[go: up one dir, main page]

RU2047671C1 - Method for obtaining aluminum-silicon alloy and sodium-aluminum fluorides in electrolyzer for production of aluminum - Google Patents

Method for obtaining aluminum-silicon alloy and sodium-aluminum fluorides in electrolyzer for production of aluminum Download PDF

Info

Publication number
RU2047671C1
RU2047671C1 SU5061937A RU2047671C1 RU 2047671 C1 RU2047671 C1 RU 2047671C1 SU 5061937 A SU5061937 A SU 5061937A RU 2047671 C1 RU2047671 C1 RU 2047671C1
Authority
RU
Russia
Prior art keywords
aluminum
sodium
silicon
electrolyzer
alumina
Prior art date
Application number
Other languages
Russian (ru)
Inventor
Б.П. Куликов
С.П. Истомин
В.И. Кустов
В.В. Дорофеев
И.С. Гринберг
Б.С. Громов
В.И. Ким
Original Assignee
Предприятие "Безотходные и малоотходные технологии "БМТ Лтд"
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 Предприятие "Безотходные и малоотходные технологии "БМТ Лтд" filed Critical Предприятие "Безотходные и малоотходные технологии "БМТ Лтд"
Priority to SU5061937 priority Critical patent/RU2047671C1/en
Application granted granted Critical
Publication of RU2047671C1 publication Critical patent/RU2047671C1/en

Links

Images

Landscapes

  • Silicon Compounds (AREA)
  • Electrolytic Production Of Metals (AREA)

Abstract

FIELD: production of aluminum in electrolyzer. SUBSTANCE: method involves charging sintered mixture of alumina, sodium silicon fluoride and sodium carbonate with content determined by formula recited in Specification. Sodium carbonate used in the process contains at least 80% by weight of particles with size exceeding 160 micron. EFFECT: increased efficiency in extraction of silicon into alloy and yield of liquid electrolyte. 1 cl, 3 tbl

Description

Изобретение относится к цветной металлургии и может быть использовано при производстве алюминиево-кремниевых сплавов и криолита в электролизерах для получения алюминия. The invention relates to non-ferrous metallurgy and can be used in the production of aluminum-silicon alloys and cryolite in electrolysis cells to produce aluminum.

Известен способ получения алюминиево-кремниевого сплава в электролизере с использованием электролита, содержащего, мас. фторид алюминия 39,1-45; фторид натрия 52,8-58,7; глинозем 0,3-3,5; кремнезем 0,24-0,38. Кремнезем вводят в состав электролита в смеси с глиноземом. A known method of producing aluminum-silicon alloy in an electrolyzer using an electrolyte containing, by weight. aluminum fluoride 39.1-45; sodium fluoride 52.8-58.7; alumina 0.3-3.5; silica 0.24-0.38. Silica is introduced into the electrolyte in a mixture with alumina.

Поддержание концентрации кремнезема в электролите алюминиевого электролизера в пределах 0,24-0,38 мас. обеспечивает устойчивый технологический режим работы электролизера, а также достижение приемлемых технико-экономических показателей. Maintaining the concentration of silica in the electrolyte of an aluminum electrolyzer in the range of 0.24-0.38 wt. provides a stable technological mode of operation of the electrolyzer, as well as the achievement of acceptable technical and economic indicators.

К основным недостаткам описанного технического решения относятся
снижение выхода по току до 68-73% при повышении концентрации кремния в сплаве до 2,7-3,7 мас.
The main disadvantages of the described technical solutions include
a decrease in current efficiency to 68-73% with increasing silicon concentration in the alloy to 2.7-3.7 wt.

низкая производительность электролизера по кремнию (15-20 кг/сутки кремния при силе тока серии 130-150 кА). low productivity of the electrolyzer for silicon (15-20 kg / day of silicon at a current strength of the series 130-150 kA).

Указанные недостатки в значительной степени устраняются в известном способе получения алюминиево-кремниевого сплава в электролизере для производства алюминия, выбранном за прототип. These disadvantages are largely eliminated in the known method of producing aluminum-silicon alloy in an electrolytic cell for the production of aluminum, selected for the prototype.

