedlug wynalazku nalezy stosowac odpowiednie materialy ogniotrwa¬ le do budowy elektrolizerów. Wiele takich materialów, stosunkowo niewrazliwych na dzialanie elektrolitów zawierajacych fluorki, takich jak elektrolity stosowane przy elektrolizie tlenku glinowego jest niezwykle malo odpornych na dzialanie elektrolitów zawierajacych chlorki i chloru powstajacego podczas elektrolizy. Jednym ze skutków mszczacego dzialania elektrolitu stosowanego przy elektrolizie chlorku glinowego na material ognio¬ trwaly jest tworzenie sie szlamu w elektrolizerze. Obecnosc takiego szlamu stopniowo zmniejsza skutecznosc dzialania elektrolizera stosowanego do elektrolitycznego wytwarzania glinu z chlorku glinowego, a szybkie tworzenie szlamu powoduje ponadto koniecznosc czestych przerw w pracy potrzebnych na oczyszczenie elektrolizera i usuwanie szlamu, co zwieksza koszty wytwarzania. Na przyklad, materialy ogniotrwale stosowane zazwyczaj do budowy elektrolizerów zuzywanych przy wytwarzaniu glinu sposobem Halla, takie jak krzemionka, tlenek glinowy, materialy na bazie krzemionki i tlenku glinowego, a nawet polaczony z azotkami weglik krzemu wykazuja tylko ograniczona odpornosc na dzialanie elektrolitu, w przeciwienstwie do materialów ogniotrwalych na bazie azotków, które stosuje sie w sposobie wedlug wynalazku.Konwencjonalne materialy ogniotrwale stwarzaja dodatkowo problemy zwiazane z ich czesciowa rozpusz¬ czalnoscia. Tlen zawarty w tych rozpuszczonych zwiazkach zuzywal wegiel z anody powodujac powstawanie tlenku i dwutlenku wegla, co dodatkowo szkodliwie wplynelo na efektywnosc sposobu wytwarzania glinu z chlorku glinowego. Ponadto, w przypadku materialów ogniotrwalych zawierajacych krzemionke pochodzacy z tych materialów krzem zanieczyszcza wytwarzany glin, co z kolei powoduje korozje materialów ogniotrwa¬ lych pod dzialaniem zanieczyszczonego glinu.Wiele wyzej wymienionych problemów zwiazanych z elektroliza chlorku glinowego mozna ograniczyc lub nawet wyeliminowac stosujac material ogniotrwaly na bazie azotków w miejscach, w których elektrolit styka sie z wanna. Pod pojeciem materialu ogniotrwalego na bazie azotków nalezy rozumiec material ogniotrwaly zawierajacy jako podstawe azotek jako taki lub tez bedacy skladnikiem, na przyklad mieszaniny albo zwiazku chemicznego, oraz tlenek krzemu, baru lub glinu, przy czym zawartosc azotku wynosi 25-60% wagowych.Korzystne sa azotki krzemu, baru i glinu, chociaz mozna takze stosowac azotki tytanu, chromu, hafnu, galu, cyrkonu itp. Do korzystnych materialów na bazie azotków stosowanych w spobie wedlug wynalazku mozna zaliczyc tlenoazotek krzemu, azotek krzemu polaczony ze stapiana krzemionka, azotek krzemu, azotek glinu i azotek boru. Mozna tez stosowac inne materialy na bazie azotków, w których jonem metalu jest jon glinu, boru lub krzemu. Dostepny na rynku tlenoazotek krzemu, ma ogólny wzór Si2ON2; czasami traktuje sie go jako kombinacje azotku krzem* i krzemionki Si3N4 iSi02. Podobnie, na rynku dostepny jest azotek krzemu polaczony ze stopiona krzemionka.Tworzywa te stosowane jako materialy konstrukcyjne elektrolizera stosowanego w sposobie wedlug wynalazku wytwarza sie przez odlewanie itp. lub formuje sie w miejscu zastosowania jako wymurówke wanny przez prasowanie na goraco, odlewanie itp. Mozna stosowac równiez materialy w formie bloków wycinanych z wiekszych bloków. Jazeli material stosuje sie jako wymurówke wanny, to mozna go formowac jako wymurówke ciagla, jako oddzielne bloki polaczone odpowiednim kitem antykorozyjnym lub jako warstwy bloków. Materialy takie sa uzyteczne nie tylko do obmurowywania wanny, ale takze jako podpory poszczegól¬ nych elementów elektrod dwubiegunowych wewnatrz elektrolizera oraz jako materialy na zglebniki rurowe i do wykladania otworów w elektrolizerze. Ogólnie biorac takie materialy ogniotrwale mozna stosowac jako tworzywa konstrukcyjne wiekszosci, jezeli nawet nie wszystkich czesci nieprzewodzacych pradu, które granicza z elektrolitem wewnatrz elektrolizera .4 76 069 W przykladzie przedstawiono sposób wytwarzania glinu w wielosekcyjnym elektrolizerze z wykladzina ztlenoazotku krzemu, z którego wykonano takze wkladki rozporowe pomiedzy elektrodami dwubiegunowymi. £lektrolizer utrzymywano zasadniczo w ciaglym ruchu w temperaturze okolo 700°C. Poddawana elektrolizie kapiel ze stopionych halogenków skladala sie zasadniczo z chlorku sodowego i chlorku litowego w takich sa¬ mych, w przyblizeniu, czesciach wagowych i chlorku glinowego rozpuszczonego w tej mieszaninie w ilosci okolo 6% wagowych. Chlorek glinowy doprowadzano do kapieli zasadniczo w sposób ciagly w celu uzupelnienia strat chlorku zuzywanego podczas elektrolizy. Elektrolizer utrzymywano w ruchu w ciagu 120 dni przykladajac napie¬ cie 2,7 wolta do kazdej komory elektrolizera. Nie stwierdzono w tym okresie zanieczyszczenia kapieli ani pogor¬ szenia sprawnosci elektrolizera. W ten sam zasadniczo sposób prowadzono elektrolize przy uzyciu elektrolizera, w którym tlenoazotek krzemu zastapiono azotkiem krzemu polaczonym ze stopiona krzemionka, uzyskujac tak samo dobre rezultaty.Jednym z wielu problemów przy elektrolizie chlorku glinowego jest obróbka gazów odlotowych z wanny elektrolitycznej. Jest to szczególnie istotne w przypadku stosowania jako elektrolitu halogenków metali ziem alkalicznych lub halogenków metali alkalicznych, badz tez ich mieszaniny z rozpuszczonym chlorkiem glinowym.Glównym skladnikiem gazów odlotowych jest wówczas chlor, niezwykle reaktywny, trujacy i agresywny, zas w malych ilosciach wystepuja takie skladniki, jak azot i sladowe ilosci C02 wraz ze stopionym chlorkiem glinowo-sodowym, chlorkiem glinowym oraz kombinacjami chlorku glinowego z halogenkami metali alkalicz¬ nych, chlorku glinoowego z halogenkami metali alkalicznych i metali ziem alkalicznych, w postaci kondensuja- cych par. Obecnosc takich stopionych skladników w gazach odlotowych nie pozwala na bezposrednie zastosowa¬ nie chloru ze wzgledu na ich szkodliwy wplyw i powoduje zatykanie przewodów odprowadzajacych gazy odlotowe wskutek, na przyklad kondensacji halogenków metali alkalicznych i metali ziem alkalicznych oraz innych wspomnianych wyzej zwiazków.Jeszcze innym problemem sa trudnosci w skropleniu takich gazów w celu przechowywania lub zastosowania w procesie chemicznym. Ponadto, utrudnia to odzyskiwanie chlorku glinowego oraz chlorków metali alkalicznych, metali ziem alkalicznych w celu ponownego uzycia do elektrolizy.Stosujac sposób wedlug wynalazku mozna zasadniczo uniknac wielu wymienionych trudnosci zwiazanych z obróbka gazów odlotowych powstajacych p:zy wytwarzaniu glinu przez elektrolize chlorku glinowego osiagajac korzysci ekonomiczne. Z gazów odzyskuje sie droga selektywnej kondensacji i rozdzielania i zawraca sie do elektrolizera material pochodzacy ze stopu halogenków lub elektrolitu, zawierajacy halogenki wymienionych wyzej metali alkalicznych i metali ziem alkalicznych oraz chlorek glinowy. W konsekwencji uzyskuje sie gazowy chlor o wzglednie duzej czystosci, nie zawierajacy kondensujacych zanieczyszczen. W ten sposób do elektrolitu mozna zawrócic stosunkowo duze ilosci chlorku glinowego z halogenkami metali w postaci roztworu w halogen¬ kach lub w formie zwiazku z nimi. Selektywna kondensage mozna wykonywac kaskadowo, tzn. najpierw usuwac z gazów odlotowych skladniki kondensujace w temperaturze wyzszej, korzystnie 100—250°C, a na ogól nie przekraczajacej okolo 180°C.W korzystnej realizacji sposobu wedlug wynalazku skrapla sie wyzej wrzace skladniki, takie jak rózne halogenki metali alkalicznych i metali ziem alkalicznych, oddzielnie badz tez w kombinacji z chlorkiem glinowym i otrzymuje sie produkt w postaci mgly. Mgle te wychwytuje sie w lapaczu mgly, gdzie nastepuje koalescencja do kropel na filtrze kwarcowym, szklanym, workowym itp., na którym osiadaja równiez niewielkie ilosci chlorku glinowego. Ponadto gazy zawierajace nie wyehwytany w lapaczu chlorek glinowy przepuszcza sie przez odpowiedni kondensator, w którym nastepuje bezposrednia desublimacja chlorku glinowego otrzymywanego w postaci krysztalów, oddzielanych i zawracanych do stopionego elektrolitu. Pozostale gazy odlotowe, które zawieraja wzglednie czysty chlor, pozbawiony w zasadzie kondensujacych zanieczyszczen, mozna w razie potrzeby jeszcze dalej oczyszczac, usuwajac zanieczyszczenia w postaci drobnych cial stalych droga przepuszcza¬ nia gazów przez filtry, korzystnie suche lub z tkaniny przed powtórnym uzyciem otrzymanego w ten sposób zasadniczo czystego chloru. Odzyskany chlor mozna zastosowac bezposrednio w chloratorze do wytwarzania chlorku glinowego lub tez skroplic i przechowywac w tej postaci przed uzyciem.Przypuszcza sie, aczkolwiek dotychczas nie w pelni to wyjasniono, ze niektóre problemy od dawna wystepujace przy elektrolizie chlorku glinowego znajdujacego sie w stopie wynikaja z obecnosci niepozadanych skladników i drobnych ziarn w kapieli stopionych soli. Ziarna te przyciagane sa silami elektrycznymi do katody, gdzie tworza pólprzepuszczalna powloke. Powloka ta skladajaca sie z tlenków i innych materialów ziarnistych, znajdujaca sie na powierzchni katody, utrudnia transport kompleksowych jonów glinowych ze wzgledu na duzy stosunek rozmiarów do naniesionego ladunku. W przeciwienstwie do tego jony metali alkalicznych poddane dzialaniu sily napedowej w postaci róznicy potencjalu elektrycznego, dzieki duzej ich ilosci i malego stosunku rozmiarów do naniesionego ladunku latwo przenikaja przez warstwe ziarnista i ulegaja < wyladowaniu ( na katodzie. Zredukowane jony, zwlaszcza sód i potas wnikaja w grafit lub tworza siec, czego konsekwencja jest pecznienie elektrody i szlamowanie jej powierzchni oraz zwiekszanie ilosci materialów ziarnistych w ukladzie.W zwiazku z tym szybkosc ruchu chlorku glinowego do powierzchni katody przez konwekcje i dyfuzje jest znacznie zmniejszona.76069 5 Oprócz tego, jak wspomniano obecnosc zanieczyszczen w postaci tlenków i wodorotlenków w stopie powoduje takze zuzywanie anod weglowych. Takie zanieczyszczenia slabo rozpuszczalne w stopie rozkladane sa elektrolitycznie jednoczesnie z chlorkiem glinowym. Tlen powstajacy przy anodzie reaguje z weglem anody dajac tlenek i dwutlenek wegla, wskutek czego zuzywaja sie anody i odleglosci miedzy katodami i anodami zwiekszaja sie.Stwierdzono, ze powyzsze problemy mozna na dlugi okres ograniczyc do minimum lub nawet calkowicie wyeliminowac przygotowujac stop co najmniej jednego chlorku metalu alkalicznego, zawierajacy co najmniej okolo 75% wagowych chlorku metalu alkalicznego i wprowadzajac go do elektrolizera, w którym A1C13 ma byc poddane elektrolizie. Korzystne jest oczyszczanie stopu przed wprowadzeniem go do elektrolizera. Znajdujace sie w stopie ciala stale oddziela sie znanymi sposobami, jak na przyklad przez sedymentacje, wirowanie, dekantacje, wymrazanie, powtórne stapianie itp. Korzystnym sposobem wytwarzania stopu jest przygotowywa¬ nie go w oddzielnej, ogrzewanej komorze, na przyklad w piecu, w atmosferze azotu, argonu lub innego gazu obojetnego stosowanego w celu usuwania zanieczyszczen z komory i zapobiegania wprowadzeniu wilgoci do stopu. Takie gazy obojetne mozna takze stosowac do przepychania stopu przez filtr umieszczony, korzystnie w komorze. Stop wprowadza sie wstepnie do elektrolizera.Chlorki metali alkalicznych i metali ziem alkalicznych, bedace skladnikami stopu mozna dodawac do komory w postaci stalej, razem lub oddzielnie. W razie potrzeby pewna ilosc stopu odprowadzana z elektrolizera wraz z glinem oddziela sie od glinu i wprowadza do komory zawierajacej material przeznaczony do stapiania, po czym oczyszcza sie przed ponownym uzyciem w elektrolizerze.Zanieczyszczenia ciekle, które moga byc