RU1826998C - Способ получени алюминиево-кремниевого сплава в электролизере дл производства алюмини - Google Patents
Способ получени алюминиево-кремниевого сплава в электролизере дл производства алюминиInfo
- Publication number
- RU1826998C RU1826998C SU914950867A SU4950867A RU1826998C RU 1826998 C RU1826998 C RU 1826998C SU 914950867 A SU914950867 A SU 914950867A SU 4950867 A SU4950867 A SU 4950867A RU 1826998 C RU1826998 C RU 1826998C
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- silicon
- aluminum
- alloy
- electrolyzer
- alumina
- Prior art date
Links
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims description 30
- XAGFODPZIPBFFR-UHFFFAOYSA-N aluminium Chemical compound [Al] XAGFODPZIPBFFR-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims description 11
- 229910052782 aluminium Inorganic materials 0.000 title claims description 10
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 title claims description 9
- 229910000789 Aluminium-silicon alloy Inorganic materials 0.000 title 1
- 239000004411 aluminium Substances 0.000 title 1
- XUIMIQQOPSSXEZ-UHFFFAOYSA-N Silicon Chemical compound [Si] XUIMIQQOPSSXEZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 39
- 229910052710 silicon Inorganic materials 0.000 claims abstract description 39
- 239000010703 silicon Substances 0.000 claims abstract description 39
- PNEYBMLMFCGWSK-UHFFFAOYSA-N aluminium oxide Inorganic materials [O-2].[O-2].[O-2].[Al+3].[Al+3] PNEYBMLMFCGWSK-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 19
- 229910045601 alloy Inorganic materials 0.000 claims abstract description 13
- 239000000956 alloy Substances 0.000 claims abstract description 13
- 229910000676 Si alloy Inorganic materials 0.000 claims abstract description 12
- CSDREXVUYHZDNP-UHFFFAOYSA-N alumanylidynesilicon Chemical compound [Al].[Si] CSDREXVUYHZDNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 12
- 238000005868 electrolysis reaction Methods 0.000 claims description 12
- 229910052708 sodium Inorganic materials 0.000 claims description 11
- 239000011734 sodium Substances 0.000 claims description 11
- 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 claims description 10
- 238000011068 loading method Methods 0.000 claims description 8
- 239000006071 cream Substances 0.000 claims 1
- 150000004673 fluoride salts Chemical class 0.000 claims 1
- MEYPRMGRFQCXHY-UHFFFAOYSA-N [Na].F[Si](F)(F)F Chemical compound [Na].F[Si](F)(F)F MEYPRMGRFQCXHY-UHFFFAOYSA-N 0.000 abstract 1
- VYPSYNLAJGMNEJ-UHFFFAOYSA-N silicon dioxide Inorganic materials O=[Si]=O VYPSYNLAJGMNEJ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 17
- 229910001610 cryolite Inorganic materials 0.000 description 14
- 239000000203 mixture Substances 0.000 description 14
- 239000003792 electrolyte Substances 0.000 description 13
- 238000005245 sintering Methods 0.000 description 11
- 238000006243 chemical reaction Methods 0.000 description 9
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 description 9
- 239000002184 metal Substances 0.000 description 9
- -1 sodium aluminum fluorides Chemical class 0.000 description 9
- YCKRFDGAMUMZLT-UHFFFAOYSA-N Fluorine atom Chemical compound [F] YCKRFDGAMUMZLT-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 8
- 229910052731 fluorine Inorganic materials 0.000 description 8
- 239000011737 fluorine Substances 0.000 description 8
- 239000000377 silicon dioxide Substances 0.000 description 8
- 238000005516 engineering process Methods 0.000 description 7
- 239000000243 solution Substances 0.000 description 6
- 238000000354 decomposition reaction Methods 0.000 description 5
- 235000012239 silicon dioxide Nutrition 0.000 description 5
