RU2274680C2 - Способ получения металлов электролизом расплавленных солей - Google Patents

Способ получения металлов электролизом расплавленных солей Download PDF

Info

Publication number
RU2274680C2
RU2274680C2 RU2004118876/02A RU2004118876A RU2274680C2 RU 2274680 C2 RU2274680 C2 RU 2274680C2 RU 2004118876/02 A RU2004118876/02 A RU 2004118876/02A RU 2004118876 A RU2004118876 A RU 2004118876A RU 2274680 C2 RU2274680 C2 RU 2274680C2
Authority
RU
Russia
Prior art keywords
electrodes
metals
electrolysis
suspension
aluminum
Prior art date
Application number
RU2004118876/02A
Other languages
English (en)
Inventor
ков Петр Васильевич Пол (RU)
Петр Васильевич Поляков
Дмитрий Александрович Симаков (RU)
Дмитрий Александрович Симаков
Original Assignee
Общество с ограниченной ответственностью Научно-технологический центр "Легкие металлы"
Priority date (The priority date is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the date listed.)
Filing date
Publication date
Application filed by Общество с ограниченной ответственностью Научно-технологический центр "Легкие металлы" filed Critical Общество с ограниченной ответственностью Научно-технологический центр "Легкие металлы"
Priority to RU2004118876/02A priority Critical patent/RU2274680C2/ru
Application granted granted Critical
Publication of RU2274680C2 publication Critical patent/RU2274680C2/ru

Links

Images

Landscapes

  • Electrolytic Production Of Metals (AREA)

Abstract

Изобретение относится к способам получения металлов или сплавов, прежде всего алюминия, электролизом суспензий металлов в расплавленных электролитах, при этом помимо алюминия можно получать магний, литий, натрий, свинец. Способ получения металлов электролизом суспензии оксидов металлов в расплавленных солях включает пропускание электрического тока между катодом и анодом, при этом содержание оксидов металлов в расплавленных солях выбрано в пределах, обеспечивающих эффективное разделение приэлектродных пространств и исключающих конвекцию в зазоре между электродами, и составляет 10-60 мас.%, температуру электролиза поддерживают выше температуры ликвидуса солей, кристаллизующихся на электродах, исключающую солевую пассивацию поверхности электродов и позволяющую использовать высокие плотности тока, дисперсионная среда суспензии оксидов металлов представлена фторидным, фторидно-хлоридным расплавом или хлоридным расплавленным электролитом и выделяемый на катоде металл, в частности алюминий, а на аноде - газ, в частности кислород, отводят по внешней и внутренней поверхности электродов. Изобретение обеспечивает исключение конвекции в зазоре между электродами и повышение эффективности процесса. 2 з.п. ф-лы, 2 ил.