Отличительным признаком данного технического решения является использование в качестве кремнесодержащего компонента кремнефторида натрия, который предварительно спекают с глиноземом при 550-650оС и массовом соотношении 1: (0,5-1,5), причем электролиз ведут при поддержании концентрации кремния в сплаве не более 9 мас.The hallmark of this technical solution is the use of sodium kremneftorida siliceous component which is pre-sintered alumina at 550-650 ° C and a weight ratio of 1: (0.5-1.5), wherein the electrolysis is performed while maintaining the concentration of silicon in the alloy is not more than 9 wt.

Указанный способ характеризуется достаточно высокими технико-экономическими показателями;
производительность электролизера по кремнию 70-127 кг/сут;
содержание кремния в сплаве до 9 мас.
The specified method is characterized by a fairly high technical and economic performance;
silicon cell productivity 70-127 kg / day;
the silicon content in the alloy is up to 9 wt.

выход сплава по току 87-88%
извлечение кремния в сплав до 94 мас.
alloy current output 87-88%
the extraction of silicon in the alloy up to 94 wt.

дополнительное к сплаву в электролизере получают жидкий электролит в количестве 900-950 кг на 1000 кг переработанного кремнефторида натрия. additional to the alloy in the electrolyzer, a liquid electrolyte is obtained in an amount of 900-950 kg per 1000 kg of processed sodium silicofluoride.

Приведенные показатели характеризуют работу опытных электролизеров. The given indicators characterize the work of experimental electrolyzers.

К основным недостаткам способа относится следующее. The main disadvantages of the method include the following.

Невысокий выход электролита (900-950 кг/12000 кг Na2SiF6) и кремния (130-140 кг/1000 кг Na2SiF6) при переработке кремнефторидной смеси (теоретические выходы криолита и кремния по реакции (1) составляют соответственно 1042 и 148,9 кг).The low yield of electrolyte (900–950 kg / 12000 kg Na 2 SiF 6 ) and silicon (130–140 kg / 1000 kg Na 2 SiF 6 ) during the processing of the silicofluoride mixture (theoretical yields of cryolite and silicon according to reaction (1) are 1042 and 148.9 kg).

3Na2SiF6 + 2Al2O3 6NaF ˙ 4AlF3 + 3SiO2
(1)
Использование значительного избытка глинозема для приготовления кремнефторидной смеси (весовое соотношение Na2SiF6: Al2O3 в смеси составляет 1: 0,5-1,5 против стехиометрического по реакции (1) соотношения, равного 1: 0,36), что повышает затраты на приготовление и переработку смеси.
3Na 2 SiF 6 + 2Al 2 O 3 6NaF ˙ 4AlF 3 + 3SiO 2
(1)
The use of a significant excess of alumina for the preparation of a silicofluoride mixture (the weight ratio of Na 2 SiF 6 : Al 2 O 3 in the mixture is 1: 0.5-1.5 against the stoichiometric ratio of 1: 0.36 in reaction (1)), which increases the cost of preparing and processing the mixture.

Относительно невысокие выходы электролита и кремния, а следовательно, и извлечения фтора и кремния в целевые продукты в способе прототипе обусловлены потерями по следующим показателям:
потери кремния и фтора с газами спекания в виде SiF4. В результате модуль получаемых фторалюминатов в процессе спекания увеличивается до 1,8-2,0 против стехиометрического 1,5 (по реакции 1);
потери фтора за счет термической диссоциации, испарения и пирогидролиза натриевых фторалюминатов с крилит-глинозем-кремнеземной корки в промежуток времени между завершением процесса спекания кремнефторидной шихты и технологической обработкой электролизера. Следствие данных процессов является повышение криолитового отношения получаемых фторидов с 1,8-2,0 до 2,1-2,2;
потери фтора в результате термической диссоциации и пирогидролиза жидких фторалюминатов, полученных в процессе спекания кремнефторидной шихты, после их загрузки в расплав электролита. В результате данного процесса модуль фторидов в электролите возрастает с 2,1-2,2 до 2,6-2,8.
The relatively low outputs of the electrolyte and silicon, and therefore the extraction of fluorine and silicon in the target products in the prototype method are caused by losses in the following indicators:
loss of silicon and fluorine with sintering gases in the form of SiF4. As a result, the modulus of the obtained fluoroaluminates during sintering increases to 1.8-2.0 against a stoichiometric 1.5 (according to reaction 1);
loss of fluorine due to thermal dissociation, evaporation and pyrohydrolysis of sodium fluoroaluminates from krillite-alumina-silica crust in the period between the completion of the sintering process of the silicon fluoride charge and the processing of the electrolyzer. The consequence of these processes is to increase the cryolite ratio of the resulting fluorides from 1.8-2.0 to 2.1-2.2;
loss of fluorine as a result of thermal dissociation and pyrohydrolysis of liquid fluoroaluminates obtained during sintering of a fluorosilicon charge, after they are loaded into the electrolyte melt. As a result of this process, the fluoride modulus in the electrolyte increases from 2.1-2.2 to 2.6-2.8.

