JPH05271976A - マグネシウムの電解精製装置および方法 - Google Patents
マグネシウムの電解精製装置および方法Info
- Publication number
- JPH05271976A JPH05271976A JP6534992A JP6534992A JPH05271976A JP H05271976 A JPH05271976 A JP H05271976A JP 6534992 A JP6534992 A JP 6534992A JP 6534992 A JP6534992 A JP 6534992A JP H05271976 A JPH05271976 A JP H05271976A
- Authority
- JP
- Japan
- Prior art keywords
- molten
- magnesium
- layer
- alloy
- molten alloy
- Prior art date
- Legal status (The legal status 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 status listed.)
- Withdrawn
Links
Landscapes
- Electrolytic Production Of Metals (AREA)
Abstract
(57)【要約】
【目的】 Ｍｇまたはその合金の屑を精製して高純度の
Ｍｇを得る電解精製装置および方法を提供する。 【構成】 電解槽内に錫、鉛、銅のいずれかとＭｇを主
成分とする合金溶湯を下層にし、その上にアルカリ金
属、アルカリ土類金属のハロゲン化物よりなる溶融塩層
を、その上に電解精製されたＭｇ融液層を浮遊させるよ
うに構成され、かつ合金溶湯または粗Ｍｇの供給口と精
製Ｍｇの採取口を備えた槽を複数段重ね、最下段の電解
槽の合金溶湯を陽極とし、最上段の電解槽の溶融塩層も
しくは浮遊マグネシウム層に接して陰極を設けてなるこ
とを特徴とするＭｇの電解精製装置およびこの装置を用
いて各段から精製Ｍｇを得る方法。 【効果】 Ｍｇ精製の電力原単位の大幅な節約、電源容
量および導電材料の設備費用の節減および設置面積の圧
縮の三つの効果が得られる。
Ｍｇを得る電解精製装置および方法を提供する。 【構成】 電解槽内に錫、鉛、銅のいずれかとＭｇを主
成分とする合金溶湯を下層にし、その上にアルカリ金
属、アルカリ土類金属のハロゲン化物よりなる溶融塩層
を、その上に電解精製されたＭｇ融液層を浮遊させるよ
うに構成され、かつ合金溶湯または粗Ｍｇの供給口と精
製Ｍｇの採取口を備えた槽を複数段重ね、最下段の電解
槽の合金溶湯を陽極とし、最上段の電解槽の溶融塩層も
しくは浮遊マグネシウム層に接して陰極を設けてなるこ
とを特徴とするＭｇの電解精製装置およびこの装置を用
いて各段から精製Ｍｇを得る方法。 【効果】 Ｍｇ精製の電力原単位の大幅な節約、電源容
量および導電材料の設備費用の節減および設置面積の圧
縮の三つの効果が得られる。
Description
【０００１】
【産業上の利用分野】本発明はマグネシウム（Ｍｇ）ま
たはその合金の屑を精製し、純Ｍｇを回収するか、比較
的低純度のマグネシウムを高純度のＭｇとする電解精製
装置および電解精製方法に関するものである。
たはその合金の屑を精製し、純Ｍｇを回収するか、比較
