RU2222642C2 - Способ переработки отходов электролитического рафинирования алюминия - Google Patents
Способ переработки отходов электролитического рафинирования алюминия Download PDFInfo
- Publication number
- RU2222642C2 RU2222642C2 RU2001126338A RU2001126338A RU2222642C2 RU 2222642 C2 RU2222642 C2 RU 2222642C2 RU 2001126338 A RU2001126338 A RU 2001126338A RU 2001126338 A RU2001126338 A RU 2001126338A RU 2222642 C2 RU2222642 C2 RU 2222642C2
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- anode
- aluminum
- anodic
- residue
- electrolysis
- Prior art date
Links
Images
Classifications
-
- Y—GENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
- Y02—TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
- Y02P—CLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
- Y02P10/00—Technologies related to metal processing
- Y02P10/20—Recycling
Landscapes
- Electrolytic Production Of Metals (AREA)
Abstract
Изобретение относится к цветной металлургии и может использоваться для переработки анодных осадков, образующихся при электролитическом рафинировании алюминия. Предложен способ переработки анодных осадков электролитического рафинирования алюминия, включающий загрузку и расплавление анодных осадков, электролиз и разделение твердой и жидкой фаз, при этом расплавленные осадки нагревают до температуры 900-920oС и подвергают электролизу во фторидном расплаве, содержащем BaF2 40-45 мас.%, остальное NaF и АlF3 с криолитовым отношением 1,2-1,5, при температуре 960-980oС, плотности тока 0,75-0,9 А/см2, обратной ЭДС 1,1-1,2 В и межполюсном расстоянии 5-8 см с получением катодного и анодного продуктов. Катодный продукт -алюминиевый сплав, содержащий кремний от 1 до 10 мас.%. Анодный продукт - медный сплав, содержащий алюминий от 7 до 15 мас.% и железо от 1 до 5 мас.%. Образующуюся твердую фазу, содержащую соединения железа и кремния, в основе которой лежат FeSi и Fe3Si2, удаляют через "карман" электролизера в количестве от 2 до 5 кг на 1 т анодных осадков производства АВЧ. Способ позволяет повысить выход по току на 8% и уменьшить образование вторичных анодных осадков на 95 кг на 1 т анодных осадков производства АВЧ. 3 з.п. ф-лы, 2 табл.
Description
Изобретение относится к области цветной металлургии и может быть реализовано как на алюминиевых заводах, так и в цехах, имеющих специальное оборудование для электролитического получения металлов из расплавленных сред.
При электролитическом рафинировании алюминия по трехслойному способу с использованием алюминиймедного анодного сплава на одну тонну получаемого металла образуется от 60 до 80 кг анодных осадков, в виде которых удаляются примеси, попадаемые в электролизер с алюминием-сырцом. Это, в первую очередь, железо и кремний. Содержание железа в алюминиевом сплаве 0,25-0,3 маc. %, а кремния - 0,2-0,3 маc.%.
Обычный состав анодных осадков следующий: медь - 25-35 маc.%, железо - 6-10 маc.%, кремний - 4-6 маc.%, алюминий остальное.
По существующей технологии анодные осадки направляются на переработку для извлечения меди, при этом содержащийся в них алюминий теряется.
Известен способ переработки анодных осадков электролитического рафинирования алюминия, включающий расплавление анодных осадков и разделение твердой и жидкой фаз при помощи центрифуги (SU 1187344 А 20.09.88).
Согласно этому способу получают жидкую фазу состава: Аl - 60-65 маc.%, Сu - 30-33 маc.%, Si - 1,5-2 маc.% и Fe 1-1,2 маc.%, которую возвращают в работающие ванны. В твердой фазе концентрируется железо и кремний. Средний состав фильтросадков следующий: Сu - 14-16 маc.%, Аl - 51-58 маc.%, Fe - 22-27 маc. % и Si 4-6 маc.%. Их также отправляют на переработку для извлечения меди либо выбрасывают.
