RU2812159C1 - Method for producing aluminium by electrolysis of alumina solution in cryolite - Google Patents
Method for producing aluminium by electrolysis of alumina solution in cryolite Download PDFInfo
- Publication number
- RU2812159C1 RU2812159C1 RU2022120991A RU2022120991A RU2812159C1 RU 2812159 C1 RU2812159 C1 RU 2812159C1 RU 2022120991 A RU2022120991 A RU 2022120991A RU 2022120991 A RU2022120991 A RU 2022120991A RU 2812159 C1 RU2812159 C1 RU 2812159C1
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- electrolysis
- melt
- alumina
- temperature
- cryolite
- Prior art date
Links
- 238000005868 electrolysis reaction Methods 0.000 title claims abstract description 54
- XAGFODPZIPBFFR-UHFFFAOYSA-N aluminium Chemical compound [Al] XAGFODPZIPBFFR-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims abstract description 33
- 229910052782 aluminium Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 32
- PNEYBMLMFCGWSK-UHFFFAOYSA-N aluminium oxide Inorganic materials [O-2].[O-2].[O-2].[Al+3].[Al+3] PNEYBMLMFCGWSK-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims abstract description 26
- 229910001610 cryolite Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 18
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 title claims abstract description 11
- 239000004411 aluminium Substances 0.000 title abstract 3
- 238000000034 method Methods 0.000 claims abstract description 48
- 230000008569 process Effects 0.000 claims abstract description 33
- 239000003792 electrolyte Substances 0.000 claims abstract description 22
- 239000000155 melt Substances 0.000 claims abstract description 16
- VNWKTOKETHGBQD-UHFFFAOYSA-N methane Chemical compound C VNWKTOKETHGBQD-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 15
- KLZUFWVZNOTSEM-UHFFFAOYSA-K Aluminium flouride Chemical compound F[Al](F)F KLZUFWVZNOTSEM-UHFFFAOYSA-K 0.000 claims abstract description 12
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 claims abstract description 10
- 239000002184 metal Substances 0.000 claims abstract description 10
- 239000003345 natural gas Substances 0.000 claims abstract description 8
- 238000002485 combustion reaction Methods 0.000 claims abstract description 6
- 238000010438 heat treatment Methods 0.000 claims description 21
- 229910052750 molybdenum Inorganic materials 0.000 claims description 19
- 239000011733 molybdenum Substances 0.000 claims description 19
- ZOKXTWBITQBERF-UHFFFAOYSA-N Molybdenum Chemical compound [Mo] ZOKXTWBITQBERF-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 18
- 229910045601 alloy Inorganic materials 0.000 claims description 8
- 239000000956 alloy Substances 0.000 claims description 8
- 239000002283 diesel fuel Substances 0.000 claims description 6
- 230000000737 periodic effect Effects 0.000 claims description 4
- 239000000126 substance Substances 0.000 abstract description 9
- 230000005611 electricity Effects 0.000 abstract description 5
- 238000005516 engineering process Methods 0.000 abstract description 5
- 238000002844 melting Methods 0.000 abstract description 4
- 230000008018 melting Effects 0.000 abstract description 4
- 239000000446 fuel Substances 0.000 abstract description 3
- 239000007789 gas Substances 0.000 abstract description 3
- 230000000694 effects Effects 0.000 abstract description 2
- 238000009856 non-ferrous metallurgy Methods 0.000 abstract description 2
- 239000000203 mixture Substances 0.000 description 16
- 239000000463 material Substances 0.000 description 7
- 239000011734 sodium Substances 0.000 description 6
- OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N Carbon Chemical compound [C] OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 5
- 229910000831 Steel Inorganic materials 0.000 description 5
- 239000010959 steel Substances 0.000 description 5
- 229910002091 carbon monoxide Inorganic materials 0.000 description 4
- 238000000354 decomposition reaction Methods 0.000 description 4
- 229910002804 graphite Inorganic materials 0.000 description 4
- 239000010439 graphite Substances 0.000 description 4
- 238000012546 transfer Methods 0.000 description 4
- IRPGOXJVTQTAAN-UHFFFAOYSA-N 2,2,3,3,3-pentafluoropropanal Chemical compound FC(F)(F)C(F)(F)C=O IRPGOXJVTQTAAN-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- 229910018072 Al 2 O 3 Inorganic materials 0.000 description 3
- 238000005265 energy consumption Methods 0.000 description 3
- 238000010309 melting process Methods 0.000 description 3
- 238000000926 separation method Methods 0.000 description 3
- 229910000851 Alloy steel Inorganic materials 0.000 description 2
- LIXXICXIKUPJBX-UHFFFAOYSA-N [Pt].[Rh].[Pt] Chemical compound [Pt].[Rh].[Pt] LIXXICXIKUPJBX-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 230000015572 biosynthetic process Effects 0.000 description 2
- 238000005485 electric heating Methods 0.000 description 2
- 230000007613 environmental effect Effects 0.000 description 2
- 239000012467 final product Substances 0.000 description 2
- 239000012535 impurity Substances 0.000 description 2
- 238000009434 installation Methods 0.000 description 2
- 238000012423 maintenance Methods 0.000 description 2
- 239000011833 salt mixture Substances 0.000 description 2
- 238000012360 testing method Methods 0.000 description 2
- 229910016569 AlF 3 Inorganic materials 0.000 description 1
- KRHYYFGTRYWZRS-UHFFFAOYSA-M Fluoride anion Chemical compound [F-] KRHYYFGTRYWZRS-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 1