的低純度のマグネシウムを高純度のＭｇとする電解精製
装置および電解精製方法に関するものである。
【０００２】
【従来の技術】Ｍｇおよびその合金の屑の回収はその使
用量も少ないこともあり、現在では単に再溶解して同種
の合金の製造または低次元の用途に再利用されているだ
けである。Ｍｇの精錬、製造についてみると、電解精製
を行う方法が１９１５年の米国特許第１２５８２６１号
をはじめとして、１９０７年から１９３２年にかけて数
多く提案されている。これらは無水塩化マグネシウム
（ＭｇＣｌ2 ）の電解等によりアルミニウム（Ａｌ）、
亜鉛（Ｚｎ）、錫（Ｓｎ）、銅（Ｃｕ）、鉛（Ｐｂ）の
Ｍｇ合金を１次的に製造し、これを２次的に電解精製し
て純Ｍｇを得るものであった。
用量も少ないこともあり、現在では単に再溶解して同種
の合金の製造または低次元の用途に再利用されているだ
けである。Ｍｇの精錬、製造についてみると、電解精製
を行う方法が１９１５年の米国特許第１２５８２６１号
をはじめとして、１９０７年から１９３２年にかけて数
多く提案されている。これらは無水塩化マグネシウム
（ＭｇＣｌ2 ）の電解等によりアルミニウム（Ａｌ）、
亜鉛（Ｚｎ）、錫（Ｓｎ）、銅（Ｃｕ）、鉛（Ｐｂ）の
Ｍｇ合金を１次的に製造し、これを２次的に電解精製し
て純Ｍｇを得るものであった。
【０００３】またＡｌについていうと、三層電解法とい
われる精製方法は、本発明で比較法とした単段の方法と
同様の方法である。しかし、その装置構成を複数段の構
成にすることが困難であることおよび電解反応が複雑な
ため多大な電力原単位を必要とするので、限定された用
途に用いられている。
われる精製方法は、本発明で比較法とした単段の方法と
同様の方法である。しかし、その装置構成を複数段の構
成にすることが困難であることおよび電解反応が複雑な
ため多大な電力原単位を必要とするので、限定された用
途に用いられている。
【０００４】
【発明が解決しようとする課題】本発明は、Ｍｇまたは
その合金の屑の精製および高純度のＭｇを得ることを目
的とし、かつ電力消費量が少なく、作業性のよい電解精
製装置および電解精製方法を提供することを目的とす
る。
その合金の屑の精製および高純度のＭｇを得ることを目
的とし、かつ電力消費量が少なく、作業性のよい電解精
製装置および電解精製方法を提供することを目的とす
る。
【０００５】
【課題を解決するための手段】本発明は、槽内にＭｇと
Ｓｎ、ＰｂまたはＣｕの少なくとも１種を主成分とする
合金溶湯を下層にし、その上にアルカリ金属およびアル
カリ土類金属のハロゲン化物からなる溶融塩層、この溶
融塩層の上に電解精製されたＭｇ融液層を浮遊させるよ
うに構成され、かつ合金溶湯または粗Ｍｇの供給口と精
製Ｍｇの採取口を設けた電解槽を複数段重ね、最下段の
電解槽の合金溶湯を陽極とし、最上段の電解層の溶融塩
層もしくは浮遊Ｍｇ層に接して陰極を設けてなることを
特徴とするＭｇの電解精製装置を要旨とするものであ
る。
Ｓｎ、ＰｂまたはＣｕの少なくとも１種を主成分とする
合金溶湯を下層にし、その上にアルカリ金属およびアル
カリ土類金属のハロゲン化物からなる溶融塩層、この溶
融塩層の上に電解精製されたＭｇ融液層を浮遊させるよ
うに構成され、かつ合金溶湯または粗Ｍｇの供給口と精
製Ｍｇの採取口を設けた電解槽を複数段重ね、最下段の
