Способ электролитического получения алюминия Российский патент 2019 года по МПК C25C3/00 

Изобретение относится к металлургии цветных металлов, в частности, к получению алюминия электролизом криолит-глиноземного расплава.

Несмотря на множественные разработки, направленные на улучшение технологического процесса электролитического получения алюминия, изобретенный еще в 19 веке способ по-прежнему является одним из самых энергозатратных и неэффективных. На современных заводах для получения тонны алюминия расходуется 13-16 МВт⋅ч электроэнергии на тонну алюминия, причем непосредственно на электролиз расходуется не более 40 % этой электроэнергии. В связи с этим, в настоящее время крупными производственными компаниями и научными организациями преимущественно проводятся научно-практические исследования, направленные на снижение тепловых потерь при запуске и в ходе работы электролизера. Известно, что величина тепловых потерь в значительной степени определяется выбором состава, так называемого пускового электролита и условиями пуска электролизера для получения алюминия, при этом состав пусковых электролитов можно разделить на 3 типа: кислые, щелочные и нейтральные [1-3]. Преимуществом кислых электролитов является относительно низкая температура плавления, и пониженный риск образования трещин в графитовой подине, а к недостаткам - более глубокое проникновение электролита вглубь графитовой подины, что приводит к повышению вероятности проникновения натрия и ее разрушению.

Наиболее близким к заявляемому способу является способ электролитического получения алюминия [4], в котором для запуска электролизера и электролиза используют кислый электролит, содержащий криолит (Na₃AlF₆), с содержанием фторида алюминия в количестве 8-12 мас. %. Соотношение [NaF]/[AlF₃] такого электролита составляет 2,6-2,7 мол/мол, температура ликвидуса не менее 960°С. Согласно фазовой диаграмме Na₃AlF₆-AlF₃ [5], при нагревании данной солевой смеси при температуре 740°С появляется жидкая фаза, которая способствует усилению конвекции, увеличению ее тепло- и температуропроводности, что сокращает потребление электроэнергии (энергозатраты) на нагрев электролита до температуры плавления.

Задачей изобретения является снижение энергозатрат на стадии нагрева электролита при сохранении условий формирования гарнисажа.

Для ее решения предложен способ получения алюминия, в котором, как и в прототипе, на этапе пуска в электролизер загружают электролит, содержащий смесь криолита (Na₃AlF₆) со фторидом алюминия (AlF₃). Способ отличается тем, что в электролизер загружают смесь криолита со фторидом алюминия, с содержанием фторида алюминия от 25 до 35 мас. %.

В отличие от пускового электролита прототипа появление жидкой фазы в солевой смеси заявляемого способа происходит при температуре 690°С (температура солидуса – Т_сол), что на 50°С ниже, что позволяет сократить энергозатраты на стадии нагрева электролита до 16 %. При этом энергозатраты и время, требуемые на дальнейшие операции в ходе пуска электролизера (плавление электролита, корректировка состава электролита) по заявляемому способу практически сопоставимы со способом-прототипом.

Технический результат, достигаемый заявленным способом, заключается в сокращении времени пуска электролизера и повышении эффективности процессов температуро- и теплопередачи для дальнейшего плавления электролита.

Заявляемый способ иллюстрируется таблицей (см. графическую часть), где приведены экспериментальные данные по температурам солидуса и времени нагрева пусковых электролитов прототипа и заявленного способа до температуры солидуса и до температуры 980°С.

Для иллюстрации заявленного способа выполнены эксперименты по выявлению температур солидуса (Т_сол) пусковых электролитов известного и заявленного способов. Также определено время достижения температуры солидуса и время, необходимое для полного плавления электролита при прочих равных условиях (980°С).

Эксперименты по пуску лабораторного электролизера проводили следующим образом. Электролизер для получения алюминия представлял собой графитовый тигель, экранированный снаружи графитовой крошкой и корундовым контейнером. В графитовый тигель загружали смесь криолита и фторида алюминия общей массой 200 г. Составы электролита с различным содержанием фторида алюминия приведены в таблице. Электролизер размещали 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 производили нагрев печи с лабораторным электролизером по программе: нагрев от 25 до 1000°С за 120 мин и выдержка при 1000°С в течение 120 мин. Для этого использовали терморегулятор Варта ТП-710 и задающую платина-платина-родиевую термопару.

В ходе нагрева печи и выдержки в постоянном режиме фиксировали и записывали изменение температуры смеси криолита со фторидом алюминия во времени при помощи, опущенной в смесь термопары и термопарного модуля USB-ТС01 (National Instruments, США). Из полученных зависимостей температура-время с точностью ± 2°С определяли температуру солидуса солевой смеси, время нагрева смеси до температуры солидуса и время нагрева смеси от температуры солидуса до температуры 980°С.

Из полученных результатов, которые приведены в таблице, можно сделать следующие выводы:

- температура солидуса пусковых электролитов заявленного способа в среднем на 39-40°С аналогичной температуры электролитов прототипа;

- время нагрева электролитов заявленного способа до температуры солидуса сокращается на 35-40 мин при прочих равных условиях (объем электролита, объем и размеры электролизера, режим нагрева печи с электролизером);

- время нагрева электролитов заявленного способа от температуры солидуса до полного плавления (980ºС) также сокращается на 24-25 мин.

Сокращение времени нагрева электролитов заявленного способа до температуры солидуса на 35-40 мин приводит к сокращению энергозатрат на нагрев на 0,84-0,96 МВт/кг электролита, что в процентном отношении составляет до 16 %.

Полученные результаты были сопоставлены с результатами термогравиметрических измерений, сопряженных с дифференциальной сканирующей калориметрией. В целом, температуры солидуса исследуемых составов совпадают в пределах ± 1°С, в то время как время нагрева электролитов, ввиду малого объема, существенно ниже.

Таким образом, заявленный способ позволяет снизить энергозатраты на стадии нагрева электролита.

Источники информации

1. Thonstad J., Fellner P., Haarberg G.M., Hives J., Kvande H., Sterten A. Aluminium Electrolysis. Fundamentals of the Hall-Heroult Process. 3 ed. Dusseldorf, Aluminium-Verlag Marketing & Kommunikation GmbH, 2001, 354 p.

2. Sorlie M., Oye H. Cathodes in aluminium electrolysis. 3^rd ed. Dusseldorf: Aluminium-Verlag Marketing and Kommunikation GmbH, 2010. 650 p.

3. Громов Б.С., Панов Е.Н., Боженко М.Ф., Васильченко Г.Н., Карвацкий А.Я., Шилович И.Л. Обжиг и пуск алюминиевых электролизеров. Москва: ИД «Руда и Металлы», 2001.

4. US 5114545, публ. 19.05.1992.

5. Foster P. Journal of the American Ceramic Society, 1970, Vol. 53, pp. 598-600.

Изобретение относится к получению алюминия электролизом криолит-глиноземного расплава. Способ включает загрузку на этапе пуска электролизера в качестве электролита смеси криолита со фторидом алюминия с содержанием фторида алюминия от 25 до 35 мас.%. Обеспечивается сокращение времени пуска электролизера и повышение эффективности процессов температуро- и теплопередачи для дальнейшего плавления электролита. 1 табл.

Способ электролитического получения алюминия, включающий загрузку в электролизер на этапе пуска электролита, содержащего смесь криолита (Na₃AlF₆) со фторидом алюминия (AlF₃), и проведение электролиза в ванне расплава электролита с электролитическим разложением глинозема до металлического алюминия, отличающийся тем, что содержание фторида алюминия в загружаемой в электролизер смеси криолита со фторидом алюминия составляет от 25 до 35 мас.%.