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 PLThe patent entitled: Aluminum Company of America, Pittsburgh (United States of America) Method and electrolyser for the production of metal, especially aluminum. The subject of the invention is a method and an electrolyser for producing a metal, especially aluminum, from a metal chloride dissolved in a solvent in a molten form. Various metals such as magnesium, zinc or lead can be produced, however it is especially advantageous for aluminum production. Currently, aluminum is produced by electrolysis of a bath containing alumina dissolved in molten halides such as sodium fluoride, aluminum fluoride and calcium fluoride. In this process, commonly known as the Hall process, the electrolysis is carried out in an electrolyser containing carbon anodes, which are gradually consumed by reaction with the oxygen formed on the anode surface. Wear of the anodes causes significant losses. The bath is kept 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 layer of molten aluminum below, constituting the cathode, which is at least 25-31 mm. Keep this distance in order to reduce periodic short circuits and electric energy losses due to the undulation of the aluminum layer induced by the magnetic field. As mentioned, the method of the invention relates in particular to the method of producing aluminum from aluminum chloride. Since no oxygen is produced in the electrolytic reduction of alumina and the electrode is operated at a temperature lower than the temperature of the alumina electrolysis, two economic limitations of the Hall process can be avoided. Despite the known advantages that could be achieved with the use of aluminum chloride in the production of aluminum, this process has not yet been implemented in the industry due to a number of other, as yet unresolved problems related to the use of chloride as a substrate, although this problem has been studied extensively. Among the unresolved issues, mention should be made of obtaining high energy efficiency at relatively high current capacity and low voltage, avoiding the reverse reaction between chlorine and aluminum formed during electrolysis. It has previously been found that this can be achieved, in particular, with the use of electrolysers 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 on each cathode flows downwards under the action of the force of force, through the spaces between the electrodes, and the chlorine generated on the surface of each anode flows upwards in each space between the electrodes , i.e. in the opposite direction of the aluminum. The method of the invention is suitable for the economical industrial production of a metal, in particular aluminum from aluminum chloride. According to the method of the invention, a metal, such as aluminum, is produced from a metal chloride in an electrolyzer containing an anode , at least one bipolar intermediate electrode and the cathode so positioned that there are inter-electrode spaces between them. Electrolysis is subject to a bath containing a metal chloride dissolved in a molten solvent with a higher decomposition potential than the decomposition potential of the produced metal, located in each space between the electrodes. Chlorine and metal are released on the electrode surfaces, and the bath flows through each space between the electrodes, entraining the formed metal. The flow of the bath is obtained by using the chlorine released during electrolysis. After flowing out of the inter-electrode spaces, the chlorine bath mixture rises, while the heavier, molten metal flows countercurrently into the mixture. In practice, metal chloride can be added periodically or continuously to the bath and the circulation of the bath is maintained in the space between the electrodes. By using the method according to the invention, the accumulation of metal in the form of droplets or layers on the cathode surface is avoided, which in turn allows to reduce the distance between the cathode and the anode less than 20 crft, preferably less than 13 cm, with a consequent reduction in electrolyser resistance. This means reducing the amount of heat generated during electrolysis and improving the voltage efficiency, which has economic benefits, especially in the case of multi-electrode electrolysers. Due to the fact that the metal does not accumulate on the surface of the cathodes, a magnetic flux-distorted metal layer does not form on their surface, and therefore there is no problem of changes in the cathode / anode distance, as is the case when a layer of metal may accumulate on the cathode surface. different thicknesses. Chlorine produced during electrolysis continues to flow through the gaps between the electrodes, causing the bath to flow, which reduces the resistance of the electrolyser, which could otherwise be increased by the accumulation of chlorine on the anode surface. The method of separating chlorine and other gases from the bath is described later in the description. The possibility of placing the electrodes close together unexpectedly led to an improvement in the current performance as well as the voltage efficiency, despite the proximity of chlorine and aluminum in the narrow space between the electrodes. Chlorine appears to remove the alumina that is formed from the impurities and helps the aluminum particles to coalesce without substantially causing a chlorination reaction of the metal. It has also surprisingly been found that when the electrodes are placed close together, for example at a distance of less than 20 mm, the wear of the carbon cathodes due to the presence of reduced alkali metal in the bath is significantly reduced. Yet another advantage of the low heat generated is that the electrolysis can be carried out at a lower temperature. Thus, the process according to the invention consists in electrolysing, in at least one space between the electrodes, a bath consisting essentially of at least one dissolved light metal chloride. in a molten halide with a higher degradation potential. Chlorine is released on the anode surface and light metal