wprowadzone do stopu, na przyklad podczas przygotowywania stopu chlorku metalu alkalicznego mozna stracac i w ten sposób latwo usuwac je ze stopu. Na przyklad mozna dodawac glin w celu stracania jednego lub wielu chlorków, takich jak chlorek zelazowy FeCl3 wedlug schematu Al + FeCl3 ^ A1C13 + Fe. Glin reaguje takze, choc nieco wolniej z wodorotlenkami metali ciezkich, zgodnie ze schematem 2nAl + 3X/OH/n -? nAl203 +3/2nH2, w którym n oznacza wartosciowosc metalu ciezkiego.Stwierdzono ponadto, ze dodatek chlorku glinowego do stopu w ilosci 1 -2% wagowych ulatwia usuniecie tlenu znajdujacego sie w rozpuszczalnych zwiazkach. Na przyklad, tworzy sie najpierw rozpuszczalny zwiazek kompleksowy glinowo-chlorowo-tlenowy, z którego powstaje nierozpuszczalny A1203. Jezeli jednak do stopu doda sie wiecej niz 1—2% wagowych chlorku glinowego, wówczas co najmniej czesc utworzonego tlenku glinowego przejdzie zapewne z powrotem do roztworu, co podwaza, przynajmniej czesciowo celowosc dodawa¬ nia A1C13. Stracone materialy i inne nierozpuszczalne lub nierozpuszczone substancje, takie jak tlenki prowdopodobnie wegiel itp., osiadaja zwykle w postaci szlamu na dnie komory.Mozna w ten sposób skutecznie oddzielac je od stopu, który nastepnie wprowadza sie do elektrolizera. Jak wspomniano uprzednio, niezsedymen- towane ziarna i/lub zawiesiny, które moga znajdowac sie w stopie na skutek porywania czastek osadzonych droga konwekcji termicznej w stopie lub innych czynników, jak równiez stracone ciala stale mozna usunac ze stopu przez saczenie w sposób dalej opisany.Oczyszczony stop usuwa sie z komory, odprowadzajac go korzystnie powyzej komory przewodem, przed którym mozna go dogodnie saczyc. Material filtru winien byc odporny na dzialanie chlorku metalu alkalicznego i wykazywac odpowiednia przepuszczalnosc w stosunku do cieklych chlorków metali alkalicznych przy jedno¬ czesnej zdolnosci zatrzymywania wielu nierozpuszczonych substancji i innych czesci stalych w stopie. Filtr taki moze byc wykonany z materialu o strukturze wlóknistej znajdujacego sie na/lub zwinietego wokól perforowa¬ nego metalu, stopu takiego jak stop niklowy, materialu ogniotrwalego itp., w postaci plyty lub rury wprowadzonej do komory na poziomie powierzchni cieczy lub ponizej. Perforowana plyta lub rura sluzy jako podloze materialu filtracyjnego. W razie potrzeby material filtracyjny mozna do niej przytwierdzic jedna lub wieloma nakladkami lub podobnymi uchwytami. Takie urzadzenie pozwala na latwy przeplyw odsaczonego stopu do przewodu prowadzacego do elektrolizera, do którego mozna dodawac odpowiednie ilosci A1C13* Opisany sposób saczenia stopu jest korzystny, ale mozna stosowac równiez inne sposoby, jak na przyklad saczenie przez material przepuszczalny nawiniety na perforowana pierscieniowa czesc przewodu, którego czesc znajduje sie w komorze, badz tez saczenie przez material znajdujacy sie na odpowiednio uksztaltowanej siatce drucianej lub innej umieszczonej przed otworem odplywowym do elektrolizera, bez wzgledu na kierunek przeplywu stopu i miejsc, w którym znajduje sie otwór.Korzystnie stop saczy sie przez wieloskladnikowe medium filtracyjne, zawierajace co najmniej jeden wlóknisty material krzemionkowy lub krzemionke. Szczególnie efektowne sa tkaniny ze stopionej krzemionki, jak na przyklad ze stopionego kwarcu, i z porowatego wegla. Stwierdzono, ze szczególnie uzyteczne sa czterowarstwowe materialy filtracyjne w postaci laminatu, którego pierwsza warstwa od strony saczonego stopu jest tkanina ze stopionej krzemionki, taka jak tkanina ze stopionego kwarcu, potem papier krzemionkowo-glino- wy i sfilcowany wegiel albo grafit, zas wewnetrzna warstwa wykonana jest z tkaniny ze stopionej krzemionki,6 76 069 takiej jak tkanina ze stopionego kwarcu. Stwierdzono, ze brak filcu weglowego lub grafitowego nie jest szkodliwy. Tkanina ze stopionego kwarcu jest dobrym medium filtracyjnym i mocnym elementem konstrukcyj¬ nym, stanowiacym o dobrej trwalosci takiego filtra. Warstwa z papieru krzemionkowo-glinowego nadaje materia¬ lowi duza odpornosc na dzialanie przeplywajacej kapieli i pomaga w saczeniu niezsedymentowanych mniejszych ziarn. Filc weglowy jest niezwilzalny przez kapiel ze stopionych soli, tak ze tylko nieznacznie kruszy sie lub peka, kiedy poziom kapieli obniza sie i kiedy filc wystawiony jest na dzialanie strefy gazowej.Do korzystnych cech tej realizacji sposobu wedlug wynalazku nalezy zaliczyc mozliwosc zasilania elektrolizera w sposób ciagly stopem chlorku metalu alkalicznego o wysokiej czystosci.Sposób wedlug wynalazku stanowi rozwiazanie podstawowych problemów hamujacych rozwój w tej dziedzinie i pozwala na osiagniecie dawno postawionego celu, a wiec opracowanie ekonomicznego i mozliwego do zrealizowania w duzej skali sposobu wytwarzania glinu z chlorku glinowego.Elektrolizer do wykonywania sposobu wedlug wynalazku sklada sie z anody co najmniej jednej posredniej elektrody dwubiegunowej i katody umieszczonych tak, ze miedzy nimi znajduja sie przestrzenie miedzyelektro- dowe, kanalu zasilajacego którym kapiel doprowadzana jest do dolu dc kazdej przestrzeni miedzyelektrodowej oraz umieszczonego w pewnej odleglosci od kanalu zasilajacego, kanalu wznosnego, ustawionego pionowo do góry, prowadzacego z kazdej przestrzeni miedzyelektrodowej, którym przeplywa chlor, kapiel i metal z prze¬ strzeni miedzyelektrodowej. Kanal wznosny przystosowany jest do wyplywu kapieli z kazdej przestrzeni miedzyelektrodowej w czasie elektrolizy, wspólpradowego przeplywu porywanego metalu i do pompowania kapieli, przy wykorzystaniu zjawiska wyporu gazowego chlorku wytwarzanego i doprowadzanego do kanalu, ajednoczesnie pozwala na opadanie wprowadzonego do kanalu metalu.Zalaczone rysunki ilustruja dokladniej elektrolizer oraz pozostala aparature do wykonywania sposobu wedlug wynalazku.Na fig. 1 przedstawiono pionowy przekrój elektrolizera do wytwarzania metalu sposobem wedlug wynalazku, zawierajacego wewnatrz wiele odpowiednio rozmieszczonych elektrod.Na fig. 2 pokazano przekrój w miejscu oznaczonym cyframi 2-2 na fig. 1 tzri. widok dolnej czesci elektrody dwubiegunowej (powierzchnia anody) stosowanej w elektrolizerze przedstawionym na fig. 1.Na fig. 3 przedstawiono pionowy przekrój elektrody dwubiegunowej pokazanej na fig. 2, w miejscu oznaczonym cyframi 3-3.Na fig. 4 pokazano widok z lewej strony elektrody dwubiegunowej przedstawionej na fig. 2; linia 44 oznaczono kierunek z którego widoczna jest elektroda.Na fig. 5 przedstawiono schemat instalacji do obróbki gazów odlotowych, zawartych w nich chlorków metali alkalicznych i metali ziem alkalicznych oraz chlorku glinowego, zawracanych bezposrednio do wanny elektrolitycznej.Na fig. 6 przedstawiono schemat instalacji do oczyszczania chlorku metalu alkalicznego.Na fig. 7 pokazano wzdluzny przekrój filtru do oczyszczania stopu chlorku metalu alkalicznego.Korzystna konstrukcje elektrolizera do wytwarzania glinu sposobem wedlug wynalazku zilustrowano na rysunkach. Elektrolizer pokazany na fig. 1 wykonany jest w postaci wanny stalowej 1 wylozonej ceglami ogniotrwalymi 3 wykonanymi z materialu stanowiacego izolator cieplny i elektryczny, odpornego na dzialanie kapieli halogenkowej zawierajacej stopiony chlorej glinowy i produkty jego rozkladu. W dolnej czesci elektrolize¬ ra znajduje sie zbiornik 4, w którym zbiera sie glin wytworzony podczas elektrolizy. Dno tego zbiornika 5 i jego sciany 6 wylozone sa korzystnie grafitem. Wewnatrz elektrolizera, w górnej czesci znajduje sie zbiornik kapieli 7.Na górze znajduje sie sklepienie z materialu ogniotrwalego 8 i pokrywa 9.Do pierwszego krócca 10 przeprowadzonego przez pokrywe 9, sklepienie 8 wprowadza sie rure az do zbiornika 4, przez która zasysa sie pod zmniejszonym cisnieniem stopiony glin, usuwajac go w ten sposób z elektrolizera. Drugi krócciec 11 sluzy jako wlot chlorku glinowego do kapieli, zas trzecim króccem 12 odprowadza sie chlor.W elektrolizerze znajduje sie wiele elektrod, poczynajac od koncowej górnej anody 14, poprzez odpowiedr nia liczbe elektrod dwubiegunowych 15 (na rysunku pokazano tylko cztery), do koncowej dolnej katody 16, wszystkie elektrody wykonane sa korzystnie z grafitu. Elektrody te rozmieszczone sa jedna nad druga w postaci pionowej sterty, korzystnie w pozycji lezacej-Katoda 16 spoczywa na scianach zbiornika 6. Pozostale elektrody ukladane sa jedna na drugiej, a odpowiednie odstepy rniedzy nimi utrzymuje sie za pomoca slupków dystansowych 18 z materialu ogniotrwalego. Rozmiary slupków 18 sa tak dobrane, aby zachowac odpowiednio mala odleglosc pomiedzy powierzchniami sasiadujacych elektrod, na przyklad nie wieksza niz 20 mm.W opisywanym przykladowym elektrolizerze znajduje sie piec przestrzeni miedzy elektrodami, jedna miedzy katoda 16 i najnizej umieszczona elektroda dwubiegunowa 15, trzy miedzy kolejnymi elektrodami dwubieguno¬ wymi 15 oraz jedna miedzy najwyzej umieszczona elektroda dwubiegunowa 15 i anoda 14. Kazda z przestrzeni76 069 7 miedzy elektrodami ograniczona jest od góry powierzchnia anody, zas od dolu powierzchnia katody.Odleglosc elektrod od siebie wynosi na przyklad okolo 13 mm. Odleglosc ta nazywana jest w opisie odlegloscia katody od anody i jest równa efektywnej odleglosci anody od katody w przypadku braku warstewki metalu o istotnej grubosci. Poziom kapieli w wannie zmienia sie podczas elektrolizy, pozostajac z reguly powyzej anody 14.Wszystkie przestrzenie miedzy elektrodami sa zatem wypelnione kapiela.W anodzie 14 znajduje sie szereg pretów 24 sluzacych do doprowadzania dodatnich ladunków elektrycz¬ nych,, zas w katodzie 16 umieszczono wiele pretów 26 sluzacych do doprowadzania ladunków ujemnych. Prety 24 i 26 wystaja na zewnatrz elektrolizera i sa odpowiednio odizolowane do plaszcza stalowego 1.Jak wspomniano uprzednio, w zbiorniku 4 moze znajdowac sie kapiel i stopiony glin, nagromadzajacy sie pod kapiela w trakcie elektrolizy. W razie potrzeby podgrzewania kapieli i metalu w zbiorniku 4 mozna umiescic pomocniczo obwody grzejne.Kierunek przeplywu kapieli przedstawiono na fig. 1, 2, 3 i 4. Z górnego zbiornika 4 kapiel wplywa kanalem oznaczonym strzalka 30 umieszczonym z prawej strony elektrod, który ma polaczenia z kazda przestrzenia miedzyelektrodowa i dolnym zbiornikiem 7. Kanal sklada sie z szeregu odpowiednio uksztaltowa¬ nych otworów o odpowiednich rozmiarach umieszczonych na bokach elektrod. Kapiel przeplywa z prawej strony anody 14 na dól, jak to pokazano na fig. 1 przez stosunkowo szeroki otwór na brzegu anody wplywajac do przestrzeni z prawej strony najwyzej umieszczonej przestrzeni miedzyelektrodowej 19: Kapiel przeplywa nastepnie na dól, kolejno przez otwory z prawej strony elektrod i wolne przestrzenie na prawo od przestrzeni miedzyelektrodowych 19. Czesc kapieli moze przedostac sie przez otwory umieszczone z prawej strony katody 16 do zbiornika 4. W omawianej przykladowej konstrukcji kanal z otworów znajdujacych sie na brzegach elektrod z prawej strony mozna utworzyc przez wyciecie okraglych dziur 31 i prostokatnych otworów 32.W omawianym przypadku korzystne-jest, aby okragle otwory w elektrodach dwubiegunowych 15 i katodzie 16 mialy te sama srednice. W razie potrzeby mozna w nich umiescic rure prózniowa. Otwory 32 sa natomiast szersze w najwyzszej elektrodzie dwubiegunowej 15 i zmniejszaja sie w kolejnych, coraz nizszych elektrodach, asa najwezsze w najnizszej elektrodzie dwubiegunowej 15. W katodzie 16 moze nie byc otworu prostokatnego.Na fig. 1 schematycznie przedstawiono typowa gradacje rozmiarów takich otworów, zas na fig. 2,3 i 4 pokazano przykladowo otwory 31 i 32 w srodkowych elektrodach dwubiegunowych. Opisany kanal do przeplywu kapieli zmniejsza zatem swe rozmiary ku dolowi spelniajac