- DGAQECJNVWCQMB-PUAWFVPOSA-M Ilexoside XXIX Chemical compound C[C@@H]1CC[C@@]2(CC[C@@]3(C(=CC[C@H]4[C@]3(CC[C@@H]5[C@@]4(CC[C@@H](C5(C)C)OS(=O)(=O)[O-])C)C)[C@@H]2[C@]1(C)O)C)C(=O)O[C@H]6[C@@H]([C@H]([C@@H]([C@H](O6)CO)O)O)O.[Na+] DGAQECJNVWCQMB-PUAWFVPOSA-M 0.000 description 1
- 230000001133 acceleration Effects 0.000 description 1
- 238000009825 accumulation Methods 0.000 description 1
- 239000000654 additive Substances 0.000 description 1
- 238000009835 boiling Methods 0.000 description 1
- 229910052799 carbon Inorganic materials 0.000 description 1
- 210000005056 cell body Anatomy 0.000 description 1
- 230000008859 change Effects 0.000 description 1
- 229910052729 chemical element Inorganic materials 0.000 description 1
- 230000003749 cleanliness Effects 0.000 description 1
- 239000003245 coal Substances 0.000 description 1
- 238000005260 corrosion Methods 0.000 description 1
- 230000007797 corrosion Effects 0.000 description 1
- 229910052593 corundum Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000010431 corundum Substances 0.000 description 1
- 238000013461 design Methods 0.000 description 1
- 238000010586 diagram Methods 0.000 description 1
- 150000004673 fluoride salts Chemical class 0.000 description 1
- 239000004615 ingredient Substances 0.000 description 1
- 238000009413 insulation Methods 0.000 description 1
- 230000003993 interaction Effects 0.000 description 1
- 229910000734 martensite Inorganic materials 0.000 description 1
- 230000007246 mechanism Effects 0.000 description 1
- 150000002739 metals Chemical class 0.000 description 1
- 230000007935 neutral effect Effects 0.000 description 1
- TWNQGVIAIRXVLR-UHFFFAOYSA-N oxo(oxoalumanyloxy)alumane Chemical compound O=[Al]O[Al]=O TWNQGVIAIRXVLR-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000002245 particle Substances 0.000 description 1
- 231100000572 poisoning Toxicity 0.000 description 1
- 230000000607 poisoning effect Effects 0.000 description 1
- 239000011148 porous material Substances 0.000 description 1
- 239000000843 powder Substances 0.000 description 1
- 239000000047 product Substances 0.000 description 1
- 238000000746 purification Methods 0.000 description 1
- 238000004064 recycling Methods 0.000 description 1
- 230000009467 reduction Effects 0.000 description 1
- 239000003870 refractory metal Substances 0.000 description 1
- 230000001105 regulatory effect Effects 0.000 description 1
- 150000003839 salts Chemical class 0.000 description 1
- 229910052708 sodium Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000007858 starting material Substances 0.000 description 1
- 230000007704 transition Effects 0.000 description 1
- 239000002699 waste material Substances 0.000 description 1
Abstract
Description
Настоящее изобретение относится к цветной металлургии, в частности, к производству алюминия электролизом расплавленных солей.The present invention relates to non-ferrous metallurgy, in particular to the production of aluminum by electrolysis of molten salts.
Сегодня на большинстве предприятий алюминиевой промышленности алюминий получают электролизом криолит-глиноземного расплава (Hall - Herout process) при температурах 950-970°С, при этом глинозем подвергается электролитическому разложению с выделением алюминия на катоде и СО, CO2 на аноде. На получение одной тонны алюминия расходуется 600 кг анодной угольной массы и 17 т.кв часов электрической энергии, а в окружающую природу выбрасывается СО и СО2. При этом пополнение расходов анода и другие примыкающие к электролизу процессы резко повышают себестоимость конечного продукта.Today, at most enterprises of the aluminum industry, aluminum is produced by electrolysis of cryolite-alumina melt (Hall - Herout process) at temperatures of 950-970 ° C, while alumina undergoes electrolytic decomposition with the release of aluminum at the cathode and CO, CO 2 at the anode. To produce one ton of aluminum, 600 kg of anode coal mass and 17 thousand square meters of electrical energy are consumed, and CO and CO 2 are released into the surrounding environment. At the same time, replenishment of anode costs and other processes adjacent to electrolysis sharply increase the cost of the final product.
Известен способ получения алюминия электролизом криолит-глиноземного расплава с 20-40% AIF3 с добавками Al2O3 для поддержания количества его в расплаве электролита в пределах 2-6% при температуре 700-800°С (RU 2686408, С25С 3/00, опубл. 25.04.2019 г.).There is a known method for producing aluminum by electrolysis of cryolite-alumina melt with 20-40% AIF 3 with Al 2 O 3 additives to maintain its amount in the electrolyte melt within 2-6% at a temperature of 700-800 ° C (RU 2686408, C25C 3/00 , published April 25, 2019).
Этот способ принят в качестве прототипа.This method is adopted as a prototype.
Этот способ электролитического получения алюминия включает загрузку в электролизер на этапе пуска электролита, содержащего смесь криолита (Na3AlF6) со фторидом алюминия (AIF3), и проведение электролиза в ванне расплава электролита с электролитическим разложением глинозема до металлического алюминия, при этом содержание фторида алюминия в загружаемой в электролизер смеси криолита со фторидом алюминия составляет от 25 до 35 мас. %.This method of electrolytic production of aluminum includes loading into the electrolyzer at the start-up stage an electrolyte containing a mixture of cryolite (Na 3 AlF 6 ) with aluminum fluoride (AIF 3 ) and carrying out electrolysis in a molten electrolyte bath with electrolytic decomposition of alumina to metallic aluminum, while the fluoride content aluminum in the mixture of cryolite and aluminum fluoride loaded into the electrolyzer is from 25 to 35 wt. %.