電解槽の合金溶湯を陽極とし、最上段の電解層の溶融塩
層もしくは浮遊Ｍｇ層に接して陰極を設けてなることを
特徴とするＭｇの電解精製装置を要旨とするものであ
る。
【０００６】さらに本発明は、合金溶湯または粗Ｍｇの
供給口と精製Ｍｇの採取口を備えた同様な構成の電解槽
を多数段に重ね、最下段の電解槽の合金溶湯を陽極と
し、最上段の電解槽の溶融塩層もしくは浮遊Ｍｇ層に接
して陰極を設けてなるＭｇの電解精製装置を用い、アル
カリ金属およびアルカリ土類金属のハロゲン化物よりな
るＭｇ溶湯より比重の重い溶融塩と、この下層に該溶融
塩より比重の重いＭｇとＳｎ、ＰｂまたはＣｕの少なく
とも１種からなる合金溶湯を構成し、この合金溶湯に新
しく溶湯または粗Ｍｇを供給して電解を行い、各段の上
部から精製Ｍｇ溶湯を得ることを特徴とするＭｇの電解
精製方法を要旨とするものである。
供給口と精製Ｍｇの採取口を備えた同様な構成の電解槽
を多数段に重ね、最下段の電解槽の合金溶湯を陽極と
し、最上段の電解槽の溶融塩層もしくは浮遊Ｍｇ層に接
して陰極を設けてなるＭｇの電解精製装置を用い、アル
カリ金属およびアルカリ土類金属のハロゲン化物よりな
るＭｇ溶湯より比重の重い溶融塩と、この下層に該溶融
塩より比重の重いＭｇとＳｎ、ＰｂまたはＣｕの少なく
とも１種からなる合金溶湯を構成し、この合金溶湯に新
しく溶湯または粗Ｍｇを供給して電解を行い、各段の上
部から精製Ｍｇ溶湯を得ることを特徴とするＭｇの電解
精製方法を要旨とするものである。
【０００７】この装置、方法において操業の進行ととも
に陰極と溶融塩層との間は精製Ｍｇが浮遊して層をな
す。本発明になる装置を図面をもとに説明する。図１は
本発明の電解槽の運転中の断面図である。図中の１、
２、３はほぼ同一の構造をもつ電解槽であり、４は陰極
で最上段の電解槽の上部に設けられ、運転開始時に槽内
の溶融塩に接しており、電解槽に接続された導電板５か
ら導線７を介して槽１に通電される。これによって最下
段の電解槽中の合金溶湯２１が陽極となる。１１は合金
溶湯の供給口である。２２は溶融塩であり、２３は電解
によって生じた純Ｍｇ溶湯の層である。これは非導電性
の耐火物９により槽と絶縁されて貯留され、適宜採取口
１０から取り出される。
に陰極と溶融塩層との間は精製Ｍｇが浮遊して層をな
す。本発明になる装置を図面をもとに説明する。図１は
本発明の電解槽の運転中の断面図である。図中の１、
２、３はほぼ同一の構造をもつ電解槽であり、４は陰極
で最上段の電解槽の上部に設けられ、運転開始時に槽内
の溶融塩に接しており、電解槽に接続された導電板５か
ら導線７を介して槽１に通電される。これによって最下
段の電解槽中の合金溶湯２１が陽極となる。１１は合金
溶湯の供給口である。２２は溶融塩であり、２３は電解
によって生じた純Ｍｇ溶湯の層である。これは非導電性
の耐火物９により槽と絶縁されて貯留され、適宜採取口
１０から取り出される。
【０００８】図１は分りやすいように、特に上下方向を
拡大して示してあるが、実際は平面方向は数ｍあるのに
対し上下方向は１段で十数ｃｍから数十ｃｍ程度であ
る。またこの図では槽１と３は同一方向を向き、槽２は
９０°向きを違えて設置してある。図２Ａは図１中の合
金溶湯レベルＩの断面図、図２Ｂは同じく溶融塩層IIの
断面図、図２Ｃは同じく合金溶湯を入れた槽２と純Ｍｇ