Следует отметить, что процесс спекания кремнефторида натрия с глиноземом более точно и полно описывается не уравнением (1), а уравнением (2):
4Na2SiF6 + 2Al2O3 Na2AlF6 +
+ Na5Al3F14 + 3SiO2 + SiF4 (2)
Некоторые технико-экономические показатели процесса взаимодействия кремнефторида натрия с глиноземом, описывае- мого уравнениями (1) и (2), приведены в табл.1.
It should be noted that the sintering process of sodium silicofluoride with alumina is more accurately and fully described not by equation (1), but by equation (2):
4Na 2 SiF 6 + 2Al 2 O 3 Na 2 AlF 6 +
+ Na 5 Al 3 F 14 + 3SiO 2 + SiF 4 (2)
Some technical and economic indicators of the process of interaction of sodium silicofluoride with alumina, described by equations (1) and (2), are given in Table 1.

Экспериментальные данные подтверждают предложение о преимущественном протекании взаимодействия кремнефторида натрия с глиноземом по механизму (2). В частности, при спекании смесей стехиометрического по реакциями (1) и (2) состава практическое извлечение кремния в SiO2 находится на уровне 75% криолитовое отношение получаемых фторалюминатов 1,9-2,2, а фактический выход криолита не превышает 900 кг/1000 кг Na2SiF6.The experimental data confirm the proposal on the predominant interaction of sodium silicofluoride with alumina by the mechanism (2). In particular, during sintering of mixtures of stoichiometric compositions by reactions (1) and (2), the practical extraction of silicon in SiO 2 is at the level of 75%, the cryolite ratio of the obtained fluoroaluminates is 1.9-2.2, and the actual yield of cryolite does not exceed 900 kg / 1000 kg Na 2 SiF 6 .

Следует добавить, что уравнение (2) является суммарной реакцией, характеризующей весь процесс, состоящий из трех последовательно-параллельных стадий;
4Na2SiF6 8NaF + 4SiF4 (3)
3SiF4 + 2Al2O3 4AlF3 + 3SiO2 (4)
8NaF + 4AlF3 Na3AlF6 + Na5Al3F14 (5)
В техническом решении, выбранном за прототип, вопрос повышения технико-экономических показателей на стадии спекания решается за счет введения в исходную смесь значительных количеств избыточного глинозема, а также за счет поддержания температуры спекания 550-650оС. Избыток глинозема обеспечивает частичное улавливание непрореагировавшего тетрафторида кремния, за счет чего увеличиваются выход электролита до 900-950 кг/1000 кг Na2SiF6, и извлечение кремния из Na2SiF6 в SiO2. Низкая температура спекания в силу кинетических особенностей процесса, позволяет получать мелкодисперсный аморфный диоксид кремния, который обеспечивает достаточно высокие показатели по извлечению кремния на стадии электролиза.
It should be added that equation (2) is the total reaction characterizing the whole process, consisting of three series-parallel stages;
4Na 2 SiF 6 8NaF + 4SiF 4 (3)
3SiF 4 + 2Al 2 O 3 4AlF 3 + 3SiO 2 (4)
8NaF + 4AlF 3 Na 3 AlF 6 + Na 5 Al 3 F 14 (5)
In the technical solution chosen as the prototype, the issue of increasing technical and economic indicators in the sintering step is achieved by introducing a feed mixture of considerable amounts of excess alumina, and by maintaining the sintering temperature of 550-650 ° C. Excess alumina provides a partial capture unreacted silicon tetrafluoride due to which the electrolyte yield is increased to 900-950 kg / 1000 kg Na 2 SiF 6 , and the extraction of silicon from Na 2 SiF 6 in SiO 2 . Due to the kinetic features of the process, the low sintering temperature makes it possible to obtain finely dispersed amorphous silicon dioxide, which provides fairly high rates for the extraction of silicon at the electrolysis stage.