Для реализации этого способа использовался электролизер, представляющий собой графитовый тигель, экранированный снаружи графитовой крошкой и корундовым контейнером. Электролизер размещают в печи сопротивления при температуре 25°С. С целью улучшения теплоизоляции графитовый тигель закрывали графитовой крышкой, в которой размещали платина-платина-родиевую термопару, одновременно погруженную в солевую смесь. Далее производят нагрев печи с электролизером по программе: нагрев от 25 до 1000°С за 120 мин и выдержка при 1000°С в течение 120 мин. Для контроля температуры используют терморегулятор и задающую платина-платина-родиевую термопару.To implement this method, an electrolyzer was used, which was a graphite crucible shielded on the outside with graphite chips and a corundum container. The electrolyzer is placed in a resistance furnace at a temperature of 25°C. In order to improve thermal insulation, the graphite crucible was covered with a graphite lid, in which a platinum-platinum-rhodium thermocouple was placed, which was simultaneously immersed in the salt mixture. Next, the furnace with the electrolyzer is heated according to the program: heating from 25 to 1000°C for 120 minutes and holding at 1000°C for 120 minutes. To control the temperature, a thermostat and a master platinum-platinum-rhodium thermocouple are used.
В ходе нагрева печи и выдержки в постоянном режиме контролируют изменение температуры смеси криолита со фторидом алюминия во времени при помощи опущенной в смесь термопары. Из полученных данных температура-время с точностью ±2°С определяют температуру солидуса солевой смеси, время нагрева смеси до температуры солидуса и время нагрева смеси от температуры солидуса до температуры 980°С.During heating of the furnace and holding it in constant mode, the change in temperature of the mixture of cryolite and aluminum fluoride over time is monitored using a thermocouple lowered into the mixture. From the obtained temperature-time data, the solidus temperature of the salt mixture, the time of heating the mixture to the solidus temperature, and the heating time of the mixture from the solidus temperature to a temperature of 980°C are determined with an accuracy of ±2°C.
Главным отрицательным фактором, влияющим на условия протекания процесса электролиза, является присутствие вынужденного компромисса значений рабочей температуры расплава электролита с другими параметрами процесса. Известно, что с повышением температуры увеличивается скорость протекания электролиза, увеличивается процент растворимости глинозема в расплаве электролита, правда при этом увеличивается и скорость коррозии, но использование металлических электродов соответствующего химсостава в значительной степени купирует эту проблему. Кроме того, вьшужденный потребный ток для поддержания процесса включает ток необходимый для поддержания заданной температуры (700-800°С) электролита, что приводит к необходимости кардинального увеличения затрат электроэнергии (около 40%). Здесь не решена проблема запуска процесса. Дело в том, что в исходном (холодном) состоянии фтористые соли и глинозем не электропроводны и, чтобы перевести их в расплав (электропроводньш), нужны дополнительные расходы и трудовые и технологические, на практике занимающие дорогостоящие 5-7 рабочих дней. Контакт расплава электролита с футеровкой стенок приводит к накоплению в порах футеровки различных элементов, появляющихся в результате процесса электролиза электролита данного химического состава. К ним добавляются различные примеси, входящие в исходные вещества состава электролита. В дальнейшем, отработавшая футеровка становится источником отравления окружающей среды. Суммируя все основные недостатки прототипа, следует отметить, что он не решает основных задач современности, в плотную примыкающих к основной задаче производства - получение алюминия из глинозема.The main negative factor influencing the conditions of the electrolysis process is the presence of a forced compromise between the operating temperature of the electrolyte melt and other process parameters. It is known that with increasing temperature, the rate of electrolysis increases, the percentage of alumina solubility in the electrolyte melt increases, although the corrosion rate also increases, but the use of metal electrodes of the appropriate chemical composition largely eliminates this problem. In addition, the calculated current required to maintain the process includes the current required to maintain the given temperature (700-800°C) of the electrolyte, which leads to the need for a dramatic increase in energy costs (about 40%). The problem of starting the process is not solved here. The fact is that in the initial (cold) state, fluoride salts and alumina are not electrically conductive, and in order to transform them into a melt (electrically conductive), additional labor and technological costs are required, which in practice take an expensive 5-7 working days. The contact of the electrolyte melt with the lining of the walls leads to the accumulation in the pores of the lining of various elements that appear as a result of the process of electrolysis of the electrolyte of a given chemical composition. Various impurities included in the starting materials of the electrolyte composition are added to them. In the future, the spent lining becomes a source of environmental poisoning. Summarizing all the main shortcomings of the prototype, it should be noted that it does not solve the main problems of our time, closely related to the main production task - producing aluminum from alumina.
Не решает в достаточной степени вопросы экологической приемлемости процесса.Does not sufficiently address issues of environmental acceptability of the process.
Не повышает кардинально химическую чистоту первичного алюминия -конечного продукта.Does not radically increase the chemical purity of primary aluminum - the final product.
Не решает задач кардинального снижения расхода электроэнергии.Does not solve the problem of radically reducing energy consumption.
Не решает задач оптимизации процесса электролитического разложения глинозема в первичный алюминий.Does not solve problems of optimizing the process of electrolytic decomposition of alumina into primary aluminum.
Не исключает производственного простоя при пуске охлажденного электролизера,Does not exclude production downtime when starting up a cooled electrolyser,
Не упрощает проблем забора алюминия из электролизной ванны после цикла получения определенного объема алюминия и накопления его в придонной части ванны.It does not simplify the problems of taking aluminum from the electrolysis bath after a cycle of obtaining a certain volume of aluminum and accumulating it in the bottom part of the bath.
Не приводит к кардинальному снижению трудовых и финансовых затрат. В существующих сегодня технологиях только примерно 40% электроэнергии идет на собственно электролитический процесс а большая часть идет на обеспечение этого процесса.Does not lead to a dramatic reduction in labor and financial costs. In the technologies existing today, only approximately 40% of the electricity goes to the electrolytic process itself, and the majority goes to support this process.
Настоящее изобретение направлено на достижение технического результата, заключающегося в сокращении времени получения первичного алюминия электролизом раствора глинозема в криолите при снижении расхода электроэнергии на разогрев электролизера и загруженного в него исходного материала.The present invention is aimed at achieving a technical result consisting in reducing the time for producing primary aluminum by electrolysis of an alumina solution in cryolite while reducing energy consumption for heating the electrolyzer and the source material loaded into it.