- 230000015572 biosynthetic process Effects 0.000 description 4
- 238000003682 fluorination reaction Methods 0.000 description 4
- 238000010438 heat treatment Methods 0.000 description 4
- 239000000047 product Substances 0.000 description 4
- PUZPDOWCWNUUKD-UHFFFAOYSA-M sodium fluoride Chemical compound [F-].[Na+] PUZPDOWCWNUUKD-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 4
- KLZUFWVZNOTSEM-UHFFFAOYSA-K Aluminium flouride Chemical class F[Al](F)F KLZUFWVZNOTSEM-UHFFFAOYSA-K 0.000 description 3
- 238000005275 alloying Methods 0.000 description 3
- 238000000605 extraction Methods 0.000 description 3
- 230000003993 interaction Effects 0.000 description 3
- TWNQGVIAIRXVLR-UHFFFAOYSA-N oxo(oxoalumanyloxy)alumane Chemical compound O=[Al]O[Al]=O TWNQGVIAIRXVLR-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- 238000011084 recovery Methods 0.000 description 3
- 239000000126 substance Substances 0.000 description 3
- 229910000838 Al alloy Inorganic materials 0.000 description 2
- 229910021486 amorphous silicon dioxide Inorganic materials 0.000 description 2
- 229910052681 coesite Inorganic materials 0.000 description 2
- 229910052906 cristobalite Inorganic materials 0.000 description 2
- 230000007423 decrease Effects 0.000 description 2
- 230000000694 effects Effects 0.000 description 2
- 239000007788 liquid Substances 0.000 description 2
- NROKBHXJSPEDAR-UHFFFAOYSA-M potassium fluoride Chemical compound [F-].[K+] NROKBHXJSPEDAR-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 2
- 239000002994 raw material Substances 0.000 description 2
- 150000003839 salts Chemical class 0.000 description 2
- 235000013024 sodium fluoride Nutrition 0.000 description 2
- 239000011775 sodium fluoride Substances 0.000 description 2
- 229910052682 stishovite Inorganic materials 0.000 description 2
- 229910052905 tridymite Inorganic materials 0.000 description 2
- WKBPZYKAUNRMKP-UHFFFAOYSA-N 1-[2-(2,4-dichlorophenyl)pentyl]1,2,4-triazole Chemical compound C=1C=C(Cl)C=C(Cl)C=1C(CCC)CN1C=NC=N1 WKBPZYKAUNRMKP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 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 1
- PWHULOQIROXLJO-UHFFFAOYSA-N Manganese Chemical compound [Mn] PWHULOQIROXLJO-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910000861 Mg alloy Inorganic materials 0.000 description 1
- 229910000914 Mn alloy Inorganic materials 0.000 description 1
- 229910004883 Na2SiF6 Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000009825 accumulation Methods 0.000 description 1
- 229910000323 aluminium silicate Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000004458 analytical method Methods 0.000 description 1
- 239000011324 bead Substances 0.000 description 1
- 238000005266 casting Methods 0.000 description 1
- 230000015556 catabolic process Effects 0.000 description 1
- 239000007795 chemical reaction product Substances 0.000 description 1
- 239000003153 chemical reaction reagent Substances 0.000 description 1
- 238000010835 comparative analysis Methods 0.000 description 1
- 150000001875 compounds Chemical class 0.000 description 1
- 239000013078 crystal Substances 0.000 description 1
- 238000002425 crystallisation Methods 0.000 description 1
- 230000008025 crystallization Effects 0.000 description 1
- 230000008021 deposition Effects 0.000 description 1
- 238000010790 dilution Methods 0.000 description 1
- 239000012895 dilution Substances 0.000 description 1
- 238000010494 dissociation reaction Methods 0.000 description 1
- 230000005593 dissociations Effects 0.000 description 1
- 239000000428 dust Substances 0.000 description 1
- 238000001704 evaporation Methods 0.000 description 1