Несмотря на положительное влияние избыток глинозема полностью не решает вопроса, связанного с потерями фтора в виде SiF4, AlD3, HF. Эти потери обусловлены
неполным взаимодействием SiF4 с глиноземом даже при значительном избытке последнего;
низким модулем получаемых при спекании фторалюминатов натрия, который при последующей переплавке спека в электролизере увеличивается до 2,6-2,8;
потерями фтора с корки электролизера за счет испарения и пирогидролиза образующегося криолит-хиолитового спека.
Despite the positive effect, an excess of alumina does not completely solve the problem associated with the loss of fluorine in the form of SiF 4 , AlD 3 , HF. These losses are due to
incomplete interaction of SiF 4 with alumina even with a significant excess of the latter;
low modulus obtained during sintering of sodium fluoroaluminates, which upon subsequent remelting of the cake in the electrolyzer increases to 2.6-2.8;
losses of fluorine from the crust of the cell due to the evaporation and pyrohydrolysis of the resulting cryolite-chiolite cake.

Благодаря перечисленным особенностям известное техническое решение не обеспечивает наработку максимальных количеств натриево-алюминиевых фторидов и кремния. В этом заключается его основной недостаток. Due to the listed features, the known technical solution does not provide the production of maximum amounts of sodium aluminum fluorides and silicon. This is its main drawback.

Цель изобретения заключается в повышении выхода жидкого электролита и кремния в сплав при переработке спеченной кремнефторидной смеси в алюминиевом электролизере. The purpose of the invention is to increase the yield of liquid electrolyte and silicon into the alloy during processing of the sintered fluoride-fluoride mixture in an aluminum electrolyzer.

Поставленная цель достигается тем, что в исходную смесь кремнефторида натрия с глиноземом дополнительно вводят карбонат натрия, процентное содержание которого в смеси поддерживают в пределах, определяемых формулой
Na2CO3(мас.) (1 ± 0,16) ×

Figure 00000001
(6) где C
Figure 00000002
(весовое)
Кроме того, используемый карбонат натрия не менее чем на 80 мас. должен быть представлен частицами крупностью более 160 мкм.This goal is achieved by the fact that in the initial mixture of sodium silicofluoride with alumina, sodium carbonate is additionally introduced, the percentage of which in the mixture is maintained within the limits defined by the formula
Na 2 CO 3 (wt.) (1 ± 0.16) ×
Figure 00000001
(6) where C
Figure 00000002
(weight)
In addition, the sodium carbonate used is not less than 80 wt. should be represented by particles larger than 160 microns.

Сущность предлагаемого технического решения состоит в том, что вводимый в состав кремнефторидной шихты карбонат натрия связывает не вступивший во взаимодействие с глиноземом SiF4, увеличивая тем самым не только извлечение кремния и фтора в целевые продукты, но и модуль образующихся фторалюминатов натрия. Отдельные стадии, а также суммарное уравнение процесса в этом случае записываются в виде
4Na2SiF6 8NaF + 4SiF4 (7)
SiF4 + 2Na2CO3 4NaF + SiO2 + 2CO2 (8)
3SiF4 + 2Al2O3 4AlF3 + 3SiO2 (9)
12NaF + 4AlF3 4Na3AlF6 (10)