Description

Изобретение относится к области цветной металлургии, а именно к способам получения металлов или сплавов (прежде всего алюминия) электролизом суспензий оксидов металлов в расплавленных электролитах. Получаемыми металлами помимо алюминия могут быть магний, литий, натрий, свинец.
Известен способ (US Patent 5498320, Rendall, МПК С 25 С 3/06, March 12, 1996), согласно которому алюминий выделяют электролизом суспензии глинозема в расплавленном сульфате калия при 750°С. Суспензия получается путем плавления сульфата калия и двойной соли KAlSO4 при 800°С, в результате чего в течение двадцати минут выделяются отходящие газы SO3 и остается суспензия мелкодисперсного глинозема в расплавленном сульфате калия. Последняя перекачивается в электролизер, где при пропускании постоянного тока и напряжении на электролизере 4 вольта на аноде выделяется кислород, а на пористом катоде - алюминий.
Основными недостатками предложенного способа являются: постоянное выделение большого количества серного ангидрида, который, являясь сильным окислителем, будет приводить к коррозии конструкционных элементов и превращаться в ядовитый сернистый ангидрид. Необходимость в дополнительной операции приготовления суспензии и перекачки ее в электролизер приводит к увеличению расходов электроэнергии и затрат на аппаратную часть. Применительно к производству алюминия, использование данного способа потребует перевода всей отрасли на другой вид электролита. Наличие в расплаве ионов калия делает почти невозможным использование углеродных конструкционных элементов электролизера, находящихся в контакте с суспензией.
Известен также способ - прототип (US Patent 5006209, МПК С 25 С 3/06, April, 9, 1991), согласно которому алюминий производится путем пропускания электрического тока между катодом и анодом в суспензии мелких частиц оксида алюминия (глинозема) в низкотемпературных (существенно ниже 950°С) фторидных расплавах. Процесс протекает в электролизере, имеющем множество вертикальных нерасходуемых анодов и множество размерно-стабильных вертикальных катодов. Размещенный на дне электролизера газовый генератор поддерживает частицы глинозема во взвешенном состоянии. Концентрация глинозема в суспензии находится в пределах от 2 до 30 вес.%.
Способ имеет следующие недостатки: использование низкотемпературных расплавов с небольшой растворимостью глинозема не позволяет использовать анодную плотность тока выше 0,4 А/см2, а в основном - 0,2 А/см2, что ограничивает производительность электролизера, в противном случае нерасходуемые аноды будут подвергаться значительной коррозии. Заявленный диапазон концентрации глинозема в суспензии (особенно его нижний предел) и наличие газового генератора на дне электролизера предусматривает высокую вынужденную конвекцию в зазорах между анодами и катодами, что не позволяет достигать высоких значений выхода по току и, тем более, не дает возможности уменьшить межполюсное расстояние, а значит, снизить удельный расход электроэнергии.
Задачей изобретения является создание способа, позволяющего обеспечить эффективное разделение продуктов электролиза при небольших межэлектродных расстояниях (0,5-2 см) и высокую энергетическую эффективность процесса. Предлагаемый способ решит проблемы получения алюминия, связанные с низкой растворимостью и скоростью растворения глинозема в низкотемпературных расплавах.
Технический результат заключается в исключении конвекции в зазоре между электродами и солевой пассивации поверхности электродов, а также в создании эффективного разделения катодного и анодного пространства и повышении плотности тока.
Поставленная цель достигается тем, что в способе получения металлов электролизом суспензии оксидов металлов в расплавленных солях путем пропускания электрического тока между катодом и анодом, в соответствии с предлагаемым способом содержание оксидов металлов в расплавленных солях выбрано в пределах, обеспечивающих эффективное разделение приэлектродных пространств и исключающих конвекцию в зазоре между электродами, и составляет 10-60 мас.%, при этом температуру электролиза поддерживают выше температуры ликвидуса солей, кристаллизующихся на электродах, что исключает солевую пассивацию поверхности электродов и позволяет использовать высокие плотности тока.
Предлагаемый способ получения металлов электролизом дополняют частные отличительные признаки, направленные на решение поставленной задачи.
Дисперсионная среда суспензии оксидов металлов представлена фторидным, фторидно-хлоридным расплавом или хлоридным расплавленным электролитом.
Выделяемый на катоде алюминий, а на аноде - кислород отводят по внешней и внутренней поверхности электродов.
Функция суспензии заключается в эффективном разделении приэлектродных пространств, что способствует получению высоких значений выхода по току, а при использовании малорасходуемых анодов уменьшению скорости их коррозии, так как при этом уменьшается поток растворенного металла от катода и продуктов коррозии от анода. Эффективное разделение суспензией при высоких концентрациях твердой фазы возможно благодаря ее высокой вязкости. Суспензия представляет собой неньютоновскую жидкость, которая остается неподвижной до тех пор, пока не будет приложено определенное напряжение.
В результате эффективного разделения суспензией приэлектродных пространств межполюсное расстояние (МПР) поддерживается в пределах от 2 до 20 мм при условии сохранения высоких значений выхода по току.
Частицы оксида металла в суспензии являются источником производимого металла. Так как нерастворенные частицы оксида находятся в контакте с расплавленным электролитом, то он всегда насыщен оксидом. Это позволяет вести электролиз при анодных плотностях тока, близких к предельным, после превышения которых начинается катастрофическая коррозия инертных анодов или разряд других видов ионов. При содержании оксидов металлов в расплавленных солях менее 10 вес.% не будет обеспечиваться эффективное разделение приэлектродных пространств. При увеличении содержания оксидов металлов в расплавленных солях больше 60 вес.% значительно повысится сопротивление суспензии и будет затруднен отвод анодного газа и жидкого металла.