Вышерассматриваемый способ переработки анодных осадков позволяет в начальный период времени снизить потери на 1 т катодного продукта (АВЧ) алюминия и меди с анодными осадками на 6-8 кг и 10-15 кг, соответственно. Недостатками данного способа являются: возврат жидкой фазы и большие потери меди и алюминия с фильтросадками. Возврат жидкой фазы, обогащенной железом и кремнием от 2,5 до 3,2 маc.% (что значительно превышает суммарное содержание их в алюминии-сырце 0,45-0,6 маc.%) приводит к резкому увеличению образующихся анодных осадков. Поэтому несмотря на высокий выход годного продукта (жидкой фазы), указанный в авторском свидетельстве - 60-65%, значительная часть его возвращается на переработку в виде анодных осадков. Их количество будет не 60-80 кг на 1 т катодного продукта как было указано ранее, а 80-100 кг, т.е. третья часть работы термоцентрифуги проходит впустую.
Наиболее близким по технической сущности и достигаемому эффекту является способ переработки анодных осадков вторичным рафинированием в электролизерах перед отключением их на капитальный ремонт (Справочник металлурга по цветным металлам. Производство алюминия. М. : Металлургия, 1971, с.453-454). Он включает в себя загрузку и расплавление анодных осадков, электролиз и разделение твердой и жидкой фаз. Твердые осадки загружают в зону анодного сплава через графитовую трубу. Для поддержания анодного сплава в расплавленном состоянии поднимают температуру до 860-900oС. Выделяющийся в процессе электролиза на катоде алюминий периодически выливают из электролизера, а сплав, образующийся на аноде, постепенно обогащается медью, железом и кремнием. Через определенное время (25-30 дней) сплав затвердевает и электролизер отключают на капитальный ремонт. Состав сплава: медь - 70-75 мас.%, кремний и железо - 6-15 мас.%, остальное алюминий.
Полученный сплав отправляют на переработку для утилизации меди. Однако данный способ может использоваться очень ограниченно, так как количество ванн, отключаемых на капитальный ремонт, значительно меньше, чем надо для переработки всех образующихся осадков.
Данный способ выбран в качестве прототипа.
Цель изобретения - повышение выхода годного к использованию продукта и комплексное использование всех компонентов анодных осадков за счет образования новых электродных продуктов.
Поставленная цель в предложенном способе переработки анодных осадков достигается тем, что при расплавлении осадки нагревают до температуры 900-920oС и подвергают электролизу во фторидном расплаве, содержащем BaF2 40-45 мас. %, остальное NaF и АlF3 с криолитовым отношением 1,2-1,5, при температуре 960-980oС, плотности тока 0,75-0,9 А/см2, обратной ЭДС 1,1-1,2 В и межполюсном расстоянии 5-8 см с получением анодного и катодного продуктов.
Катодным продуктом является алюминиевый сплав, содержащие кремний от 1 до 10 мас.%.
Анодным продуктом является медный сплав, содержащий алюминий от 7 до 15 маc. %, железо от 1 до 5 маc.%.
Образующаяся твердая фаза, в количестве от 2 до 5 кг на 1 т анодных осадков производства АВЧ, представляет собой соединения железа и кремния, в основе которой лежат FeSi и Fе3Si2, и удаляется через "карман" электролизера.
Загрузка твердых анодных осадков производства АВЧ производится через "карман" электролизера, где и происходит их расплавление при температуре 900-920oС. После, расплавленные анодные осадки, при закрытой крышке "кармана", перемешиваются с анодным сплавом за счет конвективных и диффузионных потоков.
В результате переработки 1 тонны первичных анодных осадков производства АВЧ получается 0,24-0,26 тонны катодного и 0,74-0,76 тонны анодного продуктов. Количество анодного и катодного продуктов определяется исходным составом анодных осадков.