Указанный технический результат достигается тем, что способ получения алюминия электролизом расплава криолита с добавлением 30% трифторидэ алюминия и периодической подачей глинозема для поддержания количества глинозема в объеме 3-8% в расплаве электролита реализуется в две стадии, на первой из которых получение указанного расплава и поддержание температуры этого расплава выше температуры ликвидуса обеспечивают нагревом электролизной ванны из молибденосодержащего сплава отдельным неэлектрическим источником энергии, а на второй стадии проводят с использованием электрического источника энергии при температуре электролита 900-1000°С процесс электролиза и подачу на электроды электролизной ванны постоянного тока 5 вольт с силой тока, обеспечивающей плотность анодного тока 1 А/см2 и плотность катодного тока 0,9 А/см2.The specified technical result is achieved by the fact that the method of producing aluminum by electrolysis of a cryolite melt with the addition of 30% aluminum trifluoride and periodic supply of alumina to maintain the amount of alumina in a volume of 3-8% in the electrolyte melt is implemented in two stages, in the first of which the production of the specified melt and maintenance the temperature of this melt above the liquidus temperature is ensured by heating the electrolysis bath made of a molybdenum-containing alloy with a separate non-electric energy source, and in the second stage the electrolysis process is carried out using an electric energy source at an electrolyte temperature of 900-1000°C and the supply of 5 volts of direct current to the electrodes of the electrolysis bath with power current, providing an anode current density of 1 A/cm 2 and a cathode current density of 0.9 A/cm 2 .
При этом в качестве отдельного неэлектрического источника энергии используют горение природного газа или дизельного топлива. А в электролизной ванне из молибдена используют бинарные малорасходуемые металлические электроды в виде коаксиально расположенных и разделенных труб, одна из которых является катодом, а другая - анодом. Отбор первичного алюминия осуществляют через шиберный запорный узел в под электродном пространстве днищевой части электролизной ванны.In this case, combustion of natural gas or diesel fuel is used as a separate non-electric energy source. And in an electrolysis bath made of molybdenum, binary, low-consumable metal electrodes are used in the form of coaxially located and separated pipes, one of which is the cathode and the other the anode. The selection of primary aluminum is carried out through a gate valve assembly in the bottom part of the electrolysis bath under the electrode space.
Указанные признаки являются существенными и взаимосвязаны с образованием устойчивой совокупности существенных признаков, достаточной для получения требуемого технического результата.These features are essential and are interrelated to form a stable set of essential features sufficient to obtain the required technical result.
Настоящее изобретение поясняется конкретным примером исполнения, который, однако, не является единственно возможным, но наглядно демонстрирует возможность достижения требуемого технического результата.The present invention is illustrated by a specific example of implementation, which, however, is not the only possible one, but clearly demonstrates the possibility of achieving the required technical result.
На фиг. 1 - блок-схема устройства, реализующего заявленный способ.In fig. 1 - block diagram of a device implementing the claimed method.
Согласно настоящего изобретения рассматривается новый способ получения алюминия электролизом раствора глинозема в криолите (Na3AIF6) с 30% трифторида алюминия (AlF3) при разделенных процессах расплавления, поддержания заданной температуры расплава и собственно процесса электролиза. Данный способ является технологией компании ООО «СЕФКО».According to the present invention, a new method is considered for producing aluminum by electrolysis of a solution of alumina in cryolite (Na 3 AIF 6 ) with 30% aluminum trifluoride (AlF 3 ) during separate melting processes, maintaining a given melt temperature and the electrolysis process itself. This method is the technology of SEFCO LLC.
Очищенный первичный алюминий сливается для дальнейшего использования, а купированные на электродах примеси отправляются в технологические отходы. При этом технология располагает аппаратным обеспечением. Способ может быть применен для очистки и получения других металлов и сплавов.Purified primary aluminum is drained for further use, and impurities removed from the electrodes are sent to process waste. At the same time, the technology has hardware. The method can be used for purification and production of other metals and alloys.
Главной отличительной чертой предлагаемого изобретения является разделение процессов расплавления и поддержания температуры выше температуры ликвидуса электролита и проведение собственно электролиза расплава. Это разделение открывает возможность использовать для проведения процесса расплавления и поддержания заданной температуры расплава органических источников энергии - природный газ, дизельное топливо и др. и расходовать электроэнергию только на сам процесс электролиза расплава криолита с растворенным в нем глиноземом. Появляется возможность оптимизации процесса в целом за счет фиксации температуры электролита. Упраздняется многосуточный процесс пуска электролизера. Пусковой период не работающего электролизера сводится к времени расплавления шихтовых материалов, (не рассматриваем сопутствующих процессов, на пример замена футеровки и др.)The main distinctive feature of the proposed invention is the separation of the processes of melting and maintaining the temperature above the liquidus temperature of the electrolyte and the actual electrolysis of the melt. This separation opens up the opportunity to use organic energy sources - natural gas, diesel fuel, etc. - to carry out the melting process and maintain a given temperature of the melt, and to spend electricity only on the process of electrolysis of the cryolite melt with alumina dissolved in it. It becomes possible to optimize the process as a whole by fixing the electrolyte temperature. The multi-day process of starting up the electrolyzer is eliminated. The starting period of a non-working electrolyzer is reduced to the time of melting of the charge materials (we do not consider accompanying processes, for example, replacing the lining, etc.)