Для устранения накопления и отвода продуктов электролиза с поверхности электродов при небольших значениях МПР рабочие поверхности анодов и катодов могут иметь углубления, отверстия, каналы и тому подобные средства.
Таким образом, создаются условия, когда в межполюсном пространстве отсутствует конвекция и только тонкий слой электролита, прилегающий к поверхности электродов, способен перемещаться, увеличивая, посредством этого, скорость соответствующей реакции. Поскольку суспензия в МПР почти неподвижна, то поток растворенного металла и продуктов коррозии инертных анодов контролируется медленной стадией диффузионного массопереноса, что способствует достижению высоких значений выхода по току и низких скоростей коррозии анодов.
Сопоставительный анализ признаков заявляемого решения и признаков аналога и прототипа свидетельствует о соответствии решения критериям «новизна» и «существенные отличия».
Предлагаемый способ поясняется рисунками, где:
на фиг.1 показана схема циркуляции суспензии;
на фиг.2 - поперечное сечение лабораторной ячейки электролиза суспензии глинозема в низкотемпературном расплаве.
Замкнутый циркуляционный контур суспензии (фиг.1) расположен в МПР (1). При этом вдоль поверхностей электродов циркулирует только тонкий слой суспензии, в котором доля электролита больше, чем в объеме суспензии (2). Почти неподвижная суспензия в середине МПР служит в качестве пористой диафрагмы, разделяющей прианодное и прикатодное пространства. Газообразный кислород, выделяющийся на аноде (3), перемешивает и увлекает часть расплава вверх. После этого нисходящий поток скользит вдоль поверхности катода (4), помогая металлу стекать по поверхности электрода и/или проникать в его каналы. Для питания оксид металла подается на поверхность суспензии вблизи анода там, где выходящие на поверхность пузырьки газа способствуют интенсивному перемешиванию частиц оксида металла с расплавом. В вертикальной лабораторной ячейке (фиг.2) смачиваемый алюминием катодный стержень (4) выполнен квадратным сечением с одним продольным каналом и несколькими открытыми поперечными каналами. Внутренняя поверхность каналов также смачивалась алюминием. Верх катода был изолирован алундовой трубкой (5). Катод установлен на дно алундового тигля с суспензией (2) и погружен в алюминий, отделенный от суспензии над ним посредством алундовой горизонтальной перегородки (6). Кислородвыделяющий анод был подвешен на привинченном к нему токоподводе (7) на расстоянии приблизительно 2 см от катода.
Электролизная ванна для получения металлов электролизом суспензии может быть многополярным или биполярным электролизером с вертикальными или наклонными электродами. Электролит должен содержать соль производимого металла и растворенный оксид такого металла. Для производства сплавов допустимо использовать смесь оксидов металлов, входящих в состав сплава.
В предлагаемом способе используется неугольный нерасходуемый анод и катод со смачиваемой алюминием или металлом поверхностью. Рабочие поверхности катода сделаны из огнеупорного тугоплавкого металла или покрыты слоем смачиваемого алюминием или металлом огнеупорного материала, такого как частицы борида тугоплавкого металла, входящих в состав наносимой на углеродную подложку суспензии, к примеру, так, как это описано в US Patent 5651874.
Аноды могут быть покрыты или сделаны из любого подходящего нерасходуемого или практически нерасходуемого электропроводного материала, стойкого к воздействию электролита, выделяющегося на аноде кислорода, а также других газов и испарений, присутствующих в электролизере.
Суспензия должна состоять из электролита и оксида производимого металла. Предпочтение следует отдать электролитам с максимально возможной растворимостью по соответствующему оксиду. Содержание порошка оксида в суспензии может варьироваться в пределах от 10 до 60 вес.%, так чтобы сформировался достаточно вязкий расплав для эффективного разделения приэлектродных пространств. Оксид металла для суспензии должен выбираться с учетом свойств (удельная поверхность, распределение частиц по размерам и т.д.), которые препятствуют быстрому осаждению дисперсной фазы и расслоению суспензии.
В качестве растворителя применяются фториды и хлориды щелочных и щелочноземельных металлов с большим напряжением разложения. В качестве фторидов в допустимых пропорциях могут быть использованы BaF2, NaF, AlF3, MgF2, LiF, KF и CaF2.
Использование низкотемпературной суспензии дает помимо указанных выше преимуществ возможность значительного снижения температуры электролиза. Последнее способствует снижению теплового воздействия на все элементы конструкции электролизера, что может позволить использовать ранее не применявшиеся конструкционные материалы. Однако в случае низкотемпературной суспензии из-за низкой растворимости оксида алюминия и других металлов в расплавах, имеющих низкую температуру ликвидуса, анодная плотность тока должна быть снижена до 0,1-0,4 А/см2.
Низкотемпературный электролит может включать смесь из 42-63 вес.% AlF3, до 48 вес.% NaF, до 48 вес.% LiF и иметь температуру ликвидуса в диапазоне 680-880°С, но предпочтительно 700-860°С.
Другим примером низкотемпературного электролита, основанного на фторидах, является следующий состав: около 35 вес.% LiF, около 45 вес.% MgF2 и около 20 вес.% CaF2. Электролит данного состава имеет температуру солидуса около 680°С.
Также можно использовать следующий состав низкотемпературного фторидного электролита: BaF2-NaF-KF-AlF3 (12-20-9-59 мас.%). Этот электролит имеет температуру ликвидуса 720°С и концентрацию насыщения глиноземом 2,3 вес.%.