is released on the cathode surface. The bath usually contains an alkali metal halide, so that some alkali metal is also formed during electrolysis. By keeping the distance between the cathode and the anode below 20 mm, preferably below 13 mm, benefits can only be obtained from keeping the distance within the given limits, namely, the anode product, including that formed at. In the anode, the chlorine dissolves and disperses in the bath flowing through the narrow and long space between the electrodes, whereby the anode product contacts the cathode surface. The flow of the bath is maintained through each space between the electrodes, bringing fresh bath to each space and draining it. exhausted bath, and with it chlorine and metal. Preferably, the bath used for the production of aluminum contains 1.5-10% by weight of aluminum chloride and alkali metal chlorides. For the production of magnesium, a bath containing 1.5-20% magnesium chloride is preferred. Light metal chloride can be added periodically or continuously to the exhausted bath and the enriched bath can be continuously returned to the space between the electrodes. It is preferable to maintain the bath temperature between the solidus and the fluid of the light metal produced. Surprisingly, it has been found that the reverse light metal chlorination reaction does not occur with efficient electrode spacing less than 20 mm, preferably less than 13 mm, allowing the electrolyser resistance to be reduced. This reaction does not take place regardless of whether or not the light metal has accumulated on the cathode surface as a layer of droplets. This means unexpectedly high current efficiency, as well as a reduction in the amount of heat released and a better voltage efficiency with associated economic benefits, especially in the case of multi-electrode baths. Accumulation of metal on the cathode surface may be allowed, the effective distance between the cathode and anode being then the distance between the anode and the light metal layer. The anode product, mainly chlorine, permeates the bath; a large part of it rises upwards and continuously leaves the spaces between the electrodes. The anode product in the bath is in constant contact with the effective surface of the cathode, thereby causing the flow of aluminum or magnesium and inhibiting the reaction between the alkali metal and the carbon cathode. As already mentioned, the proximity of the cathodes and anodes unexpectedly leads to an improvement in the current efficiency, despite the proximity of the chlorine and light metal mixed in a narrow and long space between the electrodes. As suggested above, the anode product in the bath accesses the cathode surface and causes the aluminum to flow despite the presence of oxide impurities in the bath, and helps to coalesce the molten metal particles without unexpectedly chlorination of the light metal deteriorating the economics of the process. According to the invention, suitable refractory materials must be used for the construction of the electrolysers. Many such materials, relatively insensitive to the action of fluoride-containing electrolytes, such as the electrolytes used in the electrolysis of alumina, are extremely poorly resistant to the action of chloride-containing electrolytes and chlorine generated during electrolysis. One effect of the detoxifying effect of the electrolyte used in the electrolysis of aluminum chloride on a refractory material is the formation of sludge in the electrolyser. The presence of such a sludge gradually reduces the efficiency of the electrolyser used for the electrowinning of aluminum from aluminum chloride, and the rapid formation of the sludge also requires frequent downtime to clean the cell and remove the sludge, increasing manufacturing costs. For example, the refractory materials typically used in the construction of the Hall cells consumed in the production of aluminum, such as silica, alumina, silica and alumina based materials, and even nitride-linked silicon carbide exhibit only limited resistance to the electrolyte, as opposed to The nitride-based refractory materials which are used in the process of the invention. Conventional refractory materials additionally have problems with regard to their partial solubility. The oxygen contained in these dissolved compounds consumed carbon from the anode causing the formation of carbon monoxide and dioxide, which additionally adversely affected the efficiency of the method of producing aluminum from aluminum chloride. In addition, in the case of silica-containing refractories, the silicon derived from these materials contaminates the aluminum produced, which in turn causes corrosion of the refractory material by the contaminated aluminum. Many of the above-mentioned problems with aluminum chloride electrolysis can be reduced or even eliminated by using a refractory based on nitrides where the electrolyte contacts the bathtub. The term nitride-based refractory is to be understood as a refractory material containing as a base a nitride as such or also having a component, for example a mixture or a chemical compound, and an oxide of silicon, barium or aluminum, the nitride content being 25-60% by weight. Nitrides of silicon, barium and aluminum, although nitrides of titanium, chromium, hafnium, gallium, zircon, etc. may also be used. The preferred nitride-based materials used in the method of the present invention may include silicon oxynitride, silicon nitride combined with fused silica, silicon nitride, nitride aluminum and boron nitride. Other nitride-based materials in which the metal ion is aluminum, boron or silicon can also be used. The silicon oxynitride available on the market has the general formula Si2ON2; it is sometimes thought of as a combination of silicon * nitride and Si3N4 and SiO2 silica. Likewise, silicon nitride combined with fused silica is commercially available. These plastics used as construction materials for the electrolyser used in the method of the invention are either produced by casting or the like or molded at the point of use as a bath lining