Это достигается тем, что существенными для заявленного способа являются следующие операции:This is achieved by the fact that the following operations are essential for the claimed method:
- формирование электролизом расплава криолита с добавлением 30% трифторидэ алюминия и периодической подачей глинозема для поддержания количества глинозема в объеме 3-8% в расплаве электролита;- formation of cryolite melt by electrolysis with the addition of 30% aluminum trifluoride and periodic supply of alumina to maintain the amount of alumina in a volume of 3-8% in the electrolyte melt;
- на первой стадии способа за счет нагрева электролизной ванны из молибдена отдельным неэлектрическим источником энергии (используют горение природного газа или дизельного топлива для нагрева и разогрева) обеспечивают получение указанного расплава и поддержание температуры этого расплава выше температуры ликвидуса;- at the first stage of the method, by heating the electrolysis bath of molybdenum with a separate non-electric energy source (using the combustion of natural gas or diesel fuel for heating and heating), the specified melt is obtained and the temperature of this melt is maintained above the liquidus temperature;
- на второй стадии проводят с использованием электрического источника энергии при температуре электролита 900-1000°С и подачей на электроды электролизной ванны постоянного тока 5 вольт с силой тока, обеспечивающей плотность анодного тока 1 А/см2 и плотность катодного тока 0,9 А/см2 проводят сам процесс электролиза.- in the second stage, it is carried out using an electrical energy source at an electrolyte temperature of 900-1000°C and supplying 5 volts of direct current to the electrodes of the electrolysis bath with a current intensity that provides an anodic current density of 1 A/cm 2 and a cathode current density of 0.9 A/ cm 2 carry out the electrolysis process itself.
Другим важным отличием является отказ от угольных анодов и переход на бинарные металлические нерасходуемые электроды. Для этого эти электроды выполняют в виде коаксиально расположенных и разделенных труб, одна из которых является катодом, а другая - анодом.Another important difference is the abandonment of carbon anodes and the transition to binary metal non-consumable electrodes. To do this, these electrodes are made in the form of coaxially located and divided pipes, one of which is the cathode and the other the anode.
Другим важным отличием является отказ от футеровки как таковой и замену ее на металлические молибденовые ванны, обеспечивающие повышение чистоты и снимающие все сложности эксплуатации футеровок из-за ресурсного контакта с расплавом в электролизной ванне. Молибден обладает крайне низким коэффициентом теплового расширения. Молибден является тугоплавким металлом с температурой плавления 2620°С и температурой кипения 4639°С.Another important difference is the abandonment of the lining as such and its replacement with metal molybdenum baths, which provide increased cleanliness and remove all the difficulties in operating the linings due to resource contact with the melt in the electrolysis bath. Molybdenum has an extremely low coefficient of thermal expansion. Molybdenum is a refractory metal with a melting point of 2620°C and a boiling point of 4639°C.
Кроме того, молибден, как металл, обладает повышенной теплопроводностью. Так, в диапазоне температур 900-1000°С теплопроводность этого металла изменяется от 105 до 100 Вт/(м⋅град) (в десять раз выше, чем у стали). В связи с этим разогрев молибденовой ванны любым источником энергии проходит во много раз быстрее, чем у стальных ванн с футеровкой. При этом разогрев имеет равномерный характер по всей поверхности ванны. Учитывая это свойство стало возможным применить горелки на природном газе или дизельном топливе, которые размещаются под днищем ванны. Такие горелки обеспечивают высокую степень нагрева за короткий промежуток времени и являются экономически дешевыми и поэтому рентабельными. Отсутствует необходимость разогрева боковой стенки ванны, достаточно разогреть дно ванны и тепло передастся по всей поверхности ванны шихте. При этом важным является то, что передача тепла ванне происходит конвекционным путем, то есть тепловой поток поступает от горелок вверх. При такой схеме разогрева температура в шихте достигает оптимума 950°С за два часа.In addition, molybdenum, as a metal, has increased thermal conductivity. Thus, in the temperature range of 900-1000°C, the thermal conductivity of this metal varies from 105 to 100 W/(m⋅deg) (ten times higher than that of steel). In this regard, the heating of a molybdenum bath by any energy source is many times faster than that of steel baths with a lining. In this case, heating is uniform over the entire surface of the bath. Taking this property into account, it became possible to use natural gas or diesel fuel burners, which are located under the bottom of the bath. Such burners provide a high degree of heating in a short period of time and are economically cheap and therefore cost-effective. There is no need to heat the side wall of the bath; it is enough to heat the bottom of the bath and the heat will be transferred over the entire surface of the bath to the charge. It is important that the heat transfer to the bath occurs by convection, that is, the heat flow comes from the burners upward. With this heating scheme, the temperature in the charge reaches an optimum of 950°C in two hours.
При использовании электронагрева за счет размещения вокруг боковой поверхности ванны электропроводных теплопередающих элементов такой эффект быстрого разогрева получить не удается в связи с тем, что электронагреватели отдают тепло по всем направления: часть тепла передается боковой стенке ванны, а остальное тепло передается наружной футеровке. При этом боковая стенка разогревается быстрее, чем дно, вызывая неравномерный разогрев шихты. Для ускорения разогрева приходится существенно повышать трафик подачи электропитания. Такой разогрев относится к малоэффективному и энергозатратному.When using electric heating by placing electrically conductive heat transfer elements around the side surface of the bath, such a rapid heating effect cannot be obtained due to the fact that electric heaters give off heat in all directions: part of the heat is transferred to the side wall of the bath, and the rest of the heat is transferred to the outer lining. In this case, the side wall heats up faster than the bottom, causing uneven heating of the charge. To speed up heating, it is necessary to significantly increase the power supply traffic. Such heating is ineffective and energy-consuming.