Указанные пределы лимитируются следующими обстоятельствами:
900oС - минимальная температура, необходимая для расплавления анодных осадков.
900oС - минимальная температура, необходимая для расплавления анодных осадков.
При увеличении температуры расплавлепия выше 920oС пропадают условия, необходимые для образования вторичных анодных осадков, не содержащих алюминий и медь.
Увеличение содержания ВаF2 в электролите выше 45 маc.% приводит к резкому снижению его электропроводности.
Уменьшение содержания BaF2 ниже 40 маc.% приводит к снижению плотности электролита и при этом возникает опасность смешивания катодного и анодного продуктов при загрузке анодных осадков в карман электролизера.
При уменьшении криолитового отношения выход по току растет, асимптотически приближаясь к некоторому предельному значению, и достигает его при криолитовом отношении, равном 1,2-1,5.
Кроме того, компоненты электролита и их градиенты подобраны таким образом, чтобы температура плавления его была не ниже 900oС.
Температурный режим электролиза, начиная с 960oС, позволяет получать как анодный, так и катодный продукты заданного состава. При этом создаются необходимые условия для вывода железа и кремния в отдельную фазу. Увеличение температуры выше 980oС не экономично, так как при этом увеличивается испарение электролита.
На зависимости выхода по току (основного технико-экономического показателя процесса) от плотности тока присутствует максимум. Он наблюдается при плотности тока 0,75-0,9 А/см2. Как при уменьшении, так и при увеличении плотности тока выход по току резко падает.
Уменьшение межполюсного расстояния меньше 5 см приводит к снижению выхода по току. Кроме того, возникает опасность попадания первичного анодного осадка в катодный продукт во время его загрузки.
Увеличение межполюсного расстояния более 8 см экономически не выгодно, так как практически вся тепловая энергия выделяется в электролите и ее количество зависит не только от силы тока и удельного сопротивления, но и от межполюсного расстояния.
При обратной ЭДС, равной 1,1-1,2 В на катоде, совместно с алюминием выделяются кремний. Указанный диапазон объясняется диффузионными затруднениями, возникающими при перемещении атомов кремния в неоднородном объеме анодного сплава.
Вышеуказанные температурные условия и соотношения между компонентами в анодном сплаве позволяют из четырехкомпонентной системы выделять интерметаллиды FeSi и Fе3Si2. Количество удаляемых вторичных анодных осадков определяется исходя из состава загружаемых и образующихся анодных осадков при температуре в "кармане" электролизера 900-920oС (по диаграммам системы Al-Cu-Fe-Si). Удаление твердой фазы менее 2 кг на 1 т анодных осадков производства АВЧ приводит к зарастанию "загрузочных карманов" и ухудшению диффузионных условий для атомов алюминия и кремния в анодном сплаве. Удаление более 5 кг твердой фазы не экономично, так как в этом случае вместе с железом и кремнием удаляются алюминий и медь.
Получение кремниевых сплавов с содержанием кремния ниже 1 маc.% не экономично, так как в данном случае на катоде будут получаться не гостевые марки силуминов, а бессортный алюминий. Увеличение содержания кремния выше 10 маc.% может привести к загрязнению катодного сплава железом.
Уменьшение содержания алюминия в анодном продукте ниже 7 маc.% приводит к резкому увеличению вязкости сплава и, как следствие, к нарушению процесса электролиза. Увеличение содержания алюминия выше 15 маc.% не экономично, так как вместо гостевой марки бронзы на аноде получается черновая медь. Нижний предел железа в анодном сплаве определяется, в основном, составом перерабатываемых анодных осадков. Увеличение содержания железа выше 5 маc.% приводит к резкому росту количества образующихся анодных осадков, в состав которых входят интерметаллиды алюминия и меди.