- 230000008020 evaporation Effects 0.000 description 1
- 239000011777 magnesium Substances 0.000 description 1
- 229910052748 manganese Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000011572 manganese Substances 0.000 description 1
- 239000000463 material Substances 0.000 description 1
- 238000009856 non-ferrous metallurgy Methods 0.000 description 1
- PPPLOTGLKDTASM-UHFFFAOYSA-A pentasodium;pentafluoroaluminum(2-);tetrafluoroalumanuide Chemical compound [F-].[F-].[F-].[F-].[F-].[F-].[F-].[F-].[F-].[F-].[F-].[F-].[F-].[F-].[Na+].[Na+].[Na+].[Na+].[Na+].[Al+3].[Al+3].[Al+3] PPPLOTGLKDTASM-UHFFFAOYSA-A 0.000 description 1
- 235000003270 potassium fluoride Nutrition 0.000 description 1
- 239000011698 potassium fluoride Substances 0.000 description 1
- 238000005204 segregation Methods 0.000 description 1
- ABTOQLMXBSRXSM-UHFFFAOYSA-N silicon tetrafluoride Chemical compound F[Si](F)(F)F ABTOQLMXBSRXSM-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000000758 substrate Substances 0.000 description 1
- 239000011031 topaz Substances 0.000 description 1
- 229910052853 topaz Inorganic materials 0.000 description 1
Landscapes
- Electrolytic Production Of Metals (AREA)
Abstract
Использование: получение алюминие- во-кремниевого сплава с содержанием кремни до 9 мас% при выходе сплава по току 87-88% и производительности электролизера по кремнию 74-79 кг/сут. Сущность: в качестве кремнийсодержащего компонента шихты используют кремниеф- тористый натрий, который предварительно спекают с глиноземом при 550-650°С при массовом соотношении компонентов 1 :(0,5- 1,5), а содержание кремни в сплаве поддерживают не более 9 мас.%. 1 з.п. ф-лы,2табл.
Description
Изобретение относитс к цветной металлургии и может быть использовано при получении алюминиево-кремниевых сплавов в электролизере дл производства алюмини .
Цель изобретени - повышение производительности процесса и стабилизации процесса электролизера.
Техническа сущность предложенного решени заключаетс в следующем.
Кремнефтористый натрий взаимодействует с с образованием натриево-алю- миниевых фторидов и SI02
3Na2SiF6 + 6NaF4AIF3 + 3SI02 (1)
Известно, что лучшие показатели по извлечению фтора в криолит при стехиометри- ческих смес х реагентов достигаютс при проведении процесса с высокими скорост ми нагрева 100-400 град/мин (а.с. СССР № 1310338 от 20.12.1985 г).
Указанный эффект обусловлен тем, что взаимодействие (1) протекает через термическую диссоциацию Na2SiFe по схеме
3Na2SiFe - 6NaF + 3SIF4 (2) 3SiF4 + 4AIF3 + 3SS02 (3) 6NaF + 6NaF 4AIF3 (4)
При высоких температурах и скорост х нагрева смеси скорость фторировани А120з по реакции (3) становитс соизмерима со скоростью разложени Na2SiFe, реакци (2). Это обеспечивает высокое извлечение фтора в криолит. Однако в этих услови х образуетс крупнокристаллический Si02 в форме кристаболита или соединение вида Al2Si04(FOH)2 (топаз).
Крупнокристаллический SI02 медленно раствор етс в электролите, плохо восстанавливаетс , что приводит к образованию
Ј
00
ю
ON Ю 4D 00
со
алюмосиликатов в электролите, ликвации расплава и расстройству технологии электролиза .
Указанные влени устран ютс , если предварительное спекание кремнефгори- стого натри с проводить при 550- 650°С с избытком оксид алюмини и в течение длительного времени.
При 550-650°С скорость образовани четырехфтористого кремни по реакции (2) выше скорости его взаимодействи с по реакции (3), поэтому SIF4, образующийс в результате разложени NaaSiFe, полностью не взаимодействует с близлежащими кристаллами АЬОз, з распредел етс и взаимодействует во всем объеме А120з с обра- зозаьием мелкодисперсного аморфного диоксида кремни за счет большого числа центров реакций.