by hot pressing, casting, etc. also materials in the form of blocks cut from larger blocks. If the material is used as a bath lining, it can be formed as a continuous lining, as separate blocks joined with a suitable anti-corrosion putty or as block layers. Such materials are useful not only for the lining of the bathtub, but also as supports for the individual elements of the bipolar electrodes inside the electrolyser and as materials for tubular caps and for lining holes in the electrolyser. Generally, such refractory materials can be used as construction materials for most, if not all, of the non-conductive parts that border the electrolyte inside the electrolyser. between the bipolar electrodes. The electrolyser was kept in essentially continuous operation at a temperature of about 700 ° C. The electrolysed halide bath was composed essentially of sodium chloride and lithium chloride in approximately the same parts by weight and aluminum chloride dissolved in this mixture in an amount of about 6% by weight. The aluminum chloride was fed to the bath substantially continuously to make up for the loss of chloride consumed during the electrolysis. The cell was kept in motion for 120 days by applying a voltage of 2.7 volts to each cell of the cell. During this period, no contamination of the bath or deterioration of the electrolyser efficiency was found. The electrolysis was essentially carried out in the same manner using an electrolyser in which silicon oxynitride was replaced with silicon nitride combined with fused silica, obtaining the same good results. One of the many problems in the electrolysis of aluminum chloride is the treatment of the waste gas from the electrolyte bath. It is particularly important when using alkaline earth metal halides or alkali metal halides as electrolyte, or their mixtures with dissolved aluminum chloride. The main component of the exhaust gases is then chlorine, which is extremely reactive, poisonous and aggressive, while such components occur in small amounts, such as nitrogen and trace amounts of CO 2 together with molten sodium aluminum chloride, aluminum chloride and combinations of aluminum chloride with alkali metal halides, aluminum chloride with alkali metal and alkaline earth metal halides as condensing vapors. The presence of such molten components in the waste gas does not allow the direct use of chlorine due to its harmful effect and causes clogging of the waste gas discharge pipes due to, for example, the condensation of alkali metal halides and alkaline earth metals and the other compounds mentioned above. the difficulty of liquefying such gases for storage or use in a chemical process. Moreover, it makes it difficult to recover aluminum chloride and chlorides of alkali metals, alkaline earth metals for re-use in electrolysis. By using the method according to the invention, many of the above-mentioned difficulties associated with the treatment of the off-gas arising from p: the production of aluminum by the electrolysis of aluminum chloride achieving economic benefits . The gases are recovered by selective condensation and separation and recycled to the electrolyser is halide or electrolyte alloy material containing the halides of the above-mentioned alkali metals and alkaline earth metals and aluminum chloride. As a consequence, chlorine gas is obtained with a relatively high purity, free from condensable impurities. In this way, relatively large amounts of aluminum chloride with the metal halides can be recycled to the electrolyte in the form of a solution in or in combination with the halides. Selective condensation can be carried out in a cascade, i.e. first the components condensing from the exhaust gas are removed at a temperature higher, preferably 100-250 ° C, and generally not exceeding about 180 ° C. In a preferred embodiment of the process according to the invention, the higher boiling components such as various halides are condensed. alkali metals and alkaline earth metals, either alone or in combination with aluminum chloride, a fog product is obtained. These mists are captured in the mist catcher, where they coalesce to droplets on a quartz, glass, bag filter, etc., on which also small amounts of aluminum chloride settle. In addition, gases containing unrecovered aluminum chloride in the trap are passed through a suitable condenser in which the direct desublimation of the aluminum chloride obtained as crystals takes place, which is separated and recycled to the molten electrolyte. The remaining exhaust gases, which contain relatively pure chlorine, essentially free from condensable impurities, can be further treated if necessary, removing the fine solids by passing the gases through filters, preferably dry or from a cloth, before reusing the resultant so obtained. essentially pure chlorine method. The recovered chlorine can either be used directly in the chlorinator for the production of aluminum chloride or liquefied and stored in this form before use.It is believed, although not yet fully understood, that some long-standing problems with the electrolysis of aluminum chloride in the alloy result from the presence of undesirable ingredients and fine grains in the bath of molten salt. These grains are attracted by electric forces to the cathode, where they form a semi-permeable coating. This coating of oxides and other granular materials on the cathode surface makes it difficult to transport complex aluminum ions due to its large size-to-charge ratio. In contrast to this, alkali metal ions subjected to the driving force in the form of a difference in electric potential, due to their large quantity and a small ratio of size to the deposited charge, easily penetrate the granular layer and are discharged (at the cathode. Reduced ions, especially sodium and potassium, penetrate into graphite or creates a network, the consequence of which is the swelling of the electrode and its surface slurry and an increase in the amount of granular materials in the system. Therefore, the speed of aluminum chloride movement to the cathode surface by convection and diffusion is significantly reduced. 