Другие возможные электролиты включают хлориды металлов I-II групп, например лития, натрия, калия, магния, кальция, хлористый алюминий отдельно или в смеси с фторидами щелочных, щелочноземельных металлов и металлов I-II групп, к примеру с фтористым литием, натрием, калием, магнием, кальцием и алюминием. Вообще, хлориды химически менее агрессивны, чем фториды, но в них также существенно ниже растворимость оксидов. Примером основанного на хлоридах электролита может служить следующий состав: от 0,5 до 15 вес.% хлорида алюминия, от 3 до 40 вес.% хлоридов щелочноземельных металлов на выбор из хлоридов бария, кальция, магния и стронция, от 10 до 90 вес.% хлорида лития и от 10 до 80 вес.% хлорида натрия с соотношением NaCl/LiCl около 2,33, Такой электролит плавится при температуре около 650°С.
Электролиты, содержащие соли лития, более предпочтительны, так как при их использовании повышается стойкость углеродных конструкционных материалов. Литий проникает в углерод быстрее натрия и препятствует его дальнейшему проникновению, тем самым снижая разрушаемость, вызванную образованием интеркалятов натрия. Кроме того, литий может использоваться как присадка к некоторым керамическим оксидам, применяемым в качестве анодных материалов, или для предотвращения растворения лития из таких анодов. В любом случае соли лития имеют преимущество в том, что значительно увеличивают электропроводность электролита.
Смеси хлоридов и фторидов могут быть полезны для улучшения физических свойств, таких как плотность, вязкость и химическая активность. Подходящие смешанные хлоридно-фторидные расплавы включают один или больше фторидов таких элементов, как натрий, калий, литий, кальций и алюминий, и один или больше хлоридов названных элементов. Обычно количество фторидов в таких составах достигает 70-90 вес.%, соответственно количество хлоридов - 10-30 вес.%.
Пример 1. Возможность проведения электролиза суспензии глинозема в расплавленном фторидном электролите была установлена в лабораторном эксперименте с использованием низкотемпературного электролита следующего состава: 61,1 вес.% AlF3 и 38,9 вес.% NaF. Электролит этого состава имеет температуру ликвидуса 695°С. При 750°С он имеет растворимость глинозема 1 вес.%, плотность 2,0 г/см2 и электропроводность 1,3 Ом-1·см-1.
Электролит был приготовлен перемешиванием просушенных порошков AlF3 и NaF в ступке, а затем помещен в алундовый стакан и нагрет до температуры 750°С. Для приготовления суспензии взвешенное количество предварительно просушенного при 100°С глинозема периодически добавлялось в электролит порциями по 8 грамм. О качественном состоянии суспензии судили по поведению алундового стержня, который периодически опускали в стакан для перемешивания глинозема и электролита. Глинозем перестали добавлять, когда этот стержень стал вертикально стоять погруженным в расплав. Отсутствие видимого осаждения глинозема и разделения двух фаз было дополнительным критерием для суждения о свойствах суспензии, которые не препятствовали бы успешному проведению последующего электролиза.
В результате описанной процедуры была получена суспензия с концентрацией 42,2 вес.% глинозема в электролите 61,1 вес.% AlF3 и 38,9 вес.% NaF. После охлаждения этой суспензии по занимаемому объему была рассчитана ее приблизительная плотность, которая составила около 3,3 г/см3.
Приготовленная по описанной выше процедуре суспензия была охлаждена, разбита на куски и измельчена. Затем измельченную суспензию поместили вместе с вертикально установленными керметным анодом и предварительно смоченным алюминием стальным катодом в ячейку и нагрели ее до температуры 750°С. Снятием анодных поляризационных кривых было определено, что потенциал анода не достигает потенциала, при котором происходит катастрофическая коррозия анода даже при плотностях тока выше 0,2 А/см2. Двухчасовой электролиз при анодной плотности тока 0,1 А/см2 показал, что напряжение ячейки остается стабильным, демонстрируя возможность проведения электролиза суспензии.
Пример 2. В другом эксперименте ячейка включала алундовый стакан (⌀80×120 мм), который служил емкостью для расплава. Чтобы организовать пространство для сбора алюминия нижнюю часть стакана отделили от верхней перегородкой. В качестве перегородки выступал перевернутый алундовый стакан (⌀70×25 мм) с прорезью для установки катода. Внешний диаметр этого стакана был почти равен внутреннему диаметру стакана-емкости.
Смачиваемый алюминием дренированный катод (графитовый стержень 14×14×100 мм с покрытием на основе диборида титана) имел внутренние каналы (⌀2 мм), поверхность которых также смачивалась алюминием. Верх катода был изолирован алундовой трубкой. Общая площадь поверхности катода (выше "ложного дна") составляла 28 см2. Катод был обернут алюминиевой фольгой до его установки в ячейку.
В качестве анода служила пластина из кермета (10,5×49×140 мм). Общая площадь поверхности погруженной части была около 55 см2. Межполюсное расстояние составляло около 2,5 см.
Первым на дно ячейки был помещен алюминий (30 г), сверху которого разместили перегородку. Электроды, а затем и электролит (85 вес.% NaF+AlF3 с KO=1 и 15 вес.% LiF) также были помещены в ячейку. Вся ячейка была нагрета до температуры 750°С. Далее был проведен электролиз при катодной плотности тока около 0,2 А/см2.
Первая стадия электролиза (период смачивания катода алюминием) длилась 4,5 часа. Как было установлено ранее проведенными экспериментами, этого времени достаточно для заполнения каналов в катоде алюминием и образования тонкой пленки алюминия на поверхности катода. В течение этого периода глинозем периодически (каждые 30 минут) добавлялся в ячейку для поддержания его концентрации в электролите близкой к уровню насыщения.
На следующей стадии расчетное количество глинозема было добавлено для формирования суспензии с концентрацией глинозема 35 вес.%. Продолжительность этой стадии была около 2,5 часов. При этом процесс электролиза не прерывался.
Далее в течение приблизительно 48 часов был проведен электролиз полученной суспензии при температуре 750-760°С. Процесс электролиза был довольно стабильным, и в результате было получено 53,8 грамма алюминия. Весь полученный алюминий оказался на дне ячейки под перегородкой, что свидетельствует об эффективной его транспортировке по предусмотренным для этого каналам в катоде. Расчеты показали, что выход по току равен 90,1%, а удельный расход электроэнергии - 12,2 Вт·ч/г.