4Na2SiF6 + 2Al2O3 + 2Na2CO3
4Na3AlF6 + 4SiO2 + 2CO2 (11)
Некоторые технико-экономические показатели процесса (11) приведены в табл. 1.
The essence of the proposed technical solution lies in the fact that sodium carbonate introduced into the composition of the silicon fluoride charge binds SiF 4 , which does not interact with alumina, thereby increasing not only the extraction of silicon and fluorine in the target products, but also the modulus of sodium fluoroaluminates formed. Separate stages, as well as the total equation of the process in this case, are written as
4Na 2 SiF 6 8NaF + 4SiF 4 (7)
SiF 4 + 2Na 2 CO 3 4NaF + SiO 2 + 2CO 2 (8)
3SiF 4 + 2Al 2 O 3 4AlF 3 + 3SiO 2 (9)
12NaF + 4AlF 3 4Na 3 AlF 6 (10)

4Na 2 SiF 6 + 2Al 2 O 3 + 2Na 2 CO 3
4Na 3 AlF 6 + 4SiO 2 + 2CO 2 (11)
Some technical and economic indicators of the process (11) are given in table. 1.

Взаимодействие карбоната натрия с кремнефторидом натрия по реакциям (7) и (8) протекает активнее и при более низких температурах, чем спекание глинозема с кремнефторидом натрия. Это обеспечивает улавливание SiF4 на начальной, наименее эффективной стадии взаимодействия кремнефторида натрия с глиноземом. Увеличение концентрации высокоактивного фторида натрия в реакционной смеси, образующегося по реакции (8), к моменту, когда интенсифицируется фторирование глинозема по реакции (9), обеспечивает повышенный выход криолита по реакции (10).The interaction of sodium carbonate with sodium silicofluoride according to reactions (7) and (8) proceeds more actively and at lower temperatures than the sintering of alumina with sodium silicofluoride. This provides the capture of SiF 4 at the initial, least effective stage of interaction of sodium silicofluoride with alumina. An increase in the concentration of highly active sodium fluoride in the reaction mixture formed by reaction (8) by the time fluorination of alumina is intensified by reaction (9) provides an increased yield of cryolite by reaction (10).

Кроме того, использование карбоната натрия не менее чем на 80 мас. представленного частицами крупностью более 160 мкм, обеспечивает получение фторида натрия по реакции (8) с преимущественной крупностью частиц 100-160 мкм. Известно, что использование в процессе криолитообразования фторида натрия крупностью 100-160 мкм обеспечивает получение крупнокристаллического продукта. Целесообразность получения крупнокристаллического криолита при спекании фторидов натрия и алюминия по реакции (10) продиктована стремлением снизить потери фтора за счет диссоциации и пирогидролиза натриевых фторалюминатов в промежуток времени между завершением процесса спекания кремнефторидной шихты и технологической обработкой электролизера. In addition, the use of sodium carbonate is not less than 80 wt. represented by particles larger than 160 microns, provides sodium fluoride by reaction (8) with a predominant particle size of 100-160 microns. It is known that the use of sodium fluoride with a particle size of 100-160 microns in the cryolite formation process provides a coarse-grained product. The feasibility of obtaining coarse crystalline cryolite during sintering of sodium and aluminum fluorides according to reaction (10) is dictated by the desire to reduce fluorine losses due to dissociation and pyrohydrolysis of sodium fluoroaluminates in the period between the completion of the sintering process of the silicon fluoride charge and the technological processing of the electrolyzer.

Следует отметить, что известно использование карбоната натрия для улучшения технико-экономических показателей процесса спекания кремнефторида натрия с тугоплавкими оксидами. It should be noted that the use of sodium carbonate is known to improve the technical and economic indicators of the sintering process of sodium silicofluoride with refractory oxides.