Применение молибдена в качестве материала ванны электролизера позволяет исключить передачу от ванны черновых включений (при электролизе в футерованной ванне черновые частицы футеровки попадают в расплав. Так же происходит химическое взаимодействие химических элементов материалов ванны с расплавом, что отражается на чистоте получаемого первичного алюминия). Молибден или сплавы на его основе или сплавы, включающие его в состав, инертны к ингредиентам шихты (нейтральны к расплаву криолита Na3AIF6 с 30% добавкой AIF3), из которой получают расплав алюминийсодержащего материала, не взаимодействуют с этим расплавом химически. Молибден как инструментальный или конструкционный материал в составе сплавов обладает высокой жаропрочностью и высокой химической инертностью. Поэтому под понятием «молибден» в рамках данного описания понимается не чистое химическое вещество, а молибденосодержащий сплав или молибденосодержащий материал (хромомолибденовая сталь Х12М, конструкционная легированная сталь марки 18Х2Н4МА, сложнолегированная сталь мартенситного класса марки 15Х11МФ и др. стали и сплавы, включающие молибден для обеспечения высокой жаростойкости).The use of molybdenum as a material for the electrolyzer bath makes it possible to exclude the transfer of rough inclusions from the bath (during electrolysis in a lined bath, rough particles of the lining enter the melt. Chemical interaction of the chemical elements of the bath materials with the melt also occurs, which affects the purity of the resulting primary aluminum). Molybdenum or alloys based on it or alloys that include it in the composition are inert to the ingredients of the charge (neutral to the cryolite melt Na 3 AIF 6 with a 30% addition of AIF 3 ), from which the melt of aluminum-containing material is obtained, and do not react chemically with this melt. Molybdenum as a tool or structural material in alloys has high heat resistance and high chemical inertness. Therefore, the concept of “molybdenum” within the framework of this description is understood not as a pure chemical substance, but as a molybdenum-containing alloy or molybdenum-containing material (chrome-molybdenum steel X12M, structural alloy steel grade 18X2N4MA, complex alloy steel of the martensitic class grade 15X11MF and other steels and alloys including molybdenum to ensure high heat resistance).
После вывода электролизной ванны на оптимизированный режим 950°С в диапазоне 900-1000°С применение электроразогрева для подержания температуры процесса электролиза становится рентабельным, так как это поддержание возможно на не затратных режимах потребления электроэнергии.After bringing the electrolysis bath to the optimized mode of 950°C in the range of 900-1000°C, the use of electrical heating to maintain the temperature of the electrolysis process becomes cost-effective, since this maintenance is possible at low-cost power consumption modes.
Другим важным отличием является предлагаемый механизм сбора первичного алюминия в придонной металлической ванне электролизера (в под электродном пространстве днищевой части электролизной ванны) и периодический слив его через шаберный запорный узел по мере наполнения придонной ванны выделенным в процессе электролиза первичным алюминием.Another important difference is the proposed mechanism for collecting primary aluminum in the bottom metal bath of the electrolyzer (in the under electrode space of the bottom part of the electrolysis bath) and periodically draining it through a scraper locking unit as the bottom bath is filled with primary aluminum released during the electrolysis process.
Общими признаками прототипа и заявленного способа является электролиз расплава криолита (Na3AIF6) с 20-40% AIF3 с периодической дозагрузкой для поддержания уровня глинозема (А12O3) в расплаве подвергающемуся электролизу равного 3-8%.The common features of the prototype and the claimed method are the electrolysis of cryolite melt (Na 3 AIF 6 ) with 20-40% AIF 3 with periodic additional loading to maintain the level of alumina (A1 2 O 3 ) in the melt undergoing electrolysis equal to 3-8%.
Сегодня разработан и предлагается большой выбор химических составов электролитов с попытками оптимизировать параметры электролитического процесса. Мы остановились на варианте применения криолита (Na3AIF6) и трифторида (AIF3) алюминия для растворения глинозема, как широко применяемых в алюминиевой промышленности. Кроме того, при разделенных процессах расплавления, поддержания заданной температуры расплава и собственно процесса электролиза появилась возможность избежать компромиссных решений и, установив оптимальную температуру процесса, зафиксировать ее и далее установить оптимальный электролизный ток, позволяющий оптимизировать процесс электролитического разложения растворенного оксида алюминия (Al2O3).Today, a large selection of electrolyte chemical compositions has been developed and offered in attempts to optimize the parameters of the electrolytic process. We settled on the option of using cryolite (Na 3 AIF 6 ) and aluminum trifluoride (AIF 3 ) to dissolve alumina, which are widely used in the aluminum industry. In addition, with separate melting processes, maintaining a given temperature of the melt and the electrolysis process itself, it became possible to avoid compromise solutions and, having established the optimal process temperature, fix it and then set the optimal electrolysis current, which allows optimizing the process of electrolytic decomposition of dissolved aluminum oxide (Al 2 O 3 ).
Для проверки эффективности технологического процесса фирмы СЕФКО была разработана и изготовлена установка для электролиза с разделением функций образования расплава и удержания заданной температуры расплава выше температуры ликвидус (фиг. 1). Установка содержит ванну 1 из молибдена, размещенную на опорах, в поддонной зоне которой располагаются горелки 2, к которым по каналу 3 подводится органическое топливо 3 (природный газ, дизельное топливо и т.д.). Узел горелок оснащен средствами регулирования потока топлива, средствами удаленного поджига горелок, средствами контроля за горением и аварийного отключения, а так же сопутствующей автоматикой, необходимой для безопасно работы этого узла. Данные средства подробно не описываются, как не относящиеся к существу заявленного изобретения. Вокруг ванны по периметру ее боковой стенки размещены электронагревательные элементы 5 системы подачи электрической энергии. Снаружи этих элементов (являющихся встроенной печью сопротивления) по всей поверхности боковой стенки ванны смонтирована теплозащитная футеровка 6 для уменьшения передачи тепла от нагрева в окружающую среду. В нижней придонной части ванны выполнен канал 7 слива первичного алюминия. В этот канал вмонтирован шиберный запорный узел 8. Ванна ограждена кожухом 9, в верхней части которого над ванной расположен выход 10 газов 11 (газообразных продуктов электролиза) в канал утилизации.To test the effectiveness of the SEFCO technological process, an installation for electrolysis with separation of the functions of melt formation and maintaining a given melt temperature above the liquidus temperature was developed and manufactured (Fig. 1). The installation contains a molybdenum bath 1, placed on supports, in the bottom zone of which burners 2 are located, to which organic fuel 3 (natural gas, diesel fuel, etc.) is supplied through channel 3. The burner unit is equipped with means for regulating the fuel flow, means for remote ignition of the burners, means for combustion control and emergency shutdown, as well as associated automation necessary for the safe operation of this unit. These means are not described in detail as they are not related to the essence of the claimed invention. Around the bath along the perimeter of its side wall there are electric heating elements 5 of the electrical energy supply system. Outside these elements (which are a built-in resistance furnace), a heat-protective lining 6 is mounted along the entire surface of the side wall of the bath to reduce the transfer of heat from heating to the environment. In the lower bottom part of the bath there is a channel 7 for draining primary aluminum. A gate valve 8 is installed in this channel. The bath is enclosed by a casing 9, in the upper part of which above the bath there is an outlet 10 of gases 11 (gaseous products of electrolysis) into the recycling channel.