76 069 5 In addition, as mentioned, the presence of impurities in the form of oxides and hydroxides in the alloy causes the wear of carbon anodes.Such impurities, which are poorly soluble in the melt, are electrolytically decomposed simultaneously with aluminum chloride. The oxygen formed at the anode reacts with the carbon of the anode, giving carbon oxide and dioxide, which causes the anodes to be worn and distances away. The fate between cathodes and anodes is increasing. It has been found that the above problems can be minimized for a long time or even completely eliminated by alloying at least one alkali metal chloride containing at least about 75% by weight of alkali metal chloride and introducing it into the cell in which A1C13 is to be electrolysed. It is preferable to purify the alloy before it is fed to the electrolyser. The bodies in the melt are continuously separated by known methods, such as, for example, sedimentation, centrifugation, decantation, freezing, remelting, etc. A preferred method of producing the alloy is to prepare it in a separate, heated chamber, for example in a furnace, under nitrogen atmosphere. , argon, or other inert gas used to remove contaminants from the chamber and prevent moisture from entering the melt. Such inert gases can also be used to push the melt through a filter placed, preferably in the chamber. The alloy is initially introduced into the electrolyser. The alkali and alkaline earth metal chlorides of the alloy can be added to the chamber as a solid, 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 chamber containing the material to be melted and then purified before re-use in the cell. Liquid contaminants that may be introduced into the alloy, for example during preparation the alkali metal chloride alloy can be lost and thus easily removed from the alloy. For example, aluminum may be added to lose one or more chlorides such as ferric chloride FeCl3 according to the scheme Al + FeCl3 ^ A1C13 + Fe. Aluminum also reacts, although slightly slower, with heavy metal hydroxides, according to the scheme 2nAl + 3X / OH / n -? nAl203 + 3 / 2nH2, where n is the value of the heavy metal. It was also found that the addition of aluminum chloride to the alloy in an amount of 1-2% by weight facilitates the removal of oxygen found in soluble compounds. For example, a soluble aluminum-chloro-oxygen complex is first formed from which insoluble Al 2 O 3 is formed. However, if more than 1-2% by weight of aluminum chloride is added to the melt, at least some of the alumina formed will probably go back into solution, which undermines, at least in part, the desirability of adding AlCl3. Lost materials and other insoluble or undissolved substances, such as oxides, possibly carbon, etc., usually settle as a sludge at the bottom of the chamber, thus effectively separating them from the melt, which is then fed to the cell. As mentioned previously, unsimmed grains and / or suspensions, which may be present in the alloy due to entrainment of particles deposited by thermal convection in the alloy or other factors, as well as lost solids, can be removed from the alloy by bleaching as described hereinafter. the melt is removed from the chamber by discharging it preferably above the chamber through a conduit in front of which it can conveniently be sipped. The filter material should be alkali metal chloride resistant and exhibit adequate permeability to liquid alkali metal chlorides while also being capable of retaining many undissolved substances and other solids in the melt. Such a filter may be made of a fibrous material on / or coiled around a perforated metal, an 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. A perforated plate or tube serves as a substrate for the filter material. If desired, the filter material may be attached to it with one or more caps or similar holders. Such a device allows the easy flow of the drained alloy into the conduit leading to the electrolyser, to which appropriate amounts of A1C13 can be added. * The described method of pouring the alloy is advantageous, but other methods may also be used, such as dripping through the permeable material and wound on the perforated ring part of the conduit. part of which is in the chamber, or dripping through material on a suitably shaped wire mesh or other located in front of the drainage opening to the electrolyser, regardless of the direction of the melt flow and the location of the opening. Preferably the alloy drips through a multi-component medium filter media comprising at least one fibrous silica material or silica. Fabrics made of fused silica, such as fused quartz, and porous carbon, are particularly effective. Four-layer laminate filter materials have been found to be particularly useful, the first layer of which on the side of the melt is fused silica cloth such as fused quartz cloth, then silica-alumina paper and felted carbon or graphite, and the inner layer made of is a fused silica fabric such as a fused quartz fabric. It has been found that the absence of carbon or graphite felt is not harmful. Fused quartz cloth is a good filter medium and a strong structural element for good durability of such a filter. The silica-alumina paper layer gives the material a high resistance to the flowing bath and helps the sipping of unsolved smaller grains. The carbon felt is impervious to the molten salt bath so that it only slightly crumbles or peaks when the level of the bath is lowered and when the felt is exposed to the gas zone. Advantageous features of this embodiment of the method according to the invention include the possibility of feeding the electrolyser continuously The method according to the invention is a solution to the basic problems that inhibit the development in this field and allows to achieve the long-set goal, i.e. to develop an economical and feasible on a large scale method for the production of aluminum from aluminum chloride. According to the invention, it consists of an anode of at least one intermediate bipolar electrode and a cathode placed in