Так, в способе получения комплексного фторида титана, включающем спекание смеси диоксида титана с кремнефторидом натрия, в нее дополнительно вводят карбонат натрия с мольным расходом, определяемым по формуле
Na2CO3(моль) (1 ± 0,05)х(1,48 0,39 С1), где C1=

Figure 00000003
(моль), равное 0,4-1,3
Основное отличие предлагаемого способа состоит в том, что введение в исходную смесь карбоната натрия, крупность которого не менее чем на 80 мас. представлена фракцией ± 160 мкм, позволяет
уменьшить количество избыточного глинозема в смеси;
снизить потери кремния и фтора на стадии спекания за счет улавливания части SiF4 по реакции (8);
сократить потери фтора и алюминия при электролизе за счет повышения криолитового отношения загружаемых в электролит натриевых фторалюминатов;
придать получаемым комплексным фторидам новое качество крупнокристаллическую структуру, за счет которой сократить потери фтора от диссоциации и пирогидролиза.So, in the method for producing complex titanium fluoride, including sintering a mixture of titanium dioxide with sodium silicofluoride, sodium carbonate is additionally introduced into it with a molar flow rate determined by the formula
Na 2 CO 3 (mol) (1 ± 0.05) x (1.48 0.39 C 1 ), where C 1 =
Figure 00000003
(mol) equal to 0.4-1.3
The main difference of the proposed method is that the introduction into the initial mixture of sodium carbonate, the fineness of which is not less than 80 wt. represented by a fraction of ± 160 microns, allows
reduce the amount of excess alumina in the mixture;
to reduce the loss of silicon and fluorine at the sintering stage by trapping part of SiF 4 by reaction (8);
reduce losses of fluorine and aluminum during electrolysis by increasing the cryolite ratio of sodium fluoroaluminates loaded into the electrolyte;
to give the resulting complex fluorides a new quality coarse-grained structure, due to which to reduce fluoride losses from dissociation and pyrohydrolysis.

Зависимость (6) рационального содержания карбоната натрия в реакционной смеси получена эмпирическим путем. Данное уравнение справедливо в интервале весовых отношений

Figure 00000004
0,67-3,69, Шест- надцатипроцентная поправка соответствует доверительному интервалу, в пределах которого с надежностью 95% укладываются результаты экспериментов.Dependence (6) of the rational content of sodium carbonate in the reaction mixture was obtained empirically. This equation is valid in the range of weight ratios
Figure 00000004
0.67-3.69, Sixteen percent correction corresponds to the confidence interval within which the experimental results fit with 95% reliability.

Более высокий, чем по уравнению (6), расход карбоната натрия на спекание нецелесообразен, так как при этом практически не увеличивается извлечение фтора и кремния в целевые продукты. A higher than in equation (6), the consumption of sodium carbonate for sintering is impractical, since this practically does not increase the extraction of fluorine and silicon in the target products.

При меньших, чем по приведенному уравнению расходах карбоната натрия извлечение и выход кремния и особенно фтора в продукты заметно снижается. At lower sodium carbonate costs than the above equation, the extraction and yield of silicon, and especially fluorine, into products decreases markedly.

Получаемый при спекании тройной смеси (Na2SiF6 + Al2O3 + Na2CO3) диоксид кремния имеет преимущественно мелкодис- персную и аморфную структуру, идентичную структуре SiO2, получаемого при спекании Na2SiF6 с Al2O3.Silicon dioxide obtained by sintering a ternary mixture (Na 2 SiF 6 + Al 2 O 3 + Na 2 CO 3 ) has a predominantly finely dispersed and amorphous structure identical to that of SiO 2 obtained by sintering Na 2 SiF 6 with Al 2 O 3 .

Данное положение подтверждается результатами специальных исследований, проведенных на двойной смеси (Na2SiF4 + + Na2CO3).This position is confirmed by the results of special studies conducted on a double mixture (Na 2 SiF 4 + + Na 2 CO 3 ).

Это обстоятельство обеспечивается высокие технико-экономические показатели процесса по извлечению кремния при электролизере. This circumstance is ensured by high technical and economic indicators of the process for the extraction of silicon in the electrolyzer.