Claims (3)

1. Способ получения металлов электролизом суспензии оксидов металлов в расплавленных солях путем пропускания электрического тока между катодом и анодом, отличающийся тем, что содержание оксидов металлов в расплавленных солях выбрано в пределах, обеспечивающих эффективное разделение приэлектродных пространств и исключающих конвекцию в зазоре между электродами, и составляет 10-60 мас.%, при этом температуру электролиза поддерживают выше температуры ликвидуса солей, кристаллизующихся на электродах, и исключающую солевую пассивацию поверхности электродов и позволяющую высокие плотности тока.
2. Способ получения металлов электролизом по п.1, отличающийся тем, что дисперсионная среда суспензии оксидов металлов представлена фторидным, фторидно-хлоридным расплавом или хлоридным расплавленным электролитом.
3. Способ получения металлов электролизом по п.1, отличающийся тем, что выделяемый на катоде металл, в частности алюминий, а на аноде - газ, в частности кислород, отводят по внешней и внутренней поверхностям электродов.
RU2004118876/02A 2004-06-22 2004-06-22 Способ получения металлов электролизом расплавленных солей RU2274680C2 (ru)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
RU2004118876/02A RU2274680C2 (ru) 2004-06-22 2004-06-22 Способ получения металлов электролизом расплавленных солей