Пример. Опыты проводили в ячейке, имитирующей процесс электролиза по трехслойному способу, размещенной в шахтной печи. Для приготовления электролита применялись просушенные соли NaF и АlF3 марки "ЧДА" и ВаF2 марки "ХЧ". Шихта, содержащая от 30 до 45 мас.% ВаF2, остальное NaF и АlF3 с мольным соотношением 1,2-1,7 загружалась в ячейку и расплавлялась. Температура контролировалась при помощи платино-платинородиевой термопары от 940oС до 980oС. В расплавленный электролит загружался анодный осадок КрАЗа, состава: Аl - основа, Cu - 30,6%, Fe - 6,4%, Si - 7,75%.
После расплавления на дне ячейки, являющейся анодом, анодного осадка в электролит опускался графитовый катод с межполюсным расстоянием от 6 до 10 см. Ток задавался от выпрямителя и контролировался при помощи амперметра. Плотность тока изменялась от 0,6 до 0,85 А/см2. Напряжение на ячейке измеряли вольтметром, а обратную ЭДС осциллографом.
Процесс элекгролиза длился в течение 6 часов. После опыта извлеченный анодный и катодный сплавы, а также вторичный анодный осадок подвергался рнтгеноструктурному и спектральному анализу.
Результаты примеров осуществления способа приведены в таблицах 1 и 2.
Claims (4)
1. Способ переработки анодных осадков электролитического рафинирования алюминия, включающий загрузку и расплавление анодных осадков, электролиз и разделение твердой и жидкой фаз, отличающийся тем, что расплавленные осадки нагревают до температуры 900-920°С и подвергают электролизу во фторидном расплаве, содержащем BaF2 40-45 мас.%, остальное NaF и AlF3 с криолитовым отношением 1,2-1,5, при температуре 960-980°С, плотности тока 0,75-0,9 А/см2, обратной ЭДС 1,1-1,2 В и межполюсном расстоянии 5-8 см с получением катодного и анодного продуктов.
2. Способ по п.1, отличающийся тем, что в процессе электролиза образующуюся твердую фазу, содержащую соединения железа и кремния, в основе которой лежат FeSi и Fе3Si2, удаляют в количестве от 2 до 5 кг на 1 т анодных осадков производства АВЧ.
3. Способ по п.1, отличающийся тем, что катодным продуктом является алюминиевый сплав, содержащий кремний от 1 до 10 мас.%.
4. Способ по п.1, отличающийся тем, что анодным продуктом является медный сплав, содержащий алюминий от 7 до 15 маc.% и железо от 1 до 5 маc.%.
Priority Applications (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
RU2001126338A RU2222642C2 (ru) | 2001-10-01 | 2001-10-01 | Способ переработки отходов электролитического рафинирования алюминия |
Applications Claiming Priority (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
RU2001126338A RU2222642C2 (ru) | 2001-10-01 | 2001-10-01 | Способ переработки отходов электролитического рафинирования алюминия |
Publications (2)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
RU2001126338A RU2001126338A (ru) | 2003-06-27 |
RU2222642C2 true RU2222642C2 (ru) | 2004-01-27 |
Family
ID=32090373
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
RU2001126338A RU2222642C2 (ru) | 2001-10-01 | 2001-10-01 | Способ переработки отходов электролитического рафинирования алюминия |
Country Status (1)
Country | Link |
---|---|
RU (1) | RU2222642C2 (ru) |
Cited By (4)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN101724769B (zh) * | 2008-10-13 | 2012-03-28 | 北京有色金属研究总院 | 一种稀土铝合金及其制备方法和装置 |