溶湯のあるレベルIII の断面図である。１２は槽に溶接
された支持アームで、外部の支持フレームに取り付けら
れたアーム１３に絶縁パッド１４を介して載架される。
通電板５は最下段の槽１では断面Ｉのレベルに取り付け
られるが、２、３段では断面IIの位置に取り付けられ、
操業開始時の加熱のために用いられる。このように、こ
の場合各段はほとんど同一の構造で製作可能であるが、
例えば最下段は床に置き、２段目以上は下の段に載せる
訳にはいかないので、支持アーム１２を持つとか、操業
上の理由から合金供給口とＭｇ採取口をずらすとかの変
化を持たせるなど、大きさを変えるほか、機能も高純度
精製用と単純精製用というように変え得ることを同様な
構成と表現したのである。装置全体は耐火断熱材１５に
よって囲まれ保温されている。
拡大して示してあるが、実際は平面方向は数ｍあるのに
対し上下方向は１段で十数ｃｍから数十ｃｍ程度であ
る。またこの図では槽１と３は同一方向を向き、槽２は
９０°向きを違えて設置してある。図２Ａは図１中の合
金溶湯レベルＩの断面図、図２Ｂは同じく溶融塩層IIの
断面図、図２Ｃは同じく合金溶湯を入れた槽２と純Ｍｇ
溶湯のあるレベルIII の断面図である。１２は槽に溶接
された支持アームで、外部の支持フレームに取り付けら
れたアーム１３に絶縁パッド１４を介して載架される。
通電板５は最下段の槽１では断面Ｉのレベルに取り付け
られるが、２、３段では断面IIの位置に取り付けられ、
操業開始時の加熱のために用いられる。このように、こ
の場合各段はほとんど同一の構造で製作可能であるが、
例えば最下段は床に置き、２段目以上は下の段に載せる
訳にはいかないので、支持アーム１２を持つとか、操業
上の理由から合金供給口とＭｇ採取口をずらすとかの変
化を持たせるなど、大きさを変えるほか、機能も高純度
精製用と単純精製用というように変え得ることを同様な
構成と表現したのである。装置全体は耐火断熱材１５に
よって囲まれ保温されている。
【０００９】次いで単一段の化学的構成について説明す
る。純Ｍｇ溶湯は７００℃で比重１．５７程度であり、
これを浮かせるためにこれより重い溶融塩層を形成す
る。溶融塩の陽イオンはＭｇおよびアルカリ金属、アル
カリ土類金属から選択する。なおＭｇもアルカリ土類金
属に含めるものとする。コストも含めて考えるとナトリ
ウム（Ｎａ+ ）、カリウム（Ｋ+ ）、カルシウム（Ｃａ
++）から選択することがよく、浴の比重を大きくするた
めにストロンチウム（Ｓｒ++）、バリウム（Ｂａ ++）を
配合し、導電性を高めるためリチウム（Ｌｉ+ ）を添加
することもありうる。陰イオンはコスト面からほとんど
の場合塩素（Ｃｌ- ）を用いるが、比重を大きくするた
めに臭素（Ｂｒ- ）を用い、また導電性を高め、比重を
大きくするために弗素（Ｆ- ）を用いてもよい。
る。純Ｍｇ溶湯は７００℃で比重１．５７程度であり、
これを浮かせるためにこれより重い溶融塩層を形成す
る。溶融塩の陽イオンはＭｇおよびアルカリ金属、アル
カリ土類金属から選択する。なおＭｇもアルカリ土類金
属に含めるものとする。コストも含めて考えるとナトリ
ウム（Ｎａ+ ）、カリウム（Ｋ+ ）、カルシウム（Ｃａ
++）から選択することがよく、浴の比重を大きくするた
めにストロンチウム（Ｓｒ++）、バリウム（Ｂａ ++）を
配合し、導電性を高めるためリチウム（Ｌｉ+ ）を添加