П р и м е р 1. После технологической обработки электролизера на поверхность криолит-глиноземной корки в рабочем пространстве электролизера равномерно по всей стороне смесь кремнефторида натрия с глиноземом и карбонатом натрия. После этого смесь "утепляется" слоем глинозема. После 2-2,5 часовой выдержки проводится очередная технологическая обработка и цикл повторяется сначала. Количество смеси, загружаемой за одну обработку, составляет 100-150 кг. Количество обработок 10-12 /сут. Выливка электролита осуществляется не реже 1 раза в 2 сут. По мере наработки электролита производится его корректировка фтористым алюминием, а также тяжелыми добавками CaF2 и MgF2 (MgO).PRI me R 1. After technological processing of the electrolyzer on the surface of the cryolite-alumina crust in the working space of the electrolyzer, a mixture of sodium silicofluoride with alumina and sodium carbonate is evenly distributed over the entire side. After that, the mixture is “insulated” with a layer of alumina. After 2-2.5 hours exposure, the next technological treatment is carried out and the cycle is repeated again. The amount of mixture loaded in one treatment is 100-150 kg. The number of treatments is 10-12 / day. Electrolyte pouring is carried out at least 1 time in 2 days. As the electrolyte accumulates, it is adjusted with aluminum fluoride, as well as with heavy additives CaF 2 and MgF 2 (MgO).

Во всем остальном обслуживание опытных электролизеров осуществляется в соответствии с существующими на алюми- ниевом заводе технологическими инструкциями. In all other respects, the maintenance of experimental electrolyzers is carried out in accordance with the technological instructions existing at the aluminum smelter.

Некоторые исходные данные и технико-экономические показатели работы кремнефторидных электролизеров приведены в табл.2. Some initial data and technical and economic indicators of the operation of fluorine fluoride electrolyzers are given in table 2.

П р и м е р 2. Методика проведения экспериментов на опытном электролизере аналогична описанной в примере 1. Основное отличие заключается в том, что при подготовке кремнефторидной шихты варьировалась крупность карбоната натрия. Результаты экспериментов представлены в табл.3. PRI me R 2. The methodology for conducting experiments on an experimental electrolyzer is similar to that described in example 1. The main difference is that the size of sodium carbonate was varied during the preparation of the fluoride mixture. The experimental results are presented in table.3.

Claims (2)

1. СПОСОБ ПОЛУЧЕНИЯ АЛЮМИНИЕВО-КРЕМНИЕВОГО СПЛАВА И НАТРИЕВО-АЛЮМИНЕВЫХ ФТОРИДОВ В ЭЛЕКТРОЛИЗЕРЕ ДЛЯ ПОЛУЧЕНИЯ АЛЮМИНИЯ, включающий загрузку в электролит предварительно спеченной смеси кремнефторида натрия с глиноземом, отличающийся тем, что в исходную смесь дополнительно вводят карбонат натия, содержание которого определяют по формуле
Figure 00000005

где P весовой расход карбоната натрия на приготовление смеси,
C 0,67 3,69 весовое отношение кремнефторида натрия к глинозему в исходной смеси.
1. METHOD FOR PRODUCING ALUMINUM-SILICON ALLOY AND SODIUM-ALUMINUM FLUORIDES IN AN ELECTROLYZER FOR PRODUCING ALUMINUM, which includes loading into the electrolyte a pre-sintered mixture of sodium cremofluoride with alumina, characterized in that it is additionally determined by adding sodium carbonate to the initial mixture
Figure 00000005

where P is the weight consumption of sodium carbonate to prepare the mixture,
C 0.67 3.69 weight ratio of sodium silicofluoride to alumina in the starting mixture.
2. Способ по п. 1, отличающийся тем, что используют карбонат натрия, содержащий не менее 80% массовых частиц крупностью более 160 мкм. 2. The method according to p. 1, characterized in that they use sodium carbonate containing at least 80% of the mass particles with a particle size of more than 160 microns.
SU5061937 1992-09-14 1992-09-14 Method for obtaining aluminum-silicon alloy and sodium-aluminum fluorides in electrolyzer for production of aluminum RU2047671C1 (en)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
SU5061937 RU2047671C1 (en) 1992-09-14 1992-09-14 Method for obtaining aluminum-silicon alloy and sodium-aluminum fluorides in electrolyzer for production of aluminum

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
SU5061937 RU2047671C1 (en) 1992-09-14 1992-09-14 Method for obtaining aluminum-silicon alloy and sodium-aluminum fluorides in electrolyzer for production of aluminum

Publications (1)