role laczacej rury do zasilania kapiela kazdej przestrzeni miedzyelektrodowej 19 ze zbiornika 7.Podobnie odbywa sie transport kapieli do górnego zbiornika 7, która przeplywa kanalem oznaczonym strzalka 35, po uprzednim przejsciu przez przestrzenie miedzyelektrodowe 19. Jak wspomniani uprzednio, kapiel przeplywa do góry na zasadzie dzialania pompy-mamut, w której gazem jest chlor wytwarzany w przestrzeniach miedzyelektrodowych podczas elektrolizy. Jak to pokazano na fig. 1 kanal powrotny umieszczony jest na ogól z lewej strony kazdej przestrzeni miedzyelektrodowej 19, tj. naprzeciw kanalu zasilajacego. Kanal ten laczy sie z kazda przestrzenia miedzyelektrodowa 19 jak równiez ze zbiornikiem 4. Kanal powrotny utworzony jest z odpowiednio uksztaltowanych otworów o odpowiednich rozmiarach, umieszczonych na brzegach elektrod i odpowiednio szerokiego otworu w krawedzi anody 14. W omawianej przykladowej konstrukcji kanal do przeplywu mieszaniny gazu z ciecza do góry moze byc utworzony z okraglych otworów 36 i otworów prostokatnych 37 w krawedziach elektrod. W tym przypadku otwory okragle 36 moga miec te sama srednice we wszystkich elektrodach dwubiegunowych 15. W razie potrzeby mozna je wykorzystywac do pobierania próbek kapieli. Natomiast otwór 37 jest najszerszy w najwyzszej elektrodzie dwubiegunowej 15; otwory te zwezaja sie kolejno w coraz nizszych elektrodach, przy czym najwezszy jest w dolnej elektrodzie dwubiegunowej 15. Na fig. 1 schematycznie przedstawiono typowa gradacje rozmiarów takich otworów, zas na fig. 2, 3 i 4 pokazano odpowiednie otwory 36 i 37 w srodkowych elektrodach dwubiegunowych. Kanal powrotny, którym plynie do góry mieszanina gazu z ciecza, poszerza sie zatem ku górze, tzn. w najwyzszej elektrodzie dwubiegunowej jest wiekszy niz w najnizszej elektrodzie dwubiegunowej. Kanal poszerza sie ku górze, aby mógl pomiescic dodatkowe ilosci chloru i kapieli doplywajacych do niego z kolejnych przestrzeni miedzyelektrodowych.Rozmiary otworów mozna tak dobrac, aby powierzchnia ich przekroju przypadajaca na 1 ni3, (w warunkach standardowych, tzn. pod cisnieniem 1 atm i w temperaturze 21°C) chloru przeplywajacego przez otwór w ciagu godziny wynosila na kazdym poziomie 0,015-0,04 m2.Gaz i kapiel przeplywaja przez kazda przestrzen rhiedzyelektrodowa 19 w pozadanym kierunku na skutek odpowiedniego uksztaltowania górnej, anodowej powierzchni elektrody. Korzystna konfiguracje pokazano na fig. 2, 3 i 4. Powierzchnia katodowa 40 kazdej elektrody dwubiegunowej 15 jest plaska, podobnie jak powierzchnia katody 16 stanowiaca najnizsza powierzchnie graniczna przestrzeni miedzyelektrodowej 19.8 76 069 Powierzchnia anodowa 41 kazdej elektrody dwubiegunowej 15 ma poprzeczne kanaliki, podobnie jak anoda 14, stanowiaca górna powierzchnie graniczna przestrzeni miedzyelektrodowej 19. Korzystnie anoda kazdej elektrody jest wycieta na obwodzie 42; na tak powstalych brzegach znajduja sie otwory 31, 32, 36 i 37. Takie wyciecie hamuje przebieg elektrolizy na obwodzie elektrod i zmniejsza mozliwosc krótkiego spiecia przy brzegach elektrolizera.W kazdej powierzchni anodowej znajduje sie wiele prostokatnych poprzecznych kanalików 45 siegajacych do wyciecia elektrody od strony kanalu powrotnego. Kanalikami tymi odplywa do góry chlor wydzielajacy sie na dolnej powierzchni anodowej 41 wskutek czego chlor usuwa sie z przestrzeni o najmniejszej odleglosci katody od anody do miejsca bardziej odleglego od powierzchni katodowej, na której tworzy sie glin. W ten sposób minimalizuje sie mozliwosc zajscia reakcji chlorowania wytworzonego glinu. Kanaliki te, nie dochodza do wyciecia elektrody od strony kanalu zasilajacego, lecz polaczone sa poprzecznym kanalem 46. Od kanalu zasilajacego jest on oddzielony skierowanym na dól wystepem 47 stanowiacym tame dla gazu. Wystep ten przeszkadza lub skutecznie zapobiega wstecznemu przeplywowi gazowego chloru do kanalu zasilajacego 30.Podluzne i poprzeczne kanaliki,, podobnie do opisanych powyzej kanalików 45 i 46, znajduja sie na dolnej powierzchni kazdej elektrody dwubiegunowej 15, a takze, korzystnie na dolnej powierzchni anody 14.Powierzchnia kanalików stanowi* na przyklad, mniej niz 50% calkowitej powierzchni anodowej. Powierzchnia kanalików i ich glebokosc jest tak dobrana, aby przyspieszyc transport chloru z dolnej powierzchni anodo¬ wej 41.Elektrolit stosowany do wytwarzania lekkiego metalu, zwlaszcza glinu sposobem wedlug wynalazku stanowi zwykle kapiel skladajaca sie zasadniczo z chloru glinu lub magnezu rozpuszczanym w jednym lub wiecej halogenków o wyzszym potencjale rozladowym niz chlorek glinu lub magnezu. Podczas elektrolizy takiej kapieli zawierajacej na przyklad chlorek glinowy na powierzchni anody powstaje chlor, a na powierzchni katody tworzy sie glin. Glin dogodnie oddziela sie droga sedymentacji z lzejszej kapieli, zas chlor odprowadza sie do góry i wypuszcza z elektrolizera. Kapiel stopionych soli cyrkluje za pomoca chloru powstajacego w elektrolizerze.Chlorek glinowy doprowadza sie do kapieli okresowo lub w sposób ciagly w celu utrzymania odpowiedniego stezenia.Kapiel sklada sie zwykle poza chlorkiem glinowym lub magnezowym z chlorków metali alkalicznych, chociaz mozna równiez stosowac inne halogenki metali alkalicznych i metali ziem alkalicznych. Korzystna jest kompozycja skladajaca sie z chlorków metali alkalicznych, zawierajaca 50-75% wagowych chlorku sodowego i 25—50% wagowych chlorku litowego. Chlorek glinowy rozpuszcza sie w takiej kompozycji halogenków, przy czym otrzymuje sie kapiel, z której wytwarza sie glin na drodze elektrolizy. Pozadana zawartosc chlorku glinowego w kapieli wynosi 1,5—10% wagowych. Zadawalajaca jest na przyklad kapiel zawierajaca wagowo 53% NaCl, 40% IiCl, 0,5% MgCla, 0,5% KC1,1% CaCl2 i 5% HC13. W takiej kapieli chlorki inne niz NaCl, LiCl i A1C13 mozna traktowac jako skladniki przypadkowe lub zanieczyszczenia. Kapiel stosuje sie w stanie stopionym, zazwyczaj w temperaturze wyzszej od temperatury topnienia glinu, czyli 660—730°C,na przyklad 700°C.Przy wytwarzaniu magnezu korzystna jest kompozycja zawierajaca 80—98,5% wagowych chlorku litowego i 1,5—20% chlorku magnezowego.Sposób wytwarzania lekkiego metalu z chlorku metalu omówiono na szczególowym przykladzie, w którym proces prowadzi sie w elektrolozerze z elektrodami dwubiegunowymi. Jak wspomniano uprzednio, kapiel doprowadzona ze zbiornika 7 do kanalu zasilajacego 30 poddaje sie elektrolizie w kazdej z przestrzeni miedzyelektrodowych 19, w elektrolizerze zawierajacym umieszczone jedna nad druga górna anode 14, co najmniej jedna elektrode dwubiegunowa 15 w srodku, oraz dojna katode 16. Na powierzchni kazdej anody 41 wydziela sie chlor, a na powierzchni kazdej katody 40 tworzy sie glin. Gestosc pradu moze zawierac sie w granicach 0,8-2,5% ampera/cm2. Praktycznie gestosc pradu odpowiednia do danego typu elektrolizera mozna szybko okreslic droga obserwacji pracy elektrolizera. Wytwarzany chlor unosi sie do góry wywolujac cyrkulacje kapieli. Glin jest natomiast porywany z powierzchni katod przez przeplywajaca kapiel, po czym sedymentuje z odplywajacej kapieli w sposób opisany dalej. Porywany glin przeplywa wspólpradowo z kapiela przez, przestrzen miedzyelektrodowa 19. Dzialanie kapirjj skutecznie zapobiega koalescencji glinu w niepozadane duze krople i powstawaniu warstewki glinu na powierzchni katod. Mozna utrzymywac przeplyw kapieli przez przestrzenie miedzyelektrodowe z taka predkoscia, aby nie dochodzilo do nagromadzenia glinu w kapieli.W praktyce predkosc odpowiednia do szczególnej konstrukcji elektrolizera i odleglosci anody od katody okresla sie droga obserwacji pracy elektrolizera.Kapiel ze stopionych soli opuszczajaca wszystkie przestrzenie miedzyelektrodowe 19 pompuje sie do góry kanalem powrotnym 35, korzystnie przy uzyciu unoszacego sie w tym przewodzie chloru utworzonego w przestrzeni miedzyelektrodowej i wyplywajacego z niej w tym samym kierunku co kapiel. Z kolei powoduje to odpowiednio skierowany, wspólpradowy przeplyw kapieli przez przestrzenie miedzyelektrodowe. Korzystne jest76 069 9 odprowadzanie kanalem powrotnym 35 cieczy powyzej anody 14 do zbiornika 7, w którym chlor mozna dogodnie oddzielac od kapieli a nastepnie wypuszczac króccem wylotowym 12, a wlotem 11 dodawac chlorek glinowy w celu uzupelnienia kapieli* Podczas gdy kapiel przeplywa wraz z gazem kanalem 35 ku górze, glin porwany z kazdej przestrzeni miedzyelektrodowej 19 opada w przeciwpradzie do kapieli. Stwierdzono nieoczekiwanie, ze wiekszosc glinu moze w ten sposób opasc bez niepozadanego schlorowania, produktu, czesc moze byc uniesiona z kapiela i z nia recyrkulowac. Korzystnie jest zbierac zsedymentowany glin w zbiorniku 4 ponizej katody 16, skad mozna go spuszczac w razie potrzeby. Praktyczny sposób usuwania stopionego glinu i doprowadzonej do zbiornika 4 przez krócciec 10 i kanal zasilajacy 30.Widac teraz wyraznie, ze wydrazenie na powierzchni anod podluznych kanalików i kanalu zbiorczego nie tylko zapobiega nagromadzeniu sie chloru na powierzchni anody 41, ale takze ukierunkowuje przeplyw chloru w sposób zasadniczo niepohamowany, minimalizujac lub zapobiegajac przeplywowi wstecznemu do kanalu zasilajacego 30. Przeplyw chloru w pozadanym kierunku mozna zapewnic takze przy anodach o plaskich powierzchniach, oczywiscie przez zastosowanie odpowiednich srodków, takich jak chwilowe ograniczenie na poczatku pracy wstecznego przeplywu chloru do kanalu zasilajacego.Przy stosowaniu sposobu wedlug wynalazku do wytwarzania glinu z chlorku glinowego unika sie zasadniczo zuzywania anod weglowych przez tlen. Mniejsze niz w przypadku sposobu Halla sa takze ilosci ciepla i nizsze temperatury, a wyzsza sprawnosc energetyczna. Wszystko to wynika % takiej konstrukcji elektrolizera i doboru warunków elektrolizy, ze opór elektrolizera jest niski, a chlorowanie powstalego glinu zachodzi w minimalnym stopniu.Jak wspomniano, sposób wedlug wynalazku mozna stosowac do wytwarzania innych metali. Na przyklad, opisany szczególowo powyzej elektrolizer mozna stosowac.do wytwarzania magnezu. W takim przypadku kapiel sklada sie z chlorku magnezowego rozpuszczonego w stopionym halogenku o wyzszym potencjale rozkladowym.Kompozycje o odpowiednio niskiej gestosci przygotowuje sie z co najmniej okolo 80%, korzystnie okolo 85% wagowych chlorku litowego i co najmniej okolo 1,5% korzystnie okolo 15% chlorku magnezowego. Z kapieli takiej wytwarza sie metaliczny magnez sposobem opisanym ogólnie w odniesieniu do wytwarzania glinu.W przypadku kapieli zawierajacej niewielkie ilosci chlorku glinowego otrzymany metal moze takze zawierac troche glinu.Na fig. 5 przedstawiono schematycznie sposób odzyskiwania A1C13 z gazów odlotowych, który zawraca sie do elektrolizera. Glin wytwarza sie w elektrolizerze 50 na drodze elektrolizy chlorku glinowego rozpuszczonego w stopionych chlorkach metali alkalicznych i metali ziem alkalicznych lub w ich mieszaninie, utrzymywanych w temperaturze okolo 700 °C. Wytworzony stopiony glin usuwa sie w miejscu oznaczonym strzalka 51, zas strumien gazów zawierajacych glównie chlor, niewielkie domieszki azotu oraz chlorek metalu alkalicznego i/lub chlorek metalu ziem alkalicznych, a takze chlorek glinowy odprowadza sie przewodem 52. Takiegazy odlotowe zawieraja na przyklad 91,5% chloru, 1,8% azotu, 4,6% chlorków metali alkalicznych i/lub metali ziem alkalicznych, 1,9% chlorku glinowego i slady tlenu, przy czym wymienione chlorki wystepuja w postaci par lub drobnych tzastek stalych tworzacych dym.Po opuszczeniu elektrolizera 50 gazy odlotowe o temperaturze okolo 700°C chlodzi sie, korzystnie w wymienniku ciepla 53, w celu obnizenia temperatury do takiego poziomu, aby wykondensowac selektywnie wszystkie