such a way that there are inter-electrode spaces between them, a supply channel through which the bath is led down to each inter-electrode space and placed in a certain distances from the feed channel, a riser channel standing vertically upwards leading from each inter-electrode space through which chlorine, bath and metal flow from the inter-electrode space. The ascending channel is adapted to the outflow of the bath from each inter-electrode space during electrolysis, the co-current flow of the entrained metal and for pumping the bath, using the phenomenon of the gas buoyancy of chloride produced and supplied to the channel, and at the same time allows the metal introduced into the channel to fall. The attached drawings illustrate more precisely the electrolysis. and the rest of the apparatus for carrying out the method of the invention. Fig. 1 shows a vertical section of a metal-producing electrolyser according to the invention having a plurality of suitably disposed electrodes internally. Fig. 2 is a sectional view at the position indicated by numbers 2-2 in Fig. 1 tzri. a view of the lower part of the bipolar electrode (anode surface) used in the electrolyser shown in Fig. 1 Fig. 3 is a vertical section of the bipolar electrode shown in Fig. 2 at the position indicated by numbers 3-3. Fig. 4 is a view from the left. the bipolar electrode shown in Fig. 2; line 44 indicates the direction from which the electrode is visible. Fig. 5 shows a diagram of the installation for the treatment of flue gases, their chlorides of alkali metals, alkaline earth metals and aluminum chloride, returned directly to the electrolytic bath. Fig. 6 shows a diagram of the installation for purification of alkali metal chloride. Fig. 7 shows a longitudinal section of a filter for the purification of an alkali metal chloride alloy. A preferred structure of the cell for the production of aluminum according to the invention is illustrated in the drawings. The electrolyser shown in Fig. 1 is made in the form of a steel tub 1 lined with refractory bricks 3 made of a heat and electric insulator material, resistant to the action of a halide bath containing molten aluminum chlorine and its decomposition products. In the lower part of the electrolyser there is a reservoir 4 in which the clay produced during the electrolysis is collected. The bottom of this tank 5 and its walls 6 are preferably lined with graphite. Inside the electrolyser, in the upper part there is a bath tank 7.At the top there is a roof made of refractory material 8 and a cover 9. A pipe is inserted into the first port 10 through the cover 9, the roof 8 into the tank 4, through which it is sucked under the reduced the molten aluminum, thus removing it from the electrolyser. The second port 11 serves as the aluminum chloride inlet for the bath, and the third port 12 discharges the chlorine. The electrolyser has a plurality of electrodes, starting with the end upper anode 14, through the appropriate number of bipolar electrodes 15 (only four are shown in the figure), to the final lower cathode 16, all electrodes are preferably made of graphite. These electrodes are arranged one above the other in the form of a vertical heap, preferably in the lying position - the Cathode 16 rests on the walls of the tank 6. The remaining electrodes are stacked one on top of the other, and the appropriate spacing between them is maintained by spacer bars 18 made of refractory material. The sizes of the bars 18 are selected so as to maintain a sufficiently small distance between the surfaces of adjacent electrodes, for example not more than 20 mm. In the example of the electrolyser there are five spaces between the electrodes, one between the cathode 16 and the lowest bipolar electrode 15, three between each The bipolar electrodes 15 and one between the uppermost bipolar electrode 15 and the anode 14. Each of the spaces 7 between the electrodes is bounded at the top by the anode surface and at the bottom by the cathode surface. The distance between the electrodes is, for example, about 13 mm. This distance is referred to in the description as the cathode-anode distance and is equal to the effective anode-cathode distance in the absence of a significant thickness of metal. The level of the bath in the bath changes during electrolysis, generally remaining above the anode 14. All spaces between the electrodes are therefore filled with the drip. Anode 14 has a series of rods 24 for positive electrical charges, and in cathode 16 there are many rods 26 for negative charges. The rods 24 and 26 protrude outside the electrolyser and are suitably insulated against the steel mantle 1. As mentioned previously, the reservoir 4 may contain a bath and molten clay that builds up under the bath during electrolysis. If it is necessary to heat the bath and metal, auxiliary heating circuits can be placed in the tank 4. The flow direction of the bath is shown in Figures 1, 2, 3 and 4. From the upper tank 4, the bath flows through the channel marked with the arrow 30 located on the right side of the electrodes, which has connections with each inter-electrode space and the lower reservoir 7. The channel consists of a series of suitably shaped openings of appropriate sizes located on the sides of the electrodes. The bath flows from the right side of the anode 14 downwards as shown in Fig. 1 through the relatively wide opening at the edge of the anode entering the space to the right of the uppermost inter-electrode space 19: The bath then flows downwards, successively through the holes to the right of the electrodes and free spaces to the right of the inter-electrode spaces 19. A part of the bath may pass through the holes on the right side of the cathode 16 into the reservoir 4. In the example structure discussed, the channel from the holes on the edges of the electrodes on the right side can be formed by cutting round holes 31 and rectangular holes holes 32. In the present case, it is preferable that the circular holes in the bipolar electrodes 15 and the cathode 16 have the same diameter. If necessary, a vacuum