CN102534686A (zh) * | 2012-01-14 | 2012-07-04 | 哈尔滨工程大学 | 在氟氯化物体系中熔盐电解生产铝与铽二元合金的方法 |
CN110983380A (zh) * | 2019-12-10 | 2020-04-10 | 中南大学 | 一种铝铜系合金的制备方法 |
CN113249578A (zh) * | 2021-05-06 | 2021-08-13 | 中南大学 | 铝电解产生的含氟废料的资源化处理方法及氟化铝产品 |
-
2001
- 2001-10-01 RU RU2001126338A patent/RU2222642C2/ru not_active IP Right Cessation
Non-Patent Citations (1)
Title |
---|
КОСТЮКОВ А.А. и др. Справочник металлурга по цветным металлам. Производство алюминия. - М.: Металлургия, 1971, с.453-454. * |
Cited By (5)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN101724769B (zh) * | 2008-10-13 | 2012-03-28 | 北京有色金属研究总院 | 一种稀土铝合金及其制备方法和装置 |
CN102534686A (zh) * | 2012-01-14 | 2012-07-04 | 哈尔滨工程大学 | 在氟氯化物体系中熔盐电解生产铝与铽二元合金的方法 |
CN110983380A (zh) * | 2019-12-10 | 2020-04-10 | 中南大学 | 一种铝铜系合金的制备方法 |
CN113249578A (zh) * | 2021-05-06 | 2021-08-13 | 中南大学 | 铝电解产生的含氟废料的资源化处理方法及氟化铝产品 |
CN113249578B (zh) * | 2021-05-06 | 2022-07-12 | 中南大学 | 铝电解产生的含氟废料的资源化处理方法及氟化铝产品 |
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
US5024737A (en) | Process for producing a reactive metal-magnesium alloy | |
Juneja et al. | A study of the purification of metallurgical grade silicon | |
CA1330772C (en) | Process and apparatus for producing high-purity lithium metal by fused-salt electrolysis | |
CN107532317B (zh) | 生产铝钪合金的方法和实施该方法的反应器 | |
NO165416B (no) | Totrinnsreaktor med sirkulerende fluidisert masse og fremgangsmaate til drift av reaktoren. | |
KR102686614B1 (ko) | 알루미늄-스칸듐 합금의 제조 방법 | |
US5873993A (en) | Method and apparatus for the production of silicium metal, silumin and aluminium metal | |
US3798140A (en) | Process for producing aluminum and silicon from aluminum silicon alloys | |
US1534316A (en) | Production of metallic aluminum from impure materials | |
RU2222642C2 (ru) | Способ переработки отходов электролитического рафинирования алюминия | |
WO2022092231A1 (ja) | 再生アルミニウムの製造方法、製造装置、製造システム、再生アルミニウム、及び、アルミニウム加工物 | |
Nair et al. | The production of elemental boron by fused salt electrolysis | |
CN101054686A (zh) | 一种熔铸锌渣提纯锌的工艺 | |
JP6095374B2 (ja) | チタンの製造方法。 | |
EP2331718B1 (en) | Electroslag melting method for reprocessing of aluminium slag | |
Ueda et al. | Recovery of aluminum from oxide particles in aluminum dross using AlF 3–NaF–BaCl 2 molten salt | |
Güden et al. | Electrolysis of MgCl2 with a top inserted anode and an Mg-Pb cathode | |
RU2016140C1 (ru) | Способ извлечения лития из отходов алюминиево-литиевых сплавов | |
RU2001126338A (ru) | Способ переработки отходов электролитического рафинирования алюминия | |
Block et al. | Electrodeposition of High‐Purity Chromium | |
JPH11315392A (ja) | コバルトの精製方法 | |
SU1271096A1 (ru) | Способ переработки анодных осадков электролитического рафинировани алюмини | |
CN105063660B (zh) | 一种电解精炼过程中直接制备纳米硅粉体的方法 | |
SU929725A1 (ru) | Способ извлечени алюмини из отходов | |
SU836167A1 (ru) | Способ переработки отходов электролити-чЕСКОгО РАфиНиРОВАНи АлюМиНи |
Legal Events
Date | Code | Title | Description |
---|---|---|---|
MM4A | The patent is invalid due to non-payment of fees |
Effective date: 20041002 |
|
NF4A | Reinstatement of patent | ||
MM4A | The patent is invalid due to non-payment of fees |
Effective date: 20061002 |