zlozone chlorki metali alkalicznych i/lub metali ziem alkalicznych oraz glinu, nie desublimujac jednoczesnie chlorku glinu. Temperature gazów odlotowych mozna zatem obnizyc w wymienniku ciepla do 150—200°C, w której wymienione zwiazki kondensuja w postaci malych kropel lub mgly. Oziebione gazy przeplywaja przewodem 54 do takiego urzadzenia koalescencyjnego, jak na przyklad lapacz mgiel 55, w którym zachodzi koalescencja kropelek i oddzielanie ich od gazów odlotowych. Otrzymana ciecz zawierajaca równiez rozpuszczony chlorek glinowy zawraca sie przewodem 57 do elektrolizera 50 uzupelniajac w ten sposób straty stopu z elektrolizera. Zim3 gazów odlotowych (w warunkach standardowych, tzn. w przeliczeniu na temperatu¬ re 25°C i cisnienie 1 atm), otrzymuje sie 0,15-3,2 kg takiego kondensatu.Po wykropleniu gazy odlotowe zawieraja okolo 0,065 kg gazowego cldorku glinowego w 1 m3 (w warun¬ kach standardowych). Przez przewód 56 doprowadza sie je do kondensatorów 58 w postaci na przyklad plaszczowo-rurowego wymiennika ciepla lub aparatu fluidalnego z warstwa chlorku glinowego, które utrzymuje sie w temperaturze zwykle ponizej 100°C. W kondensatorach tych nastepuje desublimacja pozostalego chlorku glinowego i wstepne oddzielanie krystalicznego chlorku, który przesylany jest przewodem 59 do zbiornika 60.Otrzymany chlorek glinowy mozna zawrócic przewodem 61 do tego samego lub innego elektrolizera w celu dokonania rozkladu elektrolitycznego. Strumien stosunkowo czystych gazów przeplywa przewodem 62 z kondensatorów 58 do filtru lub filtrów workowych 63, w których usuwa sie pozostale zanieczyszczenia stale, a zwlaszcza czastki o malych rozmiarach. Ciala stale osadzone na filtrze 63 zawieraja zasadniczo tylko chlorek10 76 069 glinowy. Jezeli czystosc tego chlorku jest odpowiednia, mozna go zawracac przewodem 64, do zbiornika 60 i w razie potrzeby do elektrolizera 50.Gazy opuszczajace filtr 63 stanowiace stosunkowo czysty chlor z domieszka azotu mozna odprowadzic przewodem 65 do miejsca zuzycia. Chlor ten wraz z innymi gazami zawierajacymi chlor mozna wykorzystac do wytwarzania chlorku glinowego w urzadzeniu 66, w którym chlor reaguje z materialem zawierajacym glin w obecnosci srodka redukujacego, takiego jak na przyklad wegiel. Co najmniej czesc chloru i wegla bioracych udzial w tej reakcji moze wystepowac w postaci zwiazku, takiego jak na przyklad czterochlorek wegla lub chlorek karbonylu. Chlor opuszczajacy filtr 63 mozna takze skierowac przewodem 71 do skraplacza 67, a otrzymany ciekly chlor mozna przetransportowac przewodem 68 do zbiornika magazynowego 69. Chlorek glinowy wytworzony w urzadzeniu 66 mozna uzyc w elektrolizerze 50 lub innym, przesylajac go przewodem 70.Na fig. 6 zilustrowano sposób przygotowywania stopu chlorków metali alkalicznych do stosowania przy elektrolizie chlorku glinowego. Chlorki metali alkalicznych wprowadza sie w miejscu oznaczonym strzalka 76 do pieca 75 ogrzewanego elektrycznie gazem lub winny znany sposób. Temperature podnosi sie odpowiednio,tak aby uzyskac stop 77 wprowadzonych chlorków. Do pieca 75 powyzej poziomu stopu 77 doprowadza sie takze przewodem 78 azot lub inne gazy obojetne, takie jak na przyklad argon, wytwarzajac nadcisnienie odpowiednie do przetloczenia stopu przez filtr 79, skad przewodem 80 przetlacza sie go do elektrolizera 81. Chlorek glinowy podaje sie do elektrolizera przewodem 82. W elektrolizerze stop 85 poddaje sie elektrolizie z wytworzeniem glinu 83 osadzajacego sie na dnie wanny elektrolitycznej 81 i chloru opuszczajacego elektrolizer przewodem 84. Do komory 75 mozna wprowadzac otworem 76 lub innym, nieuwidocznionym na schemacie glin w celu stracenia zelaza i innych metali ciezkich stanowiacych zanieczyszczenia, wystepujacych przed straceniem w postaci chlorków lub innych halogenków rozpuszczalnych w stopie. Jak wspomniano uprzednio, glin reaguje takze z tlenkami i wodorotlenkami, przy czym powstaje nierozpuszczalny tlenek glinowy, osadzajacy sie na dnie pieca 75 wraz z zelazem i innymi czastkami nierozpuszczalnymi. Osadzone czastki i szlam 86 mozna usunac przewo¬ dem 87. W razie potrzeby przewodem 76 lub innym, nieuwidocznionym na rysunku otworem, mozna doprowadzic 1—2% wagowych chlorku glinowego, który reaguje z wodorotlenkami znajdujacymi sie w stopie dajac stracajacy sie tlenek glinowy1 gazowy chlorowodór, jezeli stosuje sie wode. Czastki nieosadzone na dnie w postaci warstwy osadu i szlamu 86 zatrzymuja sie na filtrze 79 przed wprowadzeniem stopu przez przewód 80 do elektrolizera 81, w którym moglyby zaklócic przebieg elektrolityczny.Filtr 79 mozna tak skonstruowac, aby byl on zasadniczo nieprzepuszczalny w stosunku do stalych zanieczyszczen w stopie. Glin zawierajacy niewielkie ilosci chlorku metalu alkalicznego ze stopu spuszcza sie w odpowiednim czasie z elektrolizera 81 i wprowadza do osadnika 68 przewodem 89. Chlorek metalu alkaliczne¬ go 90 mozna zbierac lub zlewac znad powierzchni glinu 91 w osadniku 88, odprowadzajac go przewodem 92 i dodajac, w razie potrzeby do komory stapiania lub pieca 75. Zasadniczo czysty stopiony glin mozna usuwac z osadnika 88 przewodem 93 lub w inny sposób.Na fig. 7 przedstawiono przykladowa konstrukcje filtru 79. Wykonany on jest w postaci czterech warstw nawinietych na perforowana, koncowa czesc 94 przewodu 95. Warstwe 96 stanowi tkanina z topionego kwarcu, warstwe 97 —filc weglowy, warstwe 98-papier krzemionkowo-glinowy, a warstwe 99 tkanina z topionego kwarcu. Korzystna jest taka konstrukcja filtru, ze rura 95 rozszerzona jest w koncowej czesci do postaci cylindrycznego dziurkowanego podloza 94 przedstawionego czesciowo w przekroju, w celu pokazania perforo¬ wanej sciany. Pozwala to na przeplyw stopu przez filtr i przez otwarty koniec do rury 95 nawet jezeli jest on tylko lekko zanurzony ponizej powierzchni saczonego stopu. W razie potrzeby czterowarstwowy material filtracyjny mozna przymocowac do podloza 94 zaciskami nieuwidocznionymi na rysunku.Nastepujacy przyklad ilustruje sposób wedlug wynalazku zastosowany do przygotowywania stopu chlorków metali alkalicznych stosowanych przy elektrolizie chlorku glinowego.Przyklad. 900 kg mieszaniny chlorków metali alkalicznych zawierajacej 60% NaCl i 40% LiCl stapia sie w ciagu 8 godzin w piecu przedstawionym schematycznie na fig. 6. W ciagu kolejnych 8 godzin dodaje sie 4,5 kg glinu (0,5% wagowych) i 9 do 18 kg A1C13 (1-2% wagowych), stracajac osad zbierajacy sie na dnie pieca.Nad powierzchnia stopionych soli przepuszcza sie gaz obojetny, taki jak azot z predkoscia 10 m3 w warunkach standardowych na godzine, oczyszczajac strefe nad stopem i zapobiegajac przedostawaniu sie wilgoci z otaczaja¬ cego powietrza do pieca. Otrzymany stop podaje sie do elektrolizera w ciagu nastepnych 8 godzin, wytwarzajac nadcisnienie w piecu za pomoca gazu obojetnego, takiego jalf azot. Wskutek nadcisnienia stop przeplywa przez filtr, taki jak na przyklad pokazany na fig. 6 lub 7 i przewód prowadzacy do elektrolizera. Filtr sklada sie z tkaniny z topionego kwarcu o grubosci 1,25 mm, papieru krzemionkowo-glinowego o grubosci 3,25 mm, filcu weglowego o grubosci 6,25 mm i drugiej warstwy tkaniny z topionego kwarcu o grubosci 1,25 mm nawinietych na dziurkowany szkielet metalowy. Opory przeplywu przez filtr i przewód doprowadzajacy stop do elektrolizera wynosza 0,15 atm przy natezeniu przeplywu 24,5—29,0 kg stopu na m2 i godzine.. Osadzony szlam usuwa sie w razie potrzeby z dna pieca.76 069 11 Przy uzyciu filtra ze spiekanego kwarcu zamiast opisanego powyzej filtru czterowartwowego zmniejsza sie zawartosc tlenu pochodzacego z zanieczyszczen kapieli z 0,22% do 0,025%, co zmierzono za pomoca neutrono¬ wej analizy aktywacyjnej przy stechiometrycznej ilosci A1C13. Ilosc tlenu zmniejsza sie tylko do 0,125% przy stosowaniu 2,3% nadmiaru A1C13. PL PL PL PL PL PL PL PL PL PL PL PL PL PL PLPatent Holder: Aluminum Company of America, Pittsburgh (United States of America) Method and Electrolyzer for Producing Metal, Especially Aluminum The invention provides a method and electrolyzer for producing metal, especially aluminum, from a metal chloride dissolved in a molten solvent. The method according to the invention can produce various metals, such as magnesium, zinc, or lead, but is particularly advantageous for producing aluminum. Currently, aluminum is produced by electrolyzing a bath containing alumina dissolved in molten halides such as sodium fluoride, aluminum fluoride, and calcium fluoride. In this method, commonly known as the Hall process, electrolysis is carried out in an electrolyzer containing carbon anodes, which are gradually consumed by reaction with oxygen generated on the anode surface. Consumption of the anodes causes significant losses. The bath is maintained at a temperature above 900°C. The energy efficiency of electrolysis is limited by the need to maintain an appropriate distance between the cathode and the anode, i.e., between the carbon anode and the underlying molten aluminum layer, which constitutes the cathode, of at least 25-31 mm. This distance must be maintained to reduce periodic short circuits and electrical energy losses caused by magnetic field-induced undulations of the aluminum layer. As mentioned, the method of the invention specifically relates to a method for producing aluminum from aluminum chloride. Because no oxygen is produced during the electrolytic reduction of aluminum chloride and the electrode is operated at a temperature lower than the electrolysis temperature of alumina, two economic limitations of the Hall method can be avoided. Despite the known benefits that could be achieved by using aluminum chloride for aluminum production, this method has not yet been implemented industrially due to a number of other, unresolved problems associated with using chloride as a substrate, although this problem has been studied extensively. Among the unresolved issues is the problem of achieving high energy efficiency with relatively high current efficiency and low voltage while avoiding the reverse reaction between chlorine and aluminum formed during electrolysis. This has previously been found to be achievable, particularly when using electrolyzers with bipolar electrodes. It has been suggested to install such electrodes in a vertical position or at a certain angle so that the metal produced at each cathode flows downward under the action of gravity through the spaces between the electrodes, while the chlorine evolved at the surface of each anode flows upward in each space between the electrodes, i.e. in the direction opposite to the direction of movement of the aluminum. The method according to the invention is suitable for the economical industrial production of metal, especially aluminum from aluminum chloride. According to the method according to the invention, a metal, such as aluminum, is produced from the metal chloride in an electrolyzer comprising an anode, at least one intermediate bipolar electrode, and a cathode arranged so that there are interelectrode spaces between them. Electrolysis is performed on a bath containing a metal chloride dissolved in a molten solvent with a higher decomposition potential than the metal produced, located in each inter-electrode space. Chlorine and metal are separated at the electrode surfaces, and the bath flows through each inter-electrode space, entraining the separated metal. Bath flow is achieved using the chlorine released during electrolysis. After leaving the inter-electrode spaces, the bath-chlorine mixture rises, while the heavier, molten metal flows countercurrently to this mixture. In practice, metal chloride can be added periodically or continuously to the bath and the bath circulation maintained