tube can be placed in them. The holes 32 are wider in the uppermost bipolar electrode 15 and decrease in the successive, lower and lower electrodes, and are the narrowest in the lowermost bipolar electrode 15. There may not be a rectangular hole in the cathode 16. Figures 2, 3 and 4 show, for example, holes 31 and 32 in bipolar center electrodes. The described channel for the bath flow thus reduces its size downwards, fulfilling the role of a connecting pipe for feeding the bath to each interelectrode space 19 from the reservoir 7. Similarly, the transport of the bath to the upper reservoir 7 takes place, which flows through the channel marked by arrow 35, after passing through the interelectrode spaces 19 As mentioned previously, the bath flows upward by the operation of a mammoth pump, in which the gas is chlorine produced in the inter-electrode spaces during electrolysis. As shown in Fig. 1, the return channel is generally arranged to the left of each inter-electrode space 19, i.e. opposite the feed channel. This channel connects with each inter-electrode space 19 as well as with the tank 4. The return channel is made of appropriately shaped openings of appropriate sizes, located on the edges of the electrodes and a sufficiently wide opening in the edge of the anode 14. In the discussed example structure, the channel for the flow of the gas mixture with the liquid upwards 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 the bipolar electrodes 15. They may be used for taking bath samples if desired. By contrast, the opening 37 is the widest in the uppermost bipolar electrode 15; these holes tapered successively in lower and lower electrodes, the narrowest being in the lower bipolar electrode 15. Fig. 1 schematically shows a typical gradation of the sizes of such holes, and Figs. 2, 3 and 4 show the corresponding holes 36 and 37 in the center electrodes. bipolar. The return channel, through which the gas-liquid mixture flows upwards, thus 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 baths flowing into it from successive inter-electrode spaces. The sizes of the holes can be selected so that their cross-sectional area is 1 n3, (under standard conditions, i.e. under a pressure of 1 atm and a temperature 21 ° C) of chlorine flowing through the hole per hour was 0.015-0.04 m2 each. Gas and bath flow through each inter-electrode 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 Figures 2, 3 and 4. The cathode surface 40 of each bipolar electrode 15 is flat, as is the cathode surface 16 constituting the lowest inter-electrode space interface 19.8 76 069 The anode surface 41 of each bipolar electrode 15 has transverse channels, as does the anode. 14, which is the upper boundary surface of the inter-electrode space 19. Preferably, the anode of each electrode is cut at circumference 42; there are holes 31, 32, 36 and 37 on the so formed edges. Such a cut inhibits the electrolysis course on the electrode perimeter and reduces the possibility of a short circuit at the edges of the electrolyser. Each anode surface has many rectangular transverse channels 45 reaching to cut the electrode from the channel side return. Through these channels, the chlorine emitted on the lower anode surface 41 flows upwards, whereby the chlorine is removed from the space with the shortest distance from the cathode to the anode to the point farther away from the cathode surface on which the aluminum is formed. In this way, the possibility of a chlorination reaction of the aluminum produced is minimized. These channels do not lead to an electrode cut on the feed channel side, but are connected by a transverse channel 46. It is separated from the feed channel by a downward protrusion 47 which is a gas dam. This protrusion obstructs or effectively prevents the backflow of the chlorine gas into the feed channel 30. Longitudinal and transverse channels, similar to the channels 45 and 46 described above, are provided on the bottom surface of each bipolar electrode 15, and preferably also on the bottom surface of the anode 14. The area of the channels, for example, is less than 50% of the total anode area. The surface of the channels and their depth are chosen to accelerate the transport of chlorine from the lower anodic surface 41 The electrolyte used in the production of light metal, especially aluminum according to the invention is usually a bath consisting essentially of aluminum or magnesium chlorine dissolved in one or more halides. with a higher degradation potential than aluminum or magnesium chloride. During the 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. The aluminum is conveniently separated by sedimentation from the lighter bath, and the chlorine is discharged upwards and released from the electrolyser. The molten salt bath is circulated with the chlorine generated in the electrolyser Aluminum chloride is fed periodically or continuously to maintain the desired concentration The bath is usually composed of alkali metal chlorides in addition to aluminum or magnesium chloride, although other alkali metal halides can also be used and alkaline earth metals. An alkali metal chloride composition containing 50-75% by weight sodium chloride and 25-50% by weight lithium chloride is preferred. The aluminum chloride is dissolved in this halide composition to form a bath from which aluminum is produced by electrolysis. Desirable content of aluminum chloride in the bath is 1.5-10% by weight. For example, a bath of 53% NaCl, 40% IiCl, 0.5% MgCl2, 0.5% KCl, 1.1% CaCl2 and 5% HCl 3 by weight is satisfactory. In such a bath, chlorides other than NaCl, LiCl and A1C13 can be treated as incidental components or contaminants. The bath is used in the molten state, usually above the melting point of aluminum, i.e. 660-730 ° C, e.g. 700 ° C. For the production of magnesium, a composition containing 80-98.5% by weight of lithium chloride and 1.5- 20% magnesium chloride. A method for producing a light metal from a metal chloride is discussed in the specific example in which the process is carried out in an electrolytic cell with bipolar