Таким образом, ограничение температуры предварительного спекани Nd2SiFe с AlsOs в пределах 550-650°С необходимо дл того, чтобы обеспечить превышение скорости оазложени Na2SiFe над скоростью фторировани .
При температурах менее 550°С активное разложение Na2SiFe еще не начинаетс и при попадании шихты в электролит его разложение происходит в объеме солевой ванны, что приводит к потер м кремни / фтора в газовую фазу, снижению извлечени кремни и расстройству технологического процесса электролиза.
При температурах более 650°С скорости реакции (3) и (2) станов тс соизмеримы, в результате чего укрупн етс диоксид кремни , к тому же при таких температурах происходит образование кристзболитз з данном процессе, что в дальнейшем ухудшает показатели электролиза {снижаетс производительность и наступает расстройство технологии в результате ликваимч солевой ванны электролизера).
Использование соотношение А1.0з : Na2SiFe, равного (0,5-1,5):1 против 0,36:1 по стехиометрии (известные способы) позвол ет
исключить потери кремни и фтора в услови х превышени скорости разложени Na2SiF6 над скоростью фторировани А120з
обеспечить создание большого количества центров реакций фторировани , в которых образуетс мелкодисперсна 02;
обеспечить полное спекание фторидов натри и алюмини з ,РИОЛИГ Пои соси ношении : Na2Sir6 менее 0,5 увеличиваютс потери кремни и фтора в виде SIP A
5
0
5
0
5
0
5
5
при спекании шихты, что снижает извлече ние и производительность процесса.
При соотношении : Na2SiFo более 1,5 : 1 образующиес по реакци м (2) и (3 фториды натри и алюмини слишком разобщены в массе шихты, вследствие чего не происходит образовани криолита по реакции (4). Это приводит к повышенным потер м фкора, поскольку индивидуальный фторид алюмини обладает большей склонностью к п и ро гид релизу и испарению, чем в составе натриово-элюминиевых фторидов. При ведении процесса по предложенной технологии дополнительно образуетс криолит в количестве QOO-950 кг на 1000 кг КФН.
Дл получени криолита, пригодного дл производства не только алюминиево- кремниевых сплавов, но л техническою алюмини Б других электролизерах необходимо , чтобы содержание кремни в коиоли- те не превышало 0 5 мас.%.
Исходный кремнесодержащий продукт, полученный при взаимодействии кремне- фторисгого натри с оксидом алюмини , обладает высокой активностью и растворимостью в электролите и восстанавливаетс в течение одного цикпа ехнопоги- ческой обработки электролизера без накоплени в электролите. Поэтому содержание кремни ч электролиз в основном обусловлено наличием кремни в металле.
Дл получени зпектролита с малым содержанием кремни поддерживают содержание кремни в сплаве че более 9 мас.%.
Экспериментально установлена зависимость между содержанием кремни в сплзве и содержанием кремни в электролите .
Данные приведены в тзбл, 1.
Кеч гроль содержани KDSMI- и з сплсве производите периодически. Регулирование содержани кремни осуществл етс либо загрузкой з электролизер более бедной по кремнию шихты, либо добавлением в катодный металл технического алюмини с необходим;.,:/, количествах.
Соответствие пседло энного технического решени крпгерию изобретени новизна заключаетс в ом, что в отличие о поото ипа в электролизер ввс/ - т не просто хремнийсодержащий компонент в виде кремнезема в смеси с глиноземом, а крем- нийсодепжаа й компонент в виде кремне- фюристого ньтри предварительно спеченный 550 -050°С с глиноземом при массовом г.оотношзни/ :(0,5-1,5), а сидержание кремни в сплаве поддерживаетс не более 9 мас.%.