Внутри ванны размещен один или несколько параллельно соединенных между собой и установленных вертикально двуполярных (биполярных) электродов. Биполярный электрод представляет из себя две разделенные высоко температурными диэлектрическими шайбами 12 трубы большого диаметра (анод) 13 и внутренней трубы (катод) 14, которые выполнены с отверстиями по всей поверхности для пропуска газов (в основном, О и O2). Большая труба через жаропрочную вставку 15 (типа втулки) монтируется с закреплением на ванне электролизера. Опытные исследования показали. Что межтрубное расстояние между стенками коаксиально расположенных и разделенных труб должно быть в диапазоне 2-4 см.Inside the bath there is one or several bipolar (bipolar) electrodes connected in parallel and installed vertically. The bipolar electrode consists of two large-diameter pipes (anode) 13 and an inner pipe (cathode) 14 separated by high-temperature dielectric washers 12, which are made with holes across the entire surface for the passage of gases (mainly O and O 2 ). A large pipe is mounted through a heat-resistant insert 15 (type of bushing) and secured to the electrolyzer bath. Experimental studies have shown. That the inter-pipe distance between the walls of coaxially located and separated pipes should be in the range of 2-4 cm.
Биполярные электроды в трубчатом исполнении по площади разнятся на анодные и катодные электроды, а значит имеют различные значения плотности тока анода и катода. Электроэнергия напряжением около 5 вольт и силой тока до 1000 ампер с возможностью плавного регулирования от 0 и до 1000 ампер подводится в верхней части двуполярных анодов плюсом к анодам двуполярных электродов, включенных параллельно, и к суммирующему катоду в днищевой части элетролизера. Встроенная печь сопротивления имеет систему измерения и автоматического поддержания заданной температуры (900-1000°С, предпочтительно оптимальным является 950°С).Bipolar electrodes in tubular design differ in area into anode and cathode electrodes, and therefore have different values of the anode and cathode current densities. Electricity with a voltage of about 5 volts and a current of up to 1000 amperes with the possibility of smooth regulation from 0 to 1000 amperes is supplied to the upper part of the bipolar anodes, plus to the anodes of the bipolar electrodes connected in parallel, and to the summing cathode in the bottom part of the electrolyser. The built-in resistance furnace has a system for measuring and automatically maintaining the set temperature (900-1000°C, preferably 950°C is optimal).
Процесс опытного электролиза глинозема в расплаве натриевого криолита с добавкой 30% трифторида алюминия осуществлялся в следующем порядке.The process of experimental electrolysis of alumina in a molten sodium cryolite with the addition of 30% aluminum trifluoride was carried out in the following order.
В холодную ванну электролизера загружают тщательно смешанную смесь криолита с 30% трифторида алюминия и 8% глинозема (Na3AIF6+30%AIF3+8%Al2O3). Полученную шихтовую смесь необходимо перевести и в дальнейшем поддерживать в расплавленном состоянии в течение всего процесса электролиза. В промышленном применении способа по технологии фирмы СЕФКО используют на первом этапе горение природного газа, что дает экономию электроэнергии примерно 40%. После чего включалась встроенная печь на полную мощность и по достижении температуры расплава 900°С автоматика печи переводилась в режим поддержания температуры расплава равной до 950°С. В дальнейшем температура расплава электролита выдерживалась постоянной. При этом потребное время составило 3,0 час, не считая 2 час на прогрев печи и загруженной шихты. По достижении расплава электролита температуры 950°С включался источник электролизного тока. На экспериментальной установке площадь катода составляет 400 см2, а площадь анода 800 см2. Поэтому необходимую плотность анодного тока в 1 А/см2 достигают при токе от блока электролизного напряжения равного 800 ампер. Катодный ток при этом был равен 0,9 А/см2. Электролиз при заданных условиях вели в течение 4 час. Через каждый час корректировали состав, засыпая в ванну расчетную мерку порошка прогретого глинозема. Полученный алюминий сливали через канал слива, путем наклона всего корпуса электролизера, в стальную форму. Полученный первичный алюминий имеет следующий химический состав в сравнении с составами А995, А99, требования к которым прописаны в действующем межгосударственном стандарте ГОСТ 11069-2001 (о марках первичного А1)A thoroughly mixed mixture of cryolite with 30% aluminum trifluoride and 8% alumina (Na3AIF 6 +30%AIF 3 +8%Al 2 O 3 ) is loaded into a cold electrolyzer bath. The resulting charge mixture must be transferred and subsequently maintained in a molten state during the entire electrolysis process. In the industrial application of the method using SEFCO technology, natural gas combustion is used in the first stage, which provides energy savings of approximately 40%. After which the built-in furnace was turned on at full power and when the melt temperature reached 900°C, the furnace automation switched to the mode of maintaining the melt temperature up to 950°C. Subsequently, the temperature of the electrolyte melt was kept constant. In this case, the required time was 3.0 hours, not counting 2 hours for heating the furnace and the loaded charge. When the electrolyte melt reached a temperature of 950°C, the source of electrolysis current was turned on. In the experimental setup, the cathode area is 400 cm2 , and the anode area is 800 cm2 . Therefore, the required anode current density of 1 A/cm 2 is achieved at a current from the electrolysis voltage unit of 800 amperes. The cathode current was equal to 0.9 A/cm 2 . Electrolysis under the given conditions was carried out for 4 hours. Every hour, the composition was adjusted by pouring a calculated measure of heated alumina powder into the bath. The resulting aluminum was poured through the drain channel, by tilting the entire cell body, into a steel mold. The resulting primary aluminum has the following chemical composition in comparison with compositions A995, A99, the requirements for which are specified in the current interstate standard GOST 11069-2001 (about grades of primary A1)
Настоящее изобретение промышленно применимо и прошло опытные испытания, которые показали значительное ускорение процесса получения первичного алюминия и экономию затраченной энергии.The present invention is industrially applicable and has undergone experimental tests, which have shown a significant acceleration of the process of obtaining primary aluminum and savings in energy consumption.