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
RU2004118876/02A RU2274680C2 (ru) 2004-06-22 2004-06-22 Способ получения металлов электролизом расплавленных солей

Publications (1)

Publication Number Publication Date
RU2274680C2 true RU2274680C2 (ru) 2006-04-20

Family

ID=36608373

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
RU2004118876/02A RU2274680C2 (ru) 2004-06-22 2004-06-22 Способ получения металлов электролизом расплавленных солей

Country Status (1)

Country Link
RU (1) RU2274680C2 (ru)

Cited By (9)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
RU2452797C2 (ru) * 2009-11-30 2012-06-10 Общество с ограниченной ответственностью "Объединенная Компания РУСАЛ Инженерно-технологический центр" Способ производства металлов с керамическим анодом
RU2457285C1 (ru) * 2010-12-23 2012-07-27 Семен Игоревич Ножко Электролизер для производства алюминия
RU2680039C1 (ru) * 2015-02-11 2019-02-14 АЛКОА ЮЭсЭй КОРП. Системы и способы для очистки алюминия
WO2019156544A1 (ru) * 2018-02-12 2019-08-15 Руслан УТЕГЕНОВ Получение металлического алюминия
RU2710490C1 (ru) * 2019-05-23 2019-12-26 Общество с ограниченной ответственностью "Легкие металлы" Электролизер для получения металлов из оксидов металлов в расплавленных электролитах
CN110760887A (zh) * 2019-11-27 2020-02-07 镇江慧诚新材料科技有限公司 氧铝联产电解用的电极结构
RU2716569C1 (ru) * 2019-05-31 2020-03-12 Евгений Сергеевич Горланов Способ электролиза криолитоглиноземных расплавов с применением твердых катодов
RU2745830C1 (ru) * 2020-06-04 2021-04-01 Акционерное общество "СЕФКО" Способ получения алюминия электролизом суспензии глинозема в расплаве алюминия
RU2763059C1 (ru) * 2021-01-26 2021-12-27 Сергей Владимирович Кидаков Производство алюминия с движущимся электролитом в электролизере