Проведенный сравнительный анализ предложенного технического решени с другими известными решени ми в данной области и в смежных област х показал:
известно приготовление алюминиевых лигатур в электролизерах с использованием оксидов легирующих элементов (Напалков В. И. и др. Лигатуры дл производства алюминиевых и магниевых сплавов. М., Металлурги , 1983, глава IV);
известен способ получени алюминие- во-кремниевых сплавов в электролизере (патент США Ms 3980537, кл. С 22 С 21 /02, С 25 С 3/36), включающий подачу в ванну с расплавом электролита окиси алюмини и кремнезема одновременно либо порознь;
известен способ получени лигатуры алюминий - кремний, согласно которому дл получени лигатуры кремний вводитс в электролизер в виде двуокиси кремни при весовом соотношении с окисью алюмини 1:(1-50). Процесс ведут при напр жении до 5 В и непрерывном добавлении окислов (патент ЧССР Мг 156971, кл. С 22 С 21/02, опубл. 1975 г).
Известен способ получени алюминие- во-кремниевого сплава электролизом расплава натриево-алюминиевых фторидов, содержащего 1,5-4,0 мас.% двуокиси кремни и 3,5-8,0 мас.% окиси алюмини (а.с. СССР № 491724, кл. С 22 С 3/20, 1975 г.).
Известен способ получени алюминие- во-кремниевого сплава электролизом расплава кремни , 4-15 мас.% оксида алюмини и дополнительно 15-40 мас.% фторида кали дл повышени раствор ющей способности электролита по отношению к указанным окислам (а.с. СССР №554318, кл. С 25 С 3/36, 1977 г);
известен способ получени лигатуры алюминий-кремний-марганец в алюминиевом электролизере, в котором процесс ведут при суммарном содержании в катодном металле марганца и кремни 5,5-11,0 мас.% (а.с. СССР № 1068546, кл. С 25 С 3/36, 1984 г.). Содержание кремни в металле составл ет 0,8-1,8 мас.%. Легирующее сырье загружалинаповерхность криолитглиноземной корки электролизера и после прогрева (1-3 ч) производили обработку криолитглиноземной корки, в результате чеги легирующее сырье погружалось в электролит и далее в металл;
известно спекание смеси кремнефтори- стого натри с тугоплавкими оксидами (ТЮ2, Zr02) при 700-810°С и последующее алюмо10
5
0
5
0
5
0
5
0
5
термическое восстановление продуктов спекани при 850-900°С (а.с. СССР № 1540199, кл. С 01 F 7/54, непубл.);
известен способ получени алюминие- во-кремниевого сплава и криолита, включающий термообработку алюминием смеси кремнефтористого натри с окисью алюмини (а.с. СССР № 760634, кл. С 01 F 7/54, непубл.).
Не вы влено технических решений по получению алюминиево-кремниевых сплавов в электролизере, включающих предварительное спекание кремнийсодержащего компонента с глиноземом при указанных параметрах и поддержание содержани кремни в сплаве не более 9 мас.%. Процесс предварительного спекани приводит к тому , что в электролизер ввод т не просто кремнезем, а высокоактивный, аморфный диоксид кремни , который получают путем спекани при 550-650°С смеси кремнийсодержащего материала в виде кремнефтористого натри с глиноземом при соотношении 1:(0,5-1,5). Предложенное техническое решение не только позвол ет повысить производительность процесса по кремнию до 77-79 кг/сут и содержание кремни в сплаве до 9 мас.%, но и обеспечивает стабильно выход сплава по току 87- 88%. Кроме того, при получении алюминиево-кремниевого сплава по предложенной технологии дополнительно образуетс натриевый криолит, пригодный дл использовани в процессе электролитического производства не только алюминиево- кремниевых сплавов, но и технического алюмини .
Способ позвол ет организовать процесс в нескольких вариантах на промышленных электролизерах 130-150 кА без расстройства технологии электролиза:
единовременна загрузка шихты 1 раз в сутки в количестве 1-1,2 т. При установившемс режиме содержание диоксида кремни в электролите после загрузки продуктов взаимодействи в зависимости от соотношени Na2SiFe и А120з составл ет 3-7%, через сутки перед следующей загрузкой шихты 0,2-0,25%;
дробна загрузка шихты от 2 до 12 раз в сутки порци ми по 600-100 кг. В этом случае содержание Si02 перед выливкой криолита составл ет 0,15-0,2%.