することもありうる。陰イオンはコスト面からほとんど
の場合塩素（Ｃｌ- ）を用いるが、比重を大きくするた
めに臭素（Ｂｒ- ）を用い、また導電性を高め、比重を
大きくするために弗素（Ｆ- ）を用いてもよい。
【００１０】浴の温度は純Ｍｇを溶融状態に保つため最
低６５０℃を要する。電解については導電性等の点で高
い方がよいが、容器材料の強度の点からは８００℃程度
が上限となる。好ましくは６６０℃から７５０℃で操業
する。従って溶融塩はこの温度で完全に融解し、かつ比
重がＭｇ融体より重く合金溶湯よりは軽い条件が必要に
なる。合金溶湯は比重が変化するが例えば代表的な例で
は初期一番軽い場合に１．９〜２．０程度となるので、
７００℃で１．５７〜１．９の範囲、好ましくは十分比
重差があるように１．６５〜１．８５程度を採用する。
例えばＭｇの電解採取法で用いられるＡｌｃａｎ電解浴
のＭｇＣｌ2 １５〜２５％、ＮａＣｌ ５０〜６０％、
ＣａＣｌ2 ２０〜３０％（以下すべて重量％）、融点約
６３０℃、比重１．７５のものなどが使いやすい。
低６５０℃を要する。電解については導電性等の点で高
い方がよいが、容器材料の強度の点からは８００℃程度
が上限となる。好ましくは６６０℃から７５０℃で操業
する。従って溶融塩はこの温度で完全に融解し、かつ比
重がＭｇ融体より重く合金溶湯よりは軽い条件が必要に
なる。合金溶湯は比重が変化するが例えば代表的な例で
は初期一番軽い場合に１．９〜２．０程度となるので、
７００℃で１．５７〜１．９の範囲、好ましくは十分比
重差があるように１．６５〜１．８５程度を採用する。
例えばＭｇの電解採取法で用いられるＡｌｃａｎ電解浴
のＭｇＣｌ2 １５〜２５％、ＮａＣｌ ５０〜６０％、
ＣａＣｌ2 ２０〜３０％（以下すべて重量％）、融点約
６３０℃、比重１．７５のものなどが使いやすい。
【００１１】合金溶湯は別の炉で溶解してこの電解槽に
供給するか、供給口を前炉の形式にしてＭｇ屑を供給す
るかの二方式が考えられるが、前者では間歇的になりや
すく、この場合初期にＭｇ濃度が高く、末期にＭｇ濃度
が低くなる。合金はＭｇを主成分とし、Ｃｕ、Ｓｎ、Ｐ
ｂの内の少なくとも１種を主要な合金元素として用い
る。屑の精製においてはＭｇの合金元素であるＡｌ、Ｚ
ｎを主とし、マンガン（Ｍｎ）、ジルコニウム（Ｚ
ｒ）、珪素（Ｓｉ）等も混入し、電解を重ねるとこれら
の濃度が上昇する。ＭｇとＣｕ、Ｓｎ、Ｐｂ等との合金
は次の条件でＭｇの上下限の濃度範囲を決定する。Ｍｇ
約８０％で比重は１．８５〜１．９を切ってくるためこ
の位が上限値となる。一方、Ｍｇ濃度が非常に低くなる
とＣｕ、Ｓｎ、ＰｂあるいはＡｌ、Ｚｎ等が成品の精製
Ｍｇ中に混入してくるため下限が決定される。注意して
操業すればＳｎ、Ｐｂ中でＭｇが１０％程度でもＳｎ、
Ｐｂの混入は少ないのでこの程度まで可能である。Ｃｕ
合金はＭｇが３０％以下では融点が７００℃を超えて来
て、さらに２０％以下では８００℃も超えることと、Ｓ
ｎ合金ではＭｇ２０〜４０％では融点が７００℃を超え
ることを注意して操業温度を選択するとともに合金成分
範囲を決定する必要がある。
供給するか、供給口を前炉の形式にしてＭｇ屑を供給す
るかの二方式が考えられるが、前者では間歇的になりや
すく、この場合初期にＭｇ濃度が高く、末期にＭｇ濃度
が低くなる。合金はＭｇを主成分とし、Ｃｕ、Ｓｎ、Ｐ