Claims (4)
Priority Applications (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
PCT/RU2023/000023 WO2024030044A1 (en) | 2022-08-02 | 2023-01-27 | Method for producing aluminium by electrolysis of a solution of alumina in cryolite |
Publications (1)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
RU2812159C1 true RU2812159C1 (en) | 2024-01-24 |
Family
ID=
Citations (5)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
US5114546A (en) * | 1987-09-23 | 1992-05-19 | Hoechst Aktiengesellschaft | Process for the preparation of fluorinated acrylic acids and derivatives thereof |
RU2318924C2 (en) * | 2002-10-18 | 2008-03-10 | Мольтех Инвент С.А. | Cells for producing aluminum by electrolysis with anodes on base of metals |
US8936710B2 (en) * | 2012-05-23 | 2015-01-20 | Shenzhen Sunxing Light Alloys Materials Co., Ltd. | Low-molecular-ratio cryolite for aluminium electrolytic industry and method for preparing the same |
RU2651929C1 (en) * | 2017-04-05 | 2018-04-24 | Федеральное государственное бюджетное учреждение науки Институт высокотемпературной электрохимии Уральского отделения Российской Академии наук | Method of electrolytic production of aluminum |
RU2686408C1 (en) * | 2018-06-20 | 2019-04-25 | Федеральное государственное бюджетное учреждение науки Институт высокотемпературной электрохимии Уральского отделения Российской Академии наук | Electrolytic production method of aluminum |
Patent Citations (5)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
US5114546A (en) * | 1987-09-23 | 1992-05-19 | Hoechst Aktiengesellschaft | Process for the preparation of fluorinated acrylic acids and derivatives thereof |
RU2318924C2 (en) * | 2002-10-18 | 2008-03-10 | Мольтех Инвент С.А. | Cells for producing aluminum by electrolysis with anodes on base of metals |
US8936710B2 (en) * | 2012-05-23 | 2015-01-20 | Shenzhen Sunxing Light Alloys Materials Co., Ltd. | Low-molecular-ratio cryolite for aluminium electrolytic industry and method for preparing the same |
RU2651929C1 (en) * | 2017-04-05 | 2018-04-24 | Федеральное государственное бюджетное учреждение науки Институт высокотемпературной электрохимии Уральского отделения Российской Академии наук | Method of electrolytic production of aluminum |
RU2686408C1 (en) * | 2018-06-20 | 2019-04-25 | Федеральное государственное бюджетное учреждение науки Институт высокотемпературной электрохимии Уральского отделения Российской Академии наук | Electrolytic production method of aluminum |
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
Haraldsson et al. | Review of measures for improved energy efficiency in production-related processes in the aluminium industry–From electrolysis to recycling | |
US5006209A (en) | Electrolytic reduction of alumina | |
EA002205B1 (en) | Process for the electrolytic production of metals | |
CN203938739U (en) | Electrolytic cell assembly, electrolyzer system and electrolyzer assembly | |
CN107532317A (en) | Produce the method for aluminium-scandium alloy and implement the reactor of this method | |
Hryn et al. | Initial 1000A aluminum electrolysis testing in potassium cryolite-based electrolyte | |
Bao et al. | Effects of current density on current efficiency in low temperature electrolysis with vertical electrode structure | |
RU2812159C1 (en) | Method for producing aluminium by electrolysis of alumina solution in cryolite | |
JP7129828B2 (en) | Molten salt electrolysis method and metal magnesium production method | |
JPS6017035B2 (en) | Metal electrolytic refining method and its equipment | |
US2502888A (en) | Electrolytic cell | |
WO2024030044A1 (en) | Method for producing aluminium by electrolysis of a solution of alumina in cryolite | |
CN1908238A (en) | Preparation of magnesium lithium alloy from fused salt electrolysis | |
Beck | Production of aluminum with low temperature fluoride melts | |
RU2679224C9 (en) | Thermochemical resistant anode for electrolysis of aluminum | |
RU2621207C1 (en) | Method for producing aluminium-based alloy and device for its implementation | |
US3265606A (en) | Electrolytic cell for preparation of alloys of lead with alkaline metals | |
GB2548378A (en) | Electrochemical reduction of spent nuclear fuel at high temperatures | |
Smolinski et al. | An electrolytic method for the direct production of magnesium lithium alloys from lithium chloride | |
RU202425U1 (en) | ELECTRIC FURNACE FOR MELTING ELECTROLYTE CONTAINING FLUORIDE SALTS, USED IN ELECTROLYSERS FOR PRODUCING ALUMINUM | |
Cui et al. | The performance of aluminium electrolysis in a low temperature electrolyte system | |
RU2599312C1 (en) | Electrolytic method for continuous production of aluminium alloy with scandium | |
RU2742633C1 (en) | Method for producing aluminum by electrolysising cryolito-aluminum melts | |
US3503857A (en) | Method for producing magnesium ferrosilicon | |
RU220188U1 (en) | Gas-electric electrolysis bath for producing aluminum from alumina |