between the electrodes. The method of the invention avoids the accumulation of metal in the form of droplets or layers on the cathode surface, which in turn allows the distance between the cathode and anode to be reduced to less than 20 cfm, preferably less than 13 cm, and consequently, reduces the electrolyzer's resistance. This reduces the amount of heat generated during electrolysis and improves voltage efficiency, which is associated with economic benefits, especially in multi-electrode electrolyzers. Because metal does not accumulate on the cathode surface, a magnetically flux-distorted metal layer does not form on the surface. Therefore, there is no problem with changes in the cathode/anode distance, as is the case when metal layers of varying thickness can accumulate on the cathode surface. Chlorine produced during electrolysis flows continuously through the spaces between the electrodes, causing the bath to flow. This reduces the electrolyzer's resistance, which might otherwise increase due to chlorine accumulation on the anode surface. A method for separating chlorine and other gases from the bath is presented later in this description. The ability to place the electrodes close together unexpectedly led to improved current efficiency and voltage efficiency, despite the proximity of chlorine and aluminum in the narrow space between the electrodes. Chlorine appears to remove alumina formed from impurities and aid in the coalescence of aluminum particles without substantially causing chlorination of the metal. It has also been surprisingly found that by placing the electrodes close together, for example, less than 20 mm apart, the wear of the carbon cathodes caused by the presence of reduced alkali metal in the bath is significantly reduced. Another advantage resulting from the low heat generation is the possibility of conducting electrolysis at a lower temperature. Thus, the process according to the invention involves electrolyzing, in at least one space between the electrodes, a bath consisting essentially of at least one light metal chloride dissolved in a molten halide with a higher decomposition potential. Chlorine is then released at the anode surface, and a light metal is released at the cathode surface. The bath usually contains an alkali metal halide, which also produces some alkali metal during electrolysis. By maintaining the distance between the cathode and anode below 20 mm, preferably below 13 mm, the advantages that can only be achieved by maintaining this distance within the specified limits can be achieved: the anode product, including the chlorine formed at the anode, dissolves and disperses in the bath flowing through the narrow, long space between the electrodes, bringing the anode product into contact with the cathode surface. The bath flow is maintained through each space between the electrodes, feeding fresh bath into each space and draining exhausted bath, along with chlorine and metal. The bath used for aluminum production preferably contains 1.5-10% by weight of aluminum chloride and alkali metal chlorides. In magnesium production, a bath containing 1.5-20% magnesium chloride is preferred. Light metal chloride can be added periodically or continuously to the depleted bath, and the enriched bath can be continuously recycled to the space between the electrodes. It is advantageous to maintain the bath temperature between the solidus and liquidus of the light metal being produced. Surprisingly, it was found that the reverse chlorination reaction of the light metal does not occur when the electrodes are effectively spaced less than 20 mm apart, preferably less than 13 mm, which allows for reduced electrolytic cell resistance. This reaction does not occur regardless of whether the light metal accumulates as a layer of droplets on the cathode surface or not. This translates into unexpectedly high current efficiency, reduced heat generation, and improved voltage efficiency, with accompanying economic benefits, especially in multi-electrode baths. Metal can be allowed to accumulate on the cathode surface, with the effective cathode-anode distance then being the distance between the anode and the light metal layer. The anode product, primarily chlorine, permeates the bath; a large portion rises and continuously leaves the spaces between the electrodes. The anode product in the bath is in constant contact with the effective cathode surface, thereby causing aluminum or magnesium flow and inhibiting the reaction between the alkali metal and the carbon cathode. As already mentioned, the close proximity of the cathodes and anodes unexpectedly leads to improved current efficiency, despite the proximity of chlorine and the light metal mixed in the narrow and long space between the electrodes. As suggested above, the anode product in the bath has access to the cathode surface and causes aluminum flow despite the presence of oxide impurities in the bath and aids in the coalescence of the molten metal particles. Surprisingly, chlorination of the light metal, which would otherwise impair the process economy, does not occur. In the process according to the invention, suitable refractory materials should be used for the construction of electrolyzers. Many such materials, relatively insensitive to fluoride-containing electrolytes, such as those used in the electrolysis of alumina, are extremely resistant to chloride-containing electrolytes and the chlorine generated during electrolysis. One of the damaging effects of the electrolyte used in aluminum chloride electrolysis on the refractory material is the formation of sludge in the electrolytic cell. The presence of such sludge gradually reduces the efficiency of the cell used for the electrolytic production of aluminum from aluminum chloride, and the rapid formation of sludge also necessitates frequent downtime for cell cleaning and sludge removal, increasing production costs. For example, the refractory materials typically used in Hall-effect alumina electrolytic cells, such as silica, alumina, silica-alumina-based materials, and even nitride-bonded silicon carbide, exhibit only limited electrolyte resistance, unlike the nitride-based refractories used in the process of the invention. Conventional refractory materials pose additional problems due to their partial solubility. The oxygen contained in these dissolved compounds consumed carbon from the anode, producing carbon monoxide and carbon dioxide, which further compromised the efficiency of the aluminum chloride-based alumina process. Furthermore, in the case of silica-containing refractories, the silicon from these materials contaminates the aluminum produced, which in turn causes corrosion of the refractories by the contaminated aluminum. Many of the above-mentioned problems associated with aluminum chloride electrolysis can be reduced or even eliminated by using a nitride-based refractorie where the electrolyte contacts the cell. A nitride-based refractory material is understood to mean a refractory material comprising a nitride base, either as such or as a component, for example as a mixture or chemical compound, and an oxide of silicon, barium or aluminum, the nitride content being 25-60% by weight. Nitrides of silicon, barium and aluminum are preferred, although nitrides of titanium, chromium, hafnium, gallium, zirconium, etc. may also be used. Preferred nitride-based materials used in the method of the invention include silicon oxynitride, silicon nitride fused to fused silica, silicon nitride, aluminum nitride and boron nitride. Other nitride-based materials in which the metal ion is aluminum, boron or silicon may also be used. Commercially available silicon oxynitride has the general formula Si2ON2; It is sometimes referred to as a combination of silicon nitride and silica (Si3N4 and SiO2). Similarly, silicon nitride combined with fused silica is commercially available. These materials, used as structural materials for the electrolyzer used in the process of the invention, are manufactured by casting, etc., or formed at the site as tank lining by hot pressing, casting, etc. Materials in the form of blocks cut from larger blocks can also be used. When used as tank lining, the material can be formed as a continuous lining, as separate blocks joined with a suitable anti-corrosion putty, or as layers of blocks. Such materials are useful not only for lining the tank but also as supports for individual bipolar electrode elements inside the electrolyzer, as materials for tubular dippers, and for lining holes in the electrolyzer. Generally speaking, such refractory materials can be used as structural materials for most, if not all, of the non-conducting parts that interface with the electrolyte within the electrolytic cell. 4 76 069 This example demonstrates the production of aluminum in a multi-section electrolytic cell with a silicon oxynitride lining, which also serves as spacers between the bipolar electrodes. The electrolytic cell was maintained in essentially continuous motion at a temperature of about 700°C. The electrolyzed bath of molten halides consisted essentially of approximately equal parts by weight of sodium chloride and lithium chloride, with aluminum chloride dissolved in the mixture to an extent of about 6% by weight. Aluminum chloride was fed to the bath essentially continuously to replace chloride lost during electrolysis. The cell was operated for 120 days by applying a voltage of 2.7 volts to each cell. During this period, no bath contamination or deterioration in cell efficiency was observed. Electrolysis was carried out in essentially the same manner using an electrolyzer in which the silicon oxynitride was replaced by silicon nitride fused to fused silica, with equally good results. One of the many challenges in aluminum chloride electrolysis is the treatment of the electrolytic cell exhaust gases. This is particularly important when using alkaline earth metal halides or alkali metal halides, or their mixtures with dissolved aluminum chloride, as the electrolyte. The main component of the exhaust gases is then chlorine, which is extremely reactive, toxic, and aggressive, while small amounts of components such as nitrogen and traces of CO2 are present, along with molten aluminum sodium chloride, aluminum chloride, and combinations of aluminum chloride with alkali metal halides, aluminum chloride with alkali metal and alkaline earth metal halides, in the form of condensable vapors. The presence of such molten components in the exhaust gases prevents the direct use of chlorine due to their harmful effects and causes clogging of exhaust gas discharge lines due to, for example, the condensation of alkali and alkaline earth halides and other compounds mentioned above. Another problem is the difficulty in liquefying such gases for storage or use in a chemical process. Furthermore, this hinders the recovery of aluminum chloride and alkali and alkaline earth chlorides for reuse in electrolysis. By using the method according to the invention, many of the above-mentioned difficulties associated with the treatment of exhaust gases generated in the production of aluminum by aluminum chloride electrolysis can be substantially avoided, while achieving economic advantages. The material from the halide alloy or electrolyte, containing the halides of the above-mentioned alkali and alkaline earth metals, as well as aluminum chloride, is recovered from the gases by selective condensation and separation and returned to the electrolyzer. As a result, relatively high-purity chlorine gas is obtained, free of condensable impurities. In this way, relatively