ｂの内の少なくとも１種を主要な合金元素として用い
る。屑の精製においてはＭｇの合金元素であるＡｌ、Ｚ
ｎを主とし、マンガン（Ｍｎ）、ジルコニウム（Ｚ
ｒ）、珪素（Ｓｉ）等も混入し、電解を重ねるとこれら
の濃度が上昇する。ＭｇとＣｕ、Ｓｎ、Ｐｂ等との合金
は次の条件でＭｇの上下限の濃度範囲を決定する。Ｍｇ
約８０％で比重は１．８５〜１．９を切ってくるためこ
の位が上限値となる。一方、Ｍｇ濃度が非常に低くなる
とＣｕ、Ｓｎ、ＰｂあるいはＡｌ、Ｚｎ等が成品の精製
Ｍｇ中に混入してくるため下限が決定される。注意して
操業すればＳｎ、Ｐｂ中でＭｇが１０％程度でもＳｎ、
Ｐｂの混入は少ないのでこの程度まで可能である。Ｃｕ
合金はＭｇが３０％以下では融点が７００℃を超えて来
て、さらに２０％以下では８００℃も超えることと、Ｓ
ｎ合金ではＭｇ２０〜４０％では融点が７００℃を超え
ることを注意して操業温度を選択するとともに合金成分
範囲を決定する必要がある。
【００１２】さて電解によりＭｇを採取して電解槽から
取り出した合金溶湯のＭｇの濃度つまり下限値と、Ａ
ｌ、Ｚｎ等の濃度が同程度になったときに精製をまず行
い、Ａｌ、Ｚｎを除去しＣｕ、Ｓｎ、Ｐｂ等を再生す
る。精製の方法としては、Ｓｎ、Ｐｂ合金ではこれら金
属の融点近くまで温度を下げて遠心分離し、Ｓｎ、Ｐｂ
の溶湯を回収する方法がある。予めこの電解槽の１槽を
精製槽としておくと、Ｓｎ、Ｐｂ合金の場合電解を続け
るとＡｌ、Ｚｎ、Ｍｎ等も析出してくるので、Ｍｇとこ
れらとの合金として回収できる。この場合は溶融塩もよ
り比重の大きいものを採用する必要がある。Ｚｎだけで
あれば蒸溜も考えられる。また溶融金属に空気または酸
素を吹き込んでＭｇ、Ａｌ、Ｍｎ等を酸化除去する方法
もあり、さらにこれらを組み合わせて実施することも可
能である。
取り出した合金溶湯のＭｇの濃度つまり下限値と、Ａ
ｌ、Ｚｎ等の濃度が同程度になったときに精製をまず行
い、Ａｌ、Ｚｎを除去しＣｕ、Ｓｎ、Ｐｂ等を再生す
る。精製の方法としては、Ｓｎ、Ｐｂ合金ではこれら金
属の融点近くまで温度を下げて遠心分離し、Ｓｎ、Ｐｂ
の溶湯を回収する方法がある。予めこの電解槽の１槽を
精製槽としておくと、Ｓｎ、Ｐｂ合金の場合電解を続け
るとＡｌ、Ｚｎ、Ｍｎ等も析出してくるので、Ｍｇとこ
れらとの合金として回収できる。この場合は溶融塩もよ
り比重の大きいものを採用する必要がある。Ｚｎだけで
あれば蒸溜も考えられる。また溶融金属に空気または酸
素を吹き込んでＭｇ、Ａｌ、Ｍｎ等を酸化除去する方法
もあり、さらにこれらを組み合わせて実施することも可
能である。
【００１３】次に運転方法について説明する。運転のは
じめには別の炉で溶解した合金溶湯と溶融塩を装入す
る。装入は順次行われるので、冷却を防ぐため交流電流
を流して加温する。例えば最下段の第１槽に装入したあ
と、通電板５と第２槽の通電板との間に交流電流を流し
て加温する。このようにして順次各段に溶融塩と合金溶
湯を装入したあと、電極５と６の間に直流電流を流して
電解を開始する。一般には直流電流の抵抗損失のみで全
電解槽が加温されるが、運転開始時や休止時には５、６
間に図示されていない交流電流を通じて保温する。
じめには別の炉で溶解した合金溶湯と溶融塩を装入す
る。装入は順次行われるので、冷却を防ぐため交流電流