electrodes. As mentioned previously, the bath supplied from the reservoir 7 to the feed channel 30 is electrolysed in each of the interelectrode spaces 19, in an electrolyser comprising an upper anode 14 placed one above the other, at least one bipolar electrode 15 in the center, and a milk cathode 16. On the surface Chlorine is released from each anode 41, and aluminum is formed on the surface of each cathode 40. The current density can be 0.8-2.5% ampere / cm2. Practically the current density appropriate to a given type of electrolyser can be quickly determined by observing the operation of the electrolyser. The chlorine produced rises, causing the bath to circulate. On the other hand, the aluminum is entrained from the cathode surface by the flowing bath and sedimented from the flowing bath as described below. The entrained aluminum flows co-current from the drip through the inter-electrode space 19. Capirjj action effectively prevents the aluminum from coalescing into undesirable large droplets and the formation of an aluminum layer on the surface of the cathodes. The flow of the bath through the inter-electrode spaces can be maintained at such a speed that no aluminum accumulates in the bath. In practice, the speed appropriate to the particular design of the electrolyser and the distance from the anode to the cathode is determined by the observation path of the electrolyser. The molten salt bath leaving all inter-electrode spaces 19 pumps upwardly through the return conduit 35, preferably by means of floating chlorine in the conduit formed in the inter-electrode space and flowing therefrom in the same direction as the bath. In turn, this causes an appropriately directed, co-current flow of the bath through the inter-electrode spaces. It is preferable to discharge the liquid through a return channel 35 above the anode 14 to a tank 7 where the chlorine can be conveniently separated from the bath and then vented through the outlet port 12, and aluminum chloride is added through inlet 11 to make up the bath * While the bath flows with the gas through the channel 35 upwards, the clay entrained from each inter-electrode space 19 falls countercurrently to the bath. It has surprisingly been found that most of the aluminum can thus girdle without undesirable chlorination of the product, part can be lifted from the drip and recirculated with it. It is preferable to collect the sedimented clay in a reservoir 4 below the cathode 16, from where it can be drained if necessary. Practical way of removing molten aluminum and fed to the tank 4 through the nozzle 10 and the supply channel 30. It is now clear that the incrustation on the anode surface of the longitudinal channels and the collecting channel not only prevents the accumulation of chlorine on the anode surface 41, but also directs the chlorine flow in a manner substantially unrestrained, minimizing or preventing backflow into supply channel 30. Chlorine flow in the desired direction can also be ensured with flat anodes, of course by taking appropriate measures, such as temporarily restricting the reverse flow of chlorine into the supply channel at the start. According to the invention, the wear of the carbon anodes by oxygen is substantially avoided in the production of aluminum from aluminum chloride. There are also smaller amounts of heat than with the Hall method, and lower temperatures, and higher energy efficiency. All this is due to the construction of the electrolyser and the selection of electrolysis conditions that the electrolyser resistance is low and the chlorination of the aluminum formed is minimal. As mentioned, the method of the invention can be used for the production of other metals. For example, the cell described in detail above can be used for the production of magnesium. In this case, the bath consists of magnesium chloride dissolved in a molten halide with a higher degradation potential. Sufficiently low density compositions are prepared with at least about 80%, preferably about 85% by weight lithium chloride and at least about 1.5%, preferably about 15%. % magnesium chloride. This bath produces metallic magnesium as described generally for aluminum production. In a bath containing a small amount of aluminum chloride, the resulting metal may also contain some aluminum. Figure 5 shows a schematic view of recovering A1C13 from the exhaust gas that is recycled to the electrolyser. . Aluminum is produced in the electrolyser 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% chlorides of alkali metals and / or alkaline earth metals, 1.9% aluminum chloride and traces of oxygen, whereby the chlorides mentioned appear as vapors or fine solid particles forming smoke. of the electrolyser 50, the exhaust gases at a temperature of about 700 ° C are cooled, preferably in a heat exchanger 53, to lower the temperature to such a level as to selectively condense all complex alkali metal and / or alkaline earth metal and aluminum chlorides without simultaneously desublimating the aluminum chloride. The temperature of the exhaust gases can thus be lowered in the heat exchanger to 150 ° -200 ° C, in which the compounds mentioned condense in the form of small droplets or mist. The coated gases flow through conduit 54 to a coalescing device such as, for example, a mist catcher 55, in which the droplets coalesce and separate them from the waste gas. The resulting liquid, also containing dissolved aluminum chloride, is returned through line 57 to the electrolyser 50, thus replenishing the melt losses from the electrolyser. In the cold of exhaust gases (under standard conditions, i.e. at a temperature of 25 ° C and a pressure of 1 atm), 0.15-3.2 kg of such condensate is obtained. After condensation, the exhaust gases contain about 0.065 kg of gaseous aluminum chloride in 1 m3 (under standard conditions). They are fed via line 56 to condensers 58 in the form, for example, of a shell-and-tube heat exchanger or an aluminum chloride fluidized bed apparatus, which is kept at a temperature usually below 100 ° C. In these capacitors, the residual aluminum chloride