large quantities of aluminum chloride with metal halides can be returned to the electrolyte, either as a solution in the halides or as a compound with them. Selective condensation can be performed in a cascade fashion, i.e., first removing components from the exhaust gases that condense at a higher temperature, preferably 100-250°C, but generally not exceeding about 180°C. In a preferred embodiment of the process according to the invention, higher-boiling components, such as various alkali and alkaline earth halides, are condensed separately or in combination with aluminum chloride, resulting in a product mist. This mist is captured in a mist trap, where it coalesces into droplets on a quartz, glass, bag, etc. filter, on which small amounts of aluminum chloride also settle. Furthermore, gases containing aluminum chloride not captured in the trap are passed through a suitable condenser, where direct desublimation of the aluminum chloride occurs, resulting in crystals that are separated and recycled to the molten electrolyte. The remaining waste gases, which contain relatively pure chlorine, essentially free of condensable impurities, can be further purified, if necessary, by removing impurities in the form of fine solids by passing the gases through filters, preferably dry or made of fabric, before the resulting essentially pure chlorine is reused. The recovered chlorine can be used directly in the chlorinator to produce aluminum chloride or condensed and stored in this form before use. It is believed, although not yet fully understood, that some of the long-standing problems with the electrolysis of aluminum chloride in the melt result from the presence of undesirable components and fine grains in the molten salt bath. These grains are attracted by electrical forces to the cathode, where they form a semipermeable coating. This coating, composed of oxides and other granular materials on the cathode surface, hinders the transport of complex aluminum ions due to its large size-to-charge ratio. In contrast, alkali metal ions, when subjected to a driving force in the form of an electric potential difference, due to their large number and small size-to-charge ratio, easily penetrate the granular layer and are <discharged (on the cathode. Reduced ions, especially sodium and potassium, penetrate the graphite or form a network, which results in swelling of the electrode and sludge formation on its surface, as well as an increase in the amount of granular materials in the system. Therefore, the rate of movement of aluminum chloride to the cathode surface by convection and diffusion is significantly reduced. 76069 5 In addition, as mentioned, the presence of impurities in the form of oxides and hydroxides in the alloy also causes the consumption of carbon anodes. Such impurities, poorly soluble in the alloy, are electrolytically decomposed simultaneously with aluminum chloride. Oxygen The carbon formed at the anode reacts with the anode carbon to form carbon monoxide and dioxide, which wears out the anodes and increases the distance between the cathodes and anodes. It has been found that these problems can be minimized or even completely eliminated in the long term by preparing an alloy of at least one alkali metal chloride containing at least about 75% by weight of alkali metal chloride and introducing it into the electrolyzer in which AlCl3 is to be electrolyzed. It is advantageous to purify the alloy before introducing it into the electrolyzer. The solids contained in the alloy are separated by known methods, such as sedimentation, centrifugation, decantation, freezing, remelting, etc. A preferred method of preparing the alloy is to prepare it in a separate, heated chamber, for example, in a furnace, in an atmosphere of nitrogen, argon, or another gas. Inert gases are used to remove impurities from the cell and prevent moisture from entering the melt. Such inert gases can also be used to force the melt through a filter, preferably located within the cell. The melt is initially introduced into the electrolytic cell. The alkali and alkaline earth chlorides, which are components of the alloy, can be added to the cell in solid form, either together or separately. If necessary, some of the melt discharged from the cell along with the aluminum is separated from the aluminum and introduced into the cell containing the material to be melted, where it is then purified before being reused in the electrolytic cell. Liquid impurities that may be introduced into the melt, for example, during the preparation of the alkali metal chloride alloy, can be precipitated and thus easily removed from the melt. For example, aluminum can be added to precipitate one or more chlorides, such as ferric chloride FeCl3 according to the formula Al + FeCl3 ^ A1C13 + Fe. Aluminum also reacts, although somewhat more slowly, with heavy metal hydroxides, according to the formula 2nAl + 3X/OH/n - ? nAl2O3 + 3/2nH2, where n is the valence of the heavy metal. It has also been found that the addition of aluminum chloride to the alloy in an amount of 1-2% by weight facilitates the removal of oxygen from soluble compounds. For example, a soluble aluminum-chlorine-oxygen complex is first formed, from which insoluble Al2O3 is formed. However, if more than 1-2% by weight of aluminum chloride is added to the alloy, at least some of the formed aluminum oxide is likely to go back into solution, which at least partially undermines the usefulness of adding AlC13. Lost materials and other insoluble or undissolved substances, such as oxides, probably carbon. etc., usually settle as a slurry at the bottom of the chamber. This can effectively separate them from the melt, which is then fed to the electrolytic cell. As mentioned previously, unsettling particles and/or suspensions, which may be present in the melt due to entrainment of particles deposited by thermal convection in the melt or other factors, as well as precipitated solids, can be removed from the melt by filtration as described below. The purified melt is removed from the chamber, preferably discharged above the chamber through a conduit, before which it can be conveniently filtered. The filter material should be resistant to alkali chloride and have adequate permeability to liquid alkali chlorides while being capable of retaining many undissolved substances and other solids in the melt. Such a filter can be made of a fibrous material placed on or rolled around a perforated filter. metal, alloy such as nickel alloy, refractory material, etc., in the form of a plate or tube inserted into the chamber at or below the liquid surface. The perforated plate or tube serves as a support for the filter material. If necessary, the filter material can be attached to it with one or more pads or similar holders. This device allows the filtered melt to flow easily into the conduit leading to the electrolytic cell, to which the appropriate amounts of A1C13* can be added. The described method of filtering the melt is advantageous, but other methods can also be used, such as filtering through a permeable material wound around a perforated annular portion of the conduit, part of which is located in the chamber, or filtering through a material placed on a suitably shaped wire mesh or other screen placed before the outlet opening to the electrolytic cell, regardless of the direction of melt flow and the locations where it is located. The melt is preferably filtered through a multi-component filter medium containing at least one fibrous silica material or silica. Fused silica fabrics, such as fused quartz, and porous carbon are particularly effective. Four-layer filter materials in the form of a laminate have been found to be particularly useful. The first layer on the melt-filtrating side is a fused silica fabric, such as fused quartz fabric, followed by silica-alumina paper and felted carbon or graphite, while the inner layer is made of fused silica fabric, such as fused quartz fabric. It has been found that the absence of carbon or graphite felt is not detrimental. Fused quartz fabric is a good filter medium and a strong structural element, contributing to the good durability of such a filter. The silica-alumina paper layer gives the material high resistance to the flowing bath and helps in filtering out unsedimented smaller grains. The carbon felt is not wetted by the molten salt bath, so it only slightly crumbles or cracks when the bath level is lowered and when the felt is exposed to the gas zone. Advantages of this embodiment of the method according to the invention include the ability to continuously feed the electrolyzer with a high-purity alkali metal chloride melt. The method according to the invention solves the fundamental problems hindering development in this field and allows for the achievement of a long-standing goal, namely the development of an economical and large-scale method for producing aluminum from aluminum chloride. The electrolyzer for carrying out the method according to the invention consists of an anode, at least one intermediate bipolar electrode, and a cathode placed so that there are inter-electrode spaces between them, a feed channel through which the bath is fed down to each inter-electrode space, and a riser channel, placed at a certain distance from the feed channel, vertically upwards, leading from each inter-electrode space, through which chlorine, bath, and metal flow from the inter-electrode space. The riser channel is adapted to allow bath outflow from each inter-electrode space during electrolysis, to allow co-current flow of entrained metal, and to pump the bath using the buoyancy of the gaseous chloride produced and fed to the channel, while at the same time allowing the metal introduced into the channel to fall. The attached drawings illustrate the electrolyzer and other apparatus for carrying out the method according to the invention in more detail. Figure 1 shows a vertical cross-section of an electrolyzer for producing metal by the method according to the invention, comprising inside a plurality of suitably arranged electrodes. Fig. 2 shows a cross-section at the location marked with numbers 2-2 in Fig. 1. Fig. 3 shows a vertical cross-section of the bipolar electrode shown in Fig. 2, at the location marked with numbers 3-3. Fig. 4 shows a left-side view of the bipolar electrode shown in Fig. 2; line 44 indicates the direction from which the electrode is visible. Fig. 5 shows a diagram of an installation for treating waste gases, containing chlorides of alkali metals and alkaline earth metals and aluminum chloride, which are returned directly to the electrolytic cell. Fig. 6 shows a diagram of an installation for purifying alkali metal chloride. Fig. 7 shows a longitudinal cross-section of a filter for purifying alkali metal chloride melt. The preferred The design of an electrolyzer for producing aluminum using the method of the invention is illustrated in the drawings. The electrolyzer shown in Fig. 1 is made in the form of a steel tank 1 lined with refractory bricks 3 made of a material that is thermally and electrically insulating and resistant to the effects of a halide bath containing molten aluminum chloride and its decomposition products. In the lower part of the electrolyzer is a tank 4 in which the aluminum produced during electrolysis is collected. The bottom of this tank 5 and its walls 6 are preferably lined with graphite. Inside the electrolyzer, in the upper part, is a tank 7. At the top is a ceiling made of refractory material 8 and a cover 9. A pipe is inserted into the first connector 10, which runs through the cover 9 