を流して加温する。例えば最下段の第１槽に装入したあ
と、通電板５と第２槽の通電板との間に交流電流を流し
て加温する。このようにして順次各段に溶融塩と合金溶
湯を装入したあと、電極５と６の間に直流電流を流して
電解を開始する。一般には直流電流の抵抗損失のみで全
電解槽が加温されるが、運転開始時や休止時には５、６
間に図示されていない交流電流を通じて保温する。
【００１４】合金溶湯または屑Ｍｇの装入は連続、準連
続および間歇方式のいずれであってもよい。完全連続も
考えられるが、一般的には、例えば屑Ｍｇを短い時間周
期で供給する準連続方式がよい。この場合は合金溶湯供
給口は前炉の形をとり、別の電熱加熱装置をつけて加熱
溶解する。合金溶湯はほぼ一定の濃度を保ち、精製Ｍｇ
溶湯は屑Ｍｇの装入に応じて準連続的に流出する。これ
を合金溶湯の供給の形で行うこともできる。
続および間歇方式のいずれであってもよい。完全連続も
考えられるが、一般的には、例えば屑Ｍｇを短い時間周
期で供給する準連続方式がよい。この場合は合金溶湯供
給口は前炉の形をとり、別の電熱加熱装置をつけて加熱
溶解する。合金溶湯はほぼ一定の濃度を保ち、精製Ｍｇ
溶湯は屑Ｍｇの装入に応じて準連続的に流出する。これ
を合金溶湯の供給の形で行うこともできる。
【００１５】他の方式は間歇方式で、例えば半日、一日
毎に合金溶湯を供給する方式である。図１最上段の第３
槽は電解初期の状態である。精製Ｍｇの量は少なく、合
金溶湯は多い。電解が進行すると合金溶湯の量は減り精
製Ｍｇ溶湯２３の量が増えてくる。図２（Ｂ）におい
て、１７は仕切り板、１６は堰板、１８は溶湯供給口で
ある。１９では溶融塩のレベルがみられ、２０は排出口
となる。２０から残湯の１部または大部分を排出して、
新らしい合金溶湯を供給すると精製Ｍｇ溶湯が排出さ
れ、第３槽の状態に復帰する。あるいは次のようにして
もよい。図２（Ａ）のように堰板２４で仕切っておき、
溶湯供給口１８から供給された溶湯が順次室２５、２
６、２７、２８へ流れて行くと室２８には新しく供給さ
れたＭｇ分が余り届かないので室２８と通じている排出
口２０からＭｇの少ない溶湯を取り出すことができる。
溶湯の取り出しは排出口の底部を開いて行うか、あるい
は電磁ポンプ等を用いて行う。
毎に合金溶湯を供給する方式である。図１最上段の第３
槽は電解初期の状態である。精製Ｍｇの量は少なく、合
金溶湯は多い。電解が進行すると合金溶湯の量は減り精
製Ｍｇ溶湯２３の量が増えてくる。図２（Ｂ）におい
て、１７は仕切り板、１６は堰板、１８は溶湯供給口で
ある。１９では溶融塩のレベルがみられ、２０は排出口
となる。２０から残湯の１部または大部分を排出して、
新らしい合金溶湯を供給すると精製Ｍｇ溶湯が排出さ
れ、第３槽の状態に復帰する。あるいは次のようにして
もよい。図２（Ａ）のように堰板２４で仕切っておき、
溶湯供給口１８から供給された溶湯が順次室２５、２
６、２７、２８へ流れて行くと室２８には新しく供給さ
れたＭｇ分が余り届かないので室２８と通じている排出
口２０からＭｇの少ない溶湯を取り出すことができる。
溶湯の取り出しは排出口の底部を開いて行うか、あるい
は電磁ポンプ等を用いて行う。
【００１６】各部の材質について述べる。槽は一般には
耐熱鋼、特にフェライト系の高クロム耐熱鋼、高クロム
ステンレス鋼が好ましい。合金溶湯にＰｂを用いるとき