Cited By (10)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
RU2452797C2 (ru) * 2009-11-30 2012-06-10 Общество с ограниченной ответственностью "Объединенная Компания РУСАЛ Инженерно-технологический центр" Способ производства металлов с керамическим анодом
RU2457285C1 (ru) * 2010-12-23 2012-07-27 Семен Игоревич Ножко Электролизер для производства алюминия
RU2680039C1 (ru) * 2015-02-11 2019-02-14 АЛКОА ЮЭсЭй КОРП. Системы и способы для очистки алюминия
WO2019156544A1 (ru) * 2018-02-12 2019-08-15 Руслан УТЕГЕНОВ Получение металлического алюминия
RU2710490C1 (ru) * 2019-05-23 2019-12-26 Общество с ограниченной ответственностью "Легкие металлы" Электролизер для получения металлов из оксидов металлов в расплавленных электролитах
RU2716569C1 (ru) * 2019-05-31 2020-03-12 Евгений Сергеевич Горланов Способ электролиза криолитоглиноземных расплавов с применением твердых катодов
CN110760887A (zh) * 2019-11-27 2020-02-07 镇江慧诚新材料科技有限公司 氧铝联产电解用的电极结构
RU2745830C1 (ru) * 2020-06-04 2021-04-01 Акционерное общество "СЕФКО" Способ получения алюминия электролизом суспензии глинозема в расплаве алюминия
RU2763059C1 (ru) * 2021-01-26 2021-12-27 Сергей Владимирович Кидаков Производство алюминия с движущимся электролитом в электролизере
WO2022164344A1 (ru) * 2021-01-26 2022-08-04 Сергей Владимирович КИДАКОВ Производство алюминия с движущимся электролитом в электролизере

Similar Documents

Publication Publication Date Title
US5024737A (en) Process for producing a reactive metal-magnesium alloy
US6379512B1 (en) Combination for electrolytic reduction of alumina
RU2680039C1 (ru) Системы и способы для очистки алюминия
WO1991012357A1 (en) Electrolytic reduction of alumina
US5725744A (en) Cell for the electrolysis of alumina at low temperatures
CZ273599A3 (cs) Způsob elektrolytické výroby kovů
KR20150022993A (ko) 알루미늄 전해를 위해 사용된 전해조 및 상기 전해조를 이용하는 전해방법
JPH093682A (ja) マグネシウム又はその合金の電解製造方法
RU2274680C2 (ru) Способ получения металлов электролизом расплавленных солей
WO2006007863A1 (en) Electrolysis apparatus with solid electrolyte electrodes
Kjos et al. Electrochemical production of titanium from oxycarbide anodes
WO2013170310A1 (en) Drained cathode electrolysis cell for production of rare earth metals
RU2415973C2 (ru) Способ получения алюминия электролизом расплава
Ueda et al. Recovery of aluminum from oxide particles in aluminum dross using AlF 3–NaF–BaCl 2 molten salt
US4135994A (en) Process for electrolytically producing aluminum
US6497807B1 (en) Electrolyte treatment for aluminum reduction
US4108741A (en) Process for production of aluminum
TW200825209A (en) A method and an electrolysis cell for production of a metal from a molten chloride
Chen et al. Penetration behavior of electrolyte into graphite cathode in NaF− KF− LiF− AlF3 system with low cryolite ratios
AU2013204396B2 (en) Electrolytic cell for production of rare earth metals
WO1993010281A1 (en) Cell for the electrolysis of alumina preferably at law temperatures
RU2710490C1 (ru) Электролизер для получения металлов из оксидов металлов в расплавленных электролитах
HAARBERG Electrowinning of Aluminum—Challenges and Possibilities for Reducing the Carbon Footprint—
RU2276701C1 (ru) Электролит для получения алюминия (варианты)
US2665244A (en) Refining aluminum electrolytically

Legal Events

Date Code Title Description
MM4A The patent is invalid due to non-payment of fees

Effective date: 20060623