is desublimated and the initial separation of the crystalline chloride which is sent via line 59 to reservoir 60 takes place. The resulting aluminum chloride can be returned via line 61 to the same or a different cell for electrolytic decomposition. A stream of relatively pure gases passes through line 62 from the condensers 58 to the filter or bag filters 63, in which the remaining solid contaminants, especially small particles, are removed. The solids deposited on filter 63 contain substantially only aluminum chloride. If the purity of this chloride is appropriate, it can be returned via line 64, to tank 60 and, if necessary, to electrolyser 50. Gases leaving filter 63, relatively pure chlorine mixed with nitrogen, may be returned via line 65 to the point of consumption. This chlorine, along with other chlorine-containing gases, can be used to produce aluminum chloride in an apparatus 66 where chlorine reacts with the aluminum-containing material in the presence of a reducing agent such as, for example, carbon. At least some of the chlorine and carbon involved in this reaction may be in the form of a compound, such as, for example, carbon tetrachloride or carbonyl chloride. Chlorine leaving filter 63 can also be routed via line 71 to condenser 67 and the resulting liquid chlorine may be transported via line 68 to storage tank 69. The alumina produced in apparatus 66 can be used in electrolyser 50 or another by passing it via line 70. Figure 6 illustrates method of preparing an alloy of alkali metal chlorides for use in the electrolysis of aluminum chloride. The alkali metal chlorides are introduced at the position marked by the arrow 76 into a gas electric furnace 75 or by some other known method. The temperature is raised accordingly so as to obtain an alloy of the 77 introduced chlorides. Nitrogen or other inert gases such as argon are also fed to furnace 75 above the level of alloy 77 through line 78, creating an overpressure suitable for forcing the melt through filter 79, from which line 80 is passed to electrolyser 81. Aluminum chloride is fed to an electrolyser through line 82. In an electrolyser, alloy 85 is electrolysed to form aluminum 83 depositing at the bottom of the electrolytic tank 81 and chlorine exiting the electrolyser through line 84. Chamber 75 may be inserted through a 76 or other hole not shown in the clay diagram to lose iron and other heavy metals which are impurities before being lost as chlorides or other melt-soluble halides. As previously mentioned, aluminum also reacts with oxides and hydroxides to form insoluble alumina, depositing at the bottom of the furnace 75 with iron and other insoluble particles. Deposited particles and sludge 86 can be removed through line 87. If necessary, line 76 or another hole not shown in the figure can be fed 1-2% by weight of aluminum chloride, which reacts with the hydroxides in the melt to give the lost alumina and hydrogen chloride gas. if water is used. The bottomless particles in the form of a layer of sediment and sludge 86 are retained on the filter 79 before the alloy is introduced via line 80 into the electrolyser 81, where they could interfere with the electrolytic course. Filter 79 may be designed to be substantially impermeable to solids in foot. The aluminum containing small amounts of alkali metal chloride from the alloy is timely drained from electrolyser 81 and introduced into settling tank 68 through line 89. Alkali metal chloride 90 can be collected or decanted off the surface of aluminum 91 in trap 88 by draining through line 92 and adding, to the fusing chamber or furnace 75 as required. Substantially pure molten clay may be removed from the settler 88 through line 93 or otherwise. Figure 7 shows an exemplary construction of a filter 79. This is made of four layers wound around a perforated end portion 94. Layer 96 is fused quartz fabric, layer 97 is carbon felt, layer 98 is silica-alumina paper, and layer 99 is fused quartz fabric. The filter is preferably constructed in such a way that the tube 95 is finally flared into a cylindrical perforated substrate 94 shown partially in section to show a 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 tartar melt. If desired, the four-layer filter material may be secured to the substrate with 94 clamps not shown. The following example illustrates the method of the invention used to prepare the alkali metal chloride alloy used in the electrolysis of aluminum chloride. Example. 900 kg of a mixture of alkali metal chlorides containing 60% NaCl and 40% LiCl are melted for 8 hours in the furnace shown schematically in Fig. 6. During the next 8 hours, 4.5 kg of aluminum (0.5% by weight) are added and 9 up to 18 kg A1C13 (1-2% by weight), losing the sediment accumulating at the bottom of the furnace. An inert gas such as nitrogen is passed over the surface of the molten salt at a rate of 10 m3 under standard conditions per hour, clearing the area above the alloy and preventing it from entering humidity from the surrounding air into the furnace. The resulting alloy is fed to the electrolyser over the next 8 hours, creating an overpressure in the furnace with an inert gas such as nitrogen. Due to the overpressure, the melt flows through a filter, such as shown in Figs. 6 or 7, and the conduit leading to the electrolyser. The filter consists of a 1.25 mm thick fused quartz cloth, 3.25 mm thick silica-alumina paper, 6.25 mm thick carbon felt and a second layer of 1.25 mm fused quartz cloth, wound on a perforated metal skeleton. The flow resistance through the filter and the melt feed line to the electrolyser is 0.15 atm at a flow rate of 24.5-29.0 kg of alloy per m2 and hour .. The deposited sludge is removed from the bottom of the furnace as needed. 76 069 11 Using a filter With sintered quartz, instead of the above-described four-layer filter, the oxygen content of the bath impurities is reduced from 0.22% to 0.025%, as measured by neutron activation analysis with a stoichiometric amount of AlCl3. The amount of oxygen is only reduced to 0.125% when using a 2.3% excess of AlC13. PL PL