Во всех случа х выливка криолита производитс вакуум-ковшом раз в сутки, металла - раз в двое суток.
На промышленном электролизере без уменьшени выхода по току способ обеспечивает суточную производительность 120- 130 против 16-20 кг/сут. в прототипе.
Пример 1. Готов т смесь с массовым соотношением AlaOa и Na2SiFe, равным 1:1, тщательно ее перемешивают и подвергают термообработке при 600°С в течение 2 ч. Согласно рентгенофазовому и химическому анализам полученный продукт содержит в натриево-алюминиевых фторидах криолит, хиолит(мольное отношение NaFn AlFa, равное 1,8-1,9) и рентгеноаморфный SI02.
В электролитическую чейку, содержащую 1,5 кг смеси натриево-алюминиевых фторидов (мольное отношение NaF и AlFs равно 2,7) 95% и глинозем 5%, при 950°С загружают продукт взаимодействи КФН и глинозема в количестве 50 г и провод т электролиз при напр жении на чейке 4,0- 4,2 В.
На дне чейки образуетс 51 г сплава, который по данным химического анализа содержит 7 кремни и 93% алюмини , что в пересчете на суточную производительность 150 кА электролизера составл ет 70 кг/сут при выходе по току 91 %.
Натриево-алюминиевые фториды по химическому составу отвечали техническому криолиту: фтор 52%, AI 18%, Na 26%, кремний 0,2%.
Пример 2 (дробна загрузка шихты). После технологической обработки электролизера на поверхность электролита между анодом и бортом электролизера равномерно загружаетс 200 кг глинозема. На обра- зованну ю поверхность глинозема равномерно засыпаетс тщательно перемешанна при соотношении 1:1 смесь кремнефтористого натри в количестве 150 кг. После этого смесь закрываетс глиноземом дл создани укрыти электролизера и обеспечени температуры шихты 550- 650°С. По истечении 2 ч на электролизере провод т т%оюлогическую обработку, операци повтор етс 12 раз в сутки. При этом содержание кремни в металле поддерживают на уровне не более 9% путем разбавлени жидким техническим алюминием.
Выливка криолита производитс ваку- ум-ко вшом раз в сутки, металла - раз в двое суток.
Результаты мес чной эксплуатации технологии следующие.
Выход по току составил 87% при суточной производительности по кремнию 127 кг/сут. Извлечение кремни в сплав составило 94%. Содержание кремни в электролите 0,26%,
Пример 3 (единовременна загрузкг шихты). Готовитс 5 вариантов смесей с мае совым соотношением Na2SiFe : А120з, рав ным 1:0,36; 1:0,5; 1:1; 1,0:1,5 и 1:2.
Смесь заданного состава (например
1:1) загружают в электролизер в количестве обеспечивающем загрузку 500 кг кремне фтористого натри с соблюдением условий ведени процесса и технологических приемов , изложенных в примере 2.
Загрузка шихты и выливка электролите производитс раз в сутки, выливка металла - раз в двое суток.
На каждом из вариантов шихты электролизер работает в течение мес ца, при этом измен ют температуру спекани шихты путем изменени массы подложки из глинозема , на которую загружаетс шихта.
Продолжительность спекани во всех случа х 2-3 ч.
Среднемес чные технологические показатели процесса представлены в табл. 2. Предложенный способ позвол ет получить сплав с содержанием кремни до 9 мас.%, существенно увеличить производительность процесса без снижени выхода по току и без расстройства технологии электролиза .
Способ позвол ет дополнительно получить криолит и использовать его в жидком или окомкованном виде на других электролизерах . Это сокращает потери фтора с пылью и в результате пирогидролиза криолита на 20-30% по сравнению с мелкодисперсным , используемым в насто щее врем .
40
Claims (2)
1.Способ получени алюминиево-крем- ниевого сплава в электролизере дл производства алюмини , включающий загрузку фтористых солей, глинозема, кремнийсо- держащего компонента и электролиз, о т - личающийс тем, что, с целью повышени производительности процесса, в качестве креуу-шйсодержащего компонента попользуют кремнефтористый натрий, который предварительно спекают с глиноземом при 550-650°С при массовом соотношении 1:(0,5-1,5).