Publication Number Publication Date
RU2047671C1 true RU2047671C1 (en) 1995-11-10

Family

ID=21613168

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
SU5061937 RU2047671C1 (en) 1992-09-14 1992-09-14 Method for obtaining aluminum-silicon alloy and sodium-aluminum fluorides in electrolyzer for production of aluminum

Country Status (1)

Country Link
RU (1) RU2047671C1 (en)

Cited By (2)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
RU2135413C1 (en) * 1998-04-23 1999-08-27 Карнаухов Евгений Николаевич Method of preparing granular blend for introducing aluminium electrolyzers into electrolyte
RU2147557C1 (en) * 1998-07-14 2000-04-20 Товарищество с ограниченной ответственностью "Спектрум" Method of preparing lithium-containing fluorine salts for electrolytic aluminium production

Non-Patent Citations (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Title
Патент СССР N 1826998, кл. C 25C 3/36, 1993. *

Cited By (2)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
RU2135413C1 (en) * 1998-04-23 1999-08-27 Карнаухов Евгений Николаевич Method of preparing granular blend for introducing aluminium electrolyzers into electrolyte
RU2147557C1 (en) * 1998-07-14 2000-04-20 Товарищество с ограниченной ответственностью "Спектрум" Method of preparing lithium-containing fluorine salts for electrolytic aluminium production

Similar Documents

Publication Publication Date Title
CN113684369A (en) Method for treating waste industrial lithium-containing aluminum electrolyte
US20180202024A1 (en) Method for producing titanium or titanium aluminum alloys through two-stage aluminothermic reduction and obtaining titanium-free cryolite as byproducts
US9611151B2 (en) Electrolyte supplement system in aluminium electrolysis process and method for preparing the same
US9238873B2 (en) Eco-friendly smelting process for reactor-grade zirconium using raw ore metal reduction and electrolytic refining integrated process
EP2636645A1 (en) Cyclic preparation method for producing titanium boride from intermediate feedstock potassium-based titanium-boron-fluorine salt mixture and producing potassium cryolite as byproduct
CN102220503B (en) Method for preparing aluminum-scandium intermediate alloy by calcium thermal reduction method
CN103603014A (en) Electrolytic aluminum production method taking elpasolite as supplemental system
US8936710B2 (en) Low-molecular-ratio cryolite for aluminium electrolytic industry and method for preparing the same
US5118396A (en) Electrolytic process for producing neodymium metal or neodymium metal alloys
CN106702438B (en) A kind of method of pyrogenic attack molten-salt electrolysis cathode deposition
RU2047671C1 (en) Method for obtaining aluminum-silicon alloy and sodium-aluminum fluorides in electrolyzer for production of aluminum
CN109055997B (en) Preparation of superfine Al by fused salt electrolysis method3Method for producing Zr intermetallic compound particles
CN102674420B (en) Method for preprating cryolite with low molecular ratio for aluminum electrolysis industry
CN102703932B (en) Electrolyte replenishment system in aluminum electrolysis process and preparation method thereof
EP1370714B1 (en) Process for preparing silicon by electrolysis and crystallization, and preparing low-alloyed and high-alloyed aluminum silicon alloys
CN115305568A (en) Smelting method of polycrystalline silicon
RU2383662C2 (en) Method of production of aluminium-silicon alloy in electrolytic cell for production of aluminium
RU1826998C (en) Method of preparing of aluminium-silicon alloy in electrolyzer for aluminium production
RU2037569C1 (en) Method for production of aluminium-silicon alloy in electrolyzer for aluminium production
RU2128732C1 (en) Process of start-up of aluminum electrolyzer after overhaul
US3769185A (en) Electrolytic preparation of zirconium and hafnium diborides using a molten, cryolite-base electrolyte
CN115821082A (en) A kind of aluminum niobium titanium boron and preparation method thereof
CN114684835A (en) Method for preparing aluminum fluoride product by combined treatment of aluminum industry solid waste
CN107161952B (en) A kind of commercial run producing no silicon hydrogen fluoride
CN1320166C (en) Process for preparing silicon carbide and optionally aluminum and silumin (Aluminum-silicon alloy )