and the cover 8, up to the tank 4, through which molten aluminum is sucked in under reduced pressure. thus removing it from the electrolyzer. The second port 11 serves as the inlet of aluminum chloride to the bath, while the third port 12 is used to discharge chlorine. The electrolyzer contains a plurality of electrodes, starting from the upper anode 14, through an appropriate number of bipolar electrodes 15 (only four are shown in the drawing), to the lower cathode 16. All electrodes are preferably made of graphite. These electrodes are arranged one above the other in the form of a vertical stack, preferably in a horizontal position - the cathode 16 rests on the walls of the tank 6. The remaining electrodes are placed one above the other, and the appropriate spacing between them is maintained by spacer posts 18 made of refractory material. The dimensions of the posts 18 are selected so as to maintain a sufficiently small distance between the surfaces of adjacent electrodes, for example, no greater than 20 mm. In the described example electrolyzer, there are five spaces between the electrodes: one between the cathode 16 and the lowest bipolar electrode 15, three between the next bipolar electrodes 15, and one between the highest bipolar electrode 15 and the anode 14. Each space between the electrodes is bounded by the anode surface at the top and by the cathode surface at the bottom. The distance between the electrodes is, for example, about 13 mm. This distance is called the cathode-anode distance in the description and is equal to the effective distance between the anode and the cathode in the absence of a metal layer of significant thickness. The level of the bath in the tank changes during electrolysis, usually remaining above the anode 14. All spaces between the electrodes are therefore filled with bath. In the anode 14, there is a series of rods 24 serving to for supplying positive electric charges, and a plurality of rods 26 are placed in the cathode 16 for supplying negative charges. Rods 24 and 26 protrude outside the electrolyzer and are suitably insulated from the steel jacket 1. As mentioned previously, tank 4 can contain a bath and molten aluminum, which accumulates under the bath during electrolysis. If necessary, heating circuits can be placed in tank 4 to heat the bath and the metal. The direction of bath flow is shown in Figs. 1, 2, 3, and 4. From the upper tank 4, the bath flows through a channel marked with an arrow 30, located to the right of the electrodes, which is connected to each interelectrode space and to the lower tank 7. The channel consists of a series of suitably shaped holes of appropriate sizes. The bath flows from the right side of the anode 14 downwards, as shown in Fig. 1, through a relatively wide opening at the edge of the anode, flowing into the space on the right side of the uppermost inter-electrode space 19. The bath then flows downwards, successively through the openings on the right side of the electrodes and the free spaces to the right of the inter-electrode spaces 19. Part of the bath can pass through the openings on the right side of the cathode 16 into the tank 4. In the discussed exemplary construction, a channel from the openings located on the edges of the electrodes on the right side can be created by cutting out circular holes 31 and rectangular holes 32. In the discussed case, it is advantageous for the circular holes in the bipolar electrodes 15 and the cathode 16 to have the same diameter. If necessary, a vacuum tube can be placed in them. The holes 32, however, are wider in the uppermost bipolar electrode 15 and decrease in the subsequent, increasingly lower electrodes, being the narrowest in the lowest bipolar electrode 15. There may be no rectangular hole in the cathode 16. Fig. 1 schematically shows a typical gradation of the sizes of such holes, while Figs. 2, 3 and 4 show, for example, holes 31 and 32 in the middle bipolar electrodes. The described bath flow channel therefore decreases in size downwards, acting as a connecting pipe for feeding the bath to each inter-electrode space 19 from the tank 7. Similarly, the bath is transported to the upper tank 7, which flows through the channel marked with arrow 35, after passing through the inter-electrode spaces 19. As mentioned previously, the bath flows upwards on the principle of operation of a mammoth pump, in which the gas is chlorine produced in interelectrode spaces during electrolysis. As shown in Fig. 1, the return channel is generally located on the left side of each interelectrode space 19, i.e., opposite the feed channel. This channel communicates with each interelectrode space 19 as well as with the tank 4. The return channel is formed by suitably shaped holes of appropriate size, located on the edges of the electrodes and a suitably wide hole in the edge of the anode 14. In the discussed exemplary construction, the channel for the upward flow of the gas-liquid mixture may be formed by circular holes 36 and rectangular holes 37 in the edges of the electrodes. In this case, the circular holes 36 may have the same diameter in all bipolar electrodes 15. If necessary, they can be used to take bath samples. However, the hole 37 is the widest in the highest bipolar electrode 15; the holes These narrow successively in successively lower electrodes, with the narrowest being in the lower bipolar electrode 15. Figure 1 schematically shows a typical gradation of such hole sizes, while Figures 2, 3, and 4 show the corresponding holes 36 and 37 in the middle bipolar electrodes. The return channel, through which the gas-liquid mixture flows upwards, therefore widens upwards, i.e. in the highest bipolar electrode it is larger than in the lowest bipolar electrode. The channel widens upwards to accommodate additional amounts of chlorine and bath water flowing into it from the successive interelectrode spaces. The hole sizes can be selected so that their cross-sectional area per 1 ni3 (under standard conditions, i.e. at a pressure of 1 atm and a temperature of 21°C) of chlorine flowing through the hole per hour is at each level of 0.015-0.04 m2. The gas and bath flow through each interelectrode space 19 in the desired direction due to the appropriate shaping of the upper, anode surface of the electrode. A preferred configuration is shown in Figs. 2, 3 and 4. The cathode surface 40 of each bipolar electrode 15 is flat, as is the cathode surface 16 which constitutes the lowest boundary surface of the interelectrode space 19. The anode surface 41 of each bipolar electrode 15 has transverse channels, as does the anode 14 which constitutes the upper boundary surface of the interelectrode space 19. Preferably, the anode of each electrode is cut out at the circumference 42; on the edges thus formed there are openings 31, 32, 36 and 37. Such openings The notch inhibits electrolysis around the electrodes and reduces the possibility of a short circuit at the edges of the electrolyzer. Each anode surface contains a plurality of rectangular transverse channels 45 extending to the electrode notch on the return channel side. Chlorine released on the lower anode surface 41 flows upward through these channels, removing chlorine from the area closest to the cathode to a location further away from the cathode surface, where aluminum is formed. This minimizes the possibility of a chlorination reaction of the aluminum produced. These channels do not reach the electrode notch on the feed channel side, but are connected by a transverse channel 46. It is separated from the feed channel by a downward projection 47, which acts as a gas barrier. This projection obstructs or effectively prevents the reverse flow of chlorine gas into the feed channel. 30. Longitudinal and transverse channels, similar to the channels 45 and 46 described above, are provided on the lower surface of each bipolar electrode 15 and also, preferably, on the lower surface of the anode 14. The surface area of the channels is, for example, less than 50% of the total anode surface. The area of the channels and their depth are selected so as to accelerate the transport of chlorine from the lower anode surface 41. The electrolyte used in the production of a light metal, especially aluminum, by the process of the invention is usually a bath consisting essentially of aluminum or magnesium chloride dissolved in one or more halides having a higher discharge potential than aluminum or magnesium chloride. During electrolysis of such a bath containing, for example, aluminum chloride, chlorine is formed on the anode surface and aluminum is formed on the cathode surface. Aluminum is conveniently separated by sedimentation from lighter bath, and the chlorine is discharged to the top and released from the cell. The molten salt bath is circulated with the chlorine generated in the cell. Aluminum chloride is fed to the bath periodically or continuously to maintain the appropriate concentration. The bath usually consists, in addition to aluminum or magnesium chloride, of alkali metal chlorides, although other alkali metal and alkaline earth metal halides can also be used. A composition consisting of alkali metal chlorides containing 50-75% by weight of sodium chloride and 25-50% by weight of lithium chloride is preferred. The aluminum chloride is dissolved in this halide composition, and a bath is obtained from which aluminum is produced by electrolysis. The desired aluminum chloride content in the bath is 1.5-10% by weight. For example, a bath containing by weight 53% NaCl, 40% IiCl, 0.5% MgCl, 0.5% KCl, 1% CaCl2 and 5% HC13. In such a bath, chlorides other than NaCl, LiCl and AlCl3 can be treated as incidental components or impurities. The bath is used in the molten state, usually at a temperature above the melting point of aluminum, i.e. 660-730°C, for example 700°C. In the production of magnesium, a composition containing 80-98.5% by weight of lithium chloride and 1.5-20% of magnesium chloride is preferred. The method of producing a light metal from metal chloride is discussed in a detailed example in which the process is carried out in an electrolyte cell with bipolar electrodes. As mentioned previously, the bath fed from tank 7 to feed channel 30 is electrolyzed in each of the interelectrode spaces 19 in an electrolyzer containing an upper anode 14 arranged one above the other, at least one bipolar electrode 15 in the center, and a milking cathode 16. Chlorine is released on the surface of each anode 41, and aluminum is formed on the surface of each cathode 40. The current density can be in the range of 0.8-2.5% ampere/cm². In practice, the appropriate current density for a given type of electrolyzer can be quickly determined by observing the electrolyzer's operation. The produced chlorine rises upward, causing the bath to circulate. Aluminum, on the other hand, is entrained from the cathode surfaces by the flowing bath and then sediments from the draining bath as described below. The entrained aluminum flows cocurrently from the bath through the interelectrode space 19. The action of the capillaries effectively prevents the coalescence of aluminum into undesirably large droplets and the formation of an aluminum film on the cathode surface. The bath flow through the interelectrode spaces can be maintained at a rate that prevents aluminum accumulation in the bath. In practice, the rate appropriate to the specific electrolyzer design and the distance between the anode and the cathode is determined by observing the electrolyzer operation. The molten salt bath leaving all the interelectrode spaces 19 is pumped upwards through the return channel 35, preferably using chlorine rising in this conduit, formed in the interelectrode space and flowing out in the same direction as the bath. This, in turn, causes an appropriately directed, cocurrent flow of the bath through the interelectrode spaces. It is advantageous to discharge the liquid above the anode 14 through a return channel 35 to a tank 7, where the chlorine can be conveniently separated from the bath and then discharged through an outlet port 12, and aluminum chloride can be added through an inlet port 11 to replenish the bath.