2.Способ поп. 1, отличающийс с тем, что, с целью стабилизации процесса,
электролиз ведут при поддержании содержани кремни в сплаве не более 9 мас.%.
Таблица 1
Таблица 2
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| SU914950867A RU1826998C (ru) | 1991-06-24 | 1991-06-24 | Способ получени алюминиево-кремниевого сплава в электролизере дл производства алюмини |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| SU914950867A RU1826998C (ru) | 1991-06-24 | 1991-06-24 | Способ получени алюминиево-кремниевого сплава в электролизере дл производства алюмини |
Publications (1)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| RU1826998C true RU1826998C (ru) | 1993-07-07 |
Family
ID=21582116
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| SU914950867A RU1826998C (ru) | 1991-06-24 | 1991-06-24 | Способ получени алюминиево-кремниевого сплава в электролизере дл производства алюмини |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| RU (1) | RU1826998C (ru) |
-
1991
- 1991-06-24 RU SU914950867A patent/RU1826998C/ru active
Non-Patent Citations (1)
| Title |
|---|
| Авторское свидетельство СССР № 554319, кл. С 25 С 3/36, 1977. * |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| US2861030A (en) | Electrolytic production of multivalent metals from refractory oxides | |
| EA004763B1 (ru) | Способ и устройство для удаления веществ из соединений металлов или полуметаллов и способ получения сплавов | |
| CN107532317B (zh) | 生产铝钪合金的方法和实施该方法的反应器 | |
| US9238873B2 (en) | Eco-friendly smelting process for reactor-grade zirconium using raw ore metal reduction and electrolytic refining integrated process | |
| US5372659A (en) | Alloys of refractory metals suitable for transformation into homogeneous and pure ingots | |
| EA024674B1 (ru) | Способ получения низших хлоридов титана | |
| Daane et al. | Preparation of yttrium and some heavy rare earth metals | |
| US10988830B2 (en) | Scandium master alloy production | |
| US5118396A (en) | Electrolytic process for producing neodymium metal or neodymium metal alloys | |
| US8936710B2 (en) | Low-molecular-ratio cryolite for aluminium electrolytic industry and method for preparing the same | |
| CN103603014A (zh) | 一种以钾冰晶石作为补充体系的电解铝的方法 | |
| JP4763169B2 (ja) | 金属リチウムの製造方法 | |
| RU2621207C1 (ru) | Способ получения сплава на основе алюминия и устройство для осуществления способа | |
| RU1826998C (ru) | Способ получени алюминиево-кремниевого сплава в электролизере дл производства алюмини | |
| WO2002068719A1 (en) | Process for preparing silicon by electrolysis and crystallization, and preparing low-alloyed and high-alloyed aluminum silicon alloys | |
| US3775271A (en) | Electrolytic preparation of titanium and zirconium diborides using a molten, sodium salt electrolyte | |
| RU2599475C1 (ru) | Способ получения алюминиево-кремниевого сплава в электролизере для производства алюминия | |
| US4992096A (en) | Metallothermic reduction or rare earth metals | |
| KR920007932B1 (ko) | 희토류-철 합금의 제조방법 | |
| CN113279022B (zh) | 一种还原性熔盐介质及其制备方法 | |
| US3951764A (en) | Aluminum-manganese alloy | |
| Kuznetsov | Electrochemical synthesis of novel niobium and tantalum compounds in molten salts | |
| RU2047671C1 (ru) | Способ получения алюминиево-кремниевого сплава и натриево-алюминевых фторидов в электролизере для получения алюминия | |
| US3769185A (en) | Electrolytic preparation of zirconium and hafnium diborides using a molten, cryolite-base electrolyte | |
| RU2383662C2 (ru) | Способ получения алюминиево-кремниевого сплава в электролизере для производства алюминия |