* As the bath flows upwards with the gas through channel 35, aluminum entrained from each interelectrode space 19 falls countercurrently into the bath. It has been surprisingly found that most of the aluminum can thus settle without undesirable chlorination of the product, some of it can be lifted from the bath and recirculated with it. It is advantageous to collect the sedimented aluminum in a tank 4 below the cathode 16, from where it can be drained if necessary. A practical method for removing molten aluminum and feeding it into the tank 4 is through the nozzle 10 and the feed channel 30. It can now be clearly seen that the formation of elongated channels and a collection channel in the anode surface not only prevents the accumulation of chlorine on the surface of the anode 41, but also directs the chlorine flow in a substantially unrestricted manner, minimizing or preventing backflow into the feed channel 30. Chlorine flow in the desired direction can also be ensured with anodes with flat surfaces, of course by using appropriate measures, such as temporarily limiting the backflow of chlorine into the feed channel at the beginning of operation. When using the method according to the invention for producing aluminum from aluminum chloride, the consumption of carbon anodes by oxygen is substantially avoided. The heat amounts and temperatures are also lower than in the Hall method, and the energy efficiency is higher. This is due to the design of the electrolyzer and the selection of electrolysis conditions such that the electrolyzer resistance is low and chlorination of the resulting aluminum occurs to a minimal extent. As mentioned, the method of the invention can be used to produce other metals. For example, the electrolyzer described in detail above can be used to produce magnesium. In such a case, the bath consists of magnesium chloride dissolved in a molten halide with a higher decomposition potential. Suitable low-density compositions are prepared from at least about 80%, preferably about 85%, by weight lithium chloride and at least about 1.5%, preferably about 15%, magnesium chloride. Magnesium metal is produced from this bath by the method generally described for the production of aluminum. In the case of a bath containing small amounts of aluminum chloride, the metal obtained may also contain some aluminum. Figure 5 schematically shows a method for recovering AlC13 from the exhaust gases, which is recycled to the electrolyzer. Aluminum is produced in the electrolyzer 50 by electrolysis of aluminum chloride dissolved in molten chlorides of alkali metals and alkaline earth metals or a mixture thereof, maintained at a temperature of about 700°C. The produced molten aluminum is removed at the point indicated by arrow 51, and a gas stream containing mainly chlorine, small amounts of nitrogen and alkali metal chloride and/or alkaline earth metal chloride, as well as aluminum chloride, is discharged through line 52. Such waste gases contain, for example, 91.5% chlorine, 1.8% nitrogen, 4.6% alkali metal chloride and/or alkaline earth metal chloride, 1.9% aluminum chloride and traces of oxygen, said chlorides being in the form of vapors or fine solid particles forming smoke. After leaving the electrolyzer 50, the waste gases having a temperature of about 700°C are cooled, preferably in a heat exchanger 53, in order to reduce the temperature to such a level as to selectively condense all the complex alkali metal chloride and/or alkaline earth metal chloride and aluminum without simultaneously desubliming aluminum chloride. The temperature of the exhaust gases can therefore be reduced in the heat exchanger to 150-200°C, in which the above-mentioned compounds condense in the form of small droplets or mist. The cooled gases flow through line 54 to a coalescing device, such as a mist trap 55, in which the droplets coalesce and are separated from the exhaust gases. The resulting liquid, also containing dissolved aluminum chloride, is returned through line 57 to the electrolyzer 50, thus replenishing the alloy losses from the electrolyzer. 3 m3 of waste gases (under standard conditions, i.e., converted to a temperature of 25°C and a pressure of 1 atm), 0.15-3.2 kg of such condensate is obtained. After condensation, the waste gases contain approximately 0.065 kg of gaseous aluminum chloride per m3 (under standard conditions). They are fed via line 56 to condensers 58 in the form of, for example, a shell-and-tube heat exchanger or a fluidized bed apparatus with a layer of aluminum chloride, which is maintained at a temperature usually below 100°C. In these condensers, the remaining aluminum chloride is desublimated and the crystalline chloride is initially separated, which is sent via line 59 to tank 60. The obtained aluminum chloride can be returned via line 61 to the same or another electrolytic cell for electrolytic decomposition. A relatively clean gas stream flows through line 62 from condensers 58 to bag filter or filters 63, wherein any remaining solid contaminants, particularly small particles, are removed. The solids deposited on filter 63 contain substantially only aluminum chloride. If the purity of this chloride is satisfactory, it can be recycled through line 64 to tank 60 and, if necessary, to electrolyzer 50. The gases leaving filter 63, which are relatively pure chlorine with a nitrogen admixture, can be discharged through line 65 to a point of consumption. This chlorine, along with other chlorine-containing gases, can be used to produce aluminum chloride in a device 66 in which the chlorine reacts with an aluminum-containing material in the presence of a reducing agent, such as coal. At least some of the chlorine and carbon involved in this reaction may be in the form of a compound such as carbon tetrachloride or carbonyl chloride. The chlorine leaving filter 63 may also be directed through line 71 to condenser 67, and the resulting liquid chlorine may be conveyed through line 68 to storage tank 69. The aluminum chloride produced in apparatus 66 may be used in electrolyzer 50 or other apparatus by being conveyed through line 70. Fig. 6 illustrates a method of preparing an alkali metal chloride melt for use in aluminum chloride electrolysis. The alkali metal chlorides are introduced at the point indicated by arrow 76 into a furnace 75 heated electrically, by gas, or by other known methods. The temperature is raised accordingly to obtain a melt 77 of the introduced chlorides. Nitrogen or other inert gases, such as argon, are also fed to furnace 75 above the level of melt 77 through line 78, creating an overpressure sufficient to force the melt through filter 79, from where it is transferred through line 80 to electrolyzer 81. Aluminum chloride is fed to the electrolyzer through line 82. In the electrolyzer, melt 85 is electrolyzed to form aluminum 83, which settles at the bottom of electrolyzer 81, and chlorine, which leaves the electrolyzer through line 84. Aluminum may be introduced into chamber 75 through opening 76 or another opening not shown in the diagram, in order to remove iron and other heavy metal contaminants, which are present in the form of chlorides or other soluble halides in the melt before being precipitated. As previously mentioned, aluminum also reacts with oxides and hydroxides to form insoluble alumina, which settles to the bottom of furnace 75 along with iron and other insoluble particles. The settled particles and sludge 86 can be removed through line 87. If necessary, 1-2% by weight of aluminum chloride can be introduced through line 76 or another opening not shown, which reacts with the hydroxides in the melt to form precipitated alumina and, if water is used, hydrogen chloride gas. Particles not deposited at the bottom in the form of a layer of sediment and sludge 86 are retained on filter 79 before the melt is introduced through line 80 into electrolytic cell 81 where they could interfere with the electrolytic process. Filter 79 may be constructed to be substantially impermeable to solid contaminants in the melt. Aluminum containing small amounts of alkali metal chloride from the melt is tapped at an appropriate time from cell 81 and introduced into settler 68 through line 89. Alkali metal chloride 90 may be collected or poured off from the surface of aluminum 91 in settler 88, withdrawn through line 92, and added, if necessary, to melting chamber or furnace 75. Substantially pure molten aluminum may be removed from settler 88 through line 93 or other means. Fig. 7 shows an exemplary construction of filter 79. It is made in the form of four layers wound around a perforated end portion 94 of line 95. Layer 96 is a fused quartz fabric, layer 97 is a carbon felt, layer 98 is a silica-alumina paper, and layer 99 is a fused quartz fabric. The filter is preferably constructed so that the tube 95 is expanded at its end to form a cylindrical perforated substrate 94, shown partially in cross-section to show the perforated wall. This allows the melt to flow through the filter and through the open end into the tube 95 even if it is only slightly submerged below the surface of the melt being filtered. If desired, the four-layer filter material can be secured to the substrate 94 by clamps not shown in the drawing. The following example illustrates the method of the invention applied to the preparation of an alkali metal chloride melt for use in aluminum chloride electrolysis. Example 900 kg of an alkali chloride mixture containing 60% NaCl and 40% LiCl are melted for 8 hours in the furnace shown schematically in Figure 6. Over the next 8 hours, 4.5 kg of aluminum (0.5% by weight) and 9 to 18 kg of AlCl3 (1-2% by weight) are added, precipitating the precipitate that accumulates at the bottom of the furnace. An inert gas such as nitrogen is passed over the surface of the molten salts at a rate of 10 m³ at standard conditions per hour, purging the zone above the melt and preventing moisture from entering the furnace from the ambient air. The resulting melt is fed to the electrolytic cell for another 8 hours, while the furnace is pressurized with an inert gas such as nitrogen. The overpressure causes the melt to flow through a filter, such as the one shown in Figures 6 or 7, and a conduit to the electrolytic cell. The filter consists of a 1.25 mm thick fused quartz cloth, a 3.25 mm thick silica-alumina paper, a 6.25 mm thick carbon felt, and a second layer of 1.25 mm thick fused quartz cloth wound on a perforated metal frame. The flow resistance through the filter and the melt feed line to the electrolytic cell is 0.15 atm at a flow rate of 24.5-29.0 kg of melt per square meter per hour. The settled sludge is removed from the bottom of the furnace as necessary. 76 069 11 Using a sintered quartz filter instead of the four-layer filter described above reduces the oxygen content from bath impurities from 0.22% to 0.025%, as measured by neutron activation analysis using stoichiometric AlC13. The oxygen content is reduced to only 0.125% when using a 2.3% excess AlC13. PL PL PL PL PL PL PL PL PL PL PL PL PL PL PL PL