は鉄がＭｇにもＰｂにも侵されないので一般耐熱鋼でよ
いが、Ｃｕ、Ｓｎを用いるときは鉄が侵されるので高ク
ロム鋼を用いれば耐久性が向上する。耐火物９はジルコ
ニア、マグネシア、チタン酸カルシウム、イットリア、
ベリリア等マグネシウム溶湯と反応せず導電性のないも
のを用いる。
耐熱鋼、特にフェライト系の高クロム耐熱鋼、高クロム
ステンレス鋼が好ましい。合金溶湯にＰｂを用いるとき
は鉄がＭｇにもＰｂにも侵されないので一般耐熱鋼でよ
いが、Ｃｕ、Ｓｎを用いるときは鉄が侵されるので高ク
ロム鋼を用いれば耐久性が向上する。耐火物９はジルコ
ニア、マグネシア、チタン酸カルシウム、イットリア、
ベリリア等マグネシウム溶湯と反応せず導電性のないも
のを用いる。
【００１７】溶融塩層の厚さは１ｃｍから十数ｃｍまで
採りうる。しかし薄いと合金溶湯から直接精製Ｍｇ中に
不純物が入りやすく、厚いと通電抵抗がふえる。しかし
直流の通電のみで電解槽の温度を保ちたいこともある。
これらを勘案して３ｃｍから１０ｃｍが一般的にはよ
い。電解槽一段の有効高さは操業条件と関連して合金溶
湯や溶融塩の層厚によって決定されるが、通常１０ｃｍ
から３０ｃｍの範囲となる。薄くすることは可能である
が、余り薄くすると溶湯の出し入れなどの作業性が悪く
なる。これを重ねる段数は２段でも後述する本発明の効
果は明らかなので２段から始まり、理論的には無制限で
あるが、一定の処理量に対して段数が多ければ作業量が
増大し、作業性は劣化する。また段数が多くなると電源
費用は低下するが槽の製作費が増加する。これらによっ
て最適段数が決定される。
採りうる。しかし薄いと合金溶湯から直接精製Ｍｇ中に
不純物が入りやすく、厚いと通電抵抗がふえる。しかし
直流の通電のみで電解槽の温度を保ちたいこともある。
これらを勘案して３ｃｍから１０ｃｍが一般的にはよ
い。電解槽一段の有効高さは操業条件と関連して合金溶
湯や溶融塩の層厚によって決定されるが、通常１０ｃｍ
から３０ｃｍの範囲となる。薄くすることは可能である
が、余り薄くすると溶湯の出し入れなどの作業性が悪く
なる。これを重ねる段数は２段でも後述する本発明の効
果は明らかなので２段から始まり、理論的には無制限で
あるが、一定の処理量に対して段数が多ければ作業量が
増大し、作業性は劣化する。また段数が多くなると電源
費用は低下するが槽の製作費が増加する。これらによっ
て最適段数が決定される。
【００１８】以上の説明を実施例と比較例とによって具
体的に示す。
体的に示す。
【００１９】
実施例１ 底面の長さが０．５ｍ×０．５ｍであるフェライト系耐
熱鋼板製の電解槽を３段に図１、図２と同様に構成し、
耐火物はジルコニア製とした。Ｐｂ３８％、Ｓｎ６２％
の合金に、Ｍｇ合金屑が７５％になるように別の溶解炉
で溶解し装入し、また溶融塩も同様に溶解して装入し
た。溶融塩の組成はＭｇＣｌ2 ：２０％、ＮａＣｌ：５
５％、ＣａＣｌ2 ：２５％であり、槽内で約６ｃｍの層
を形成し、合金溶湯は４０ｋｇで槽内で約８ｃｍの層を
形成した。３段の槽に合金溶湯および溶融塩を充填した
後、５６０Ａの電流を通じて電解した。導電板５と６と
の電位差は約４．０Ｖであった。４日間電解を続けて新
らしく最初装入したのと同じ配合の合金溶湯４０ｋｇを
加えると、精製Ｍｇ約２３ｋｇが回収された。また排出
口２０から合金溶湯約１７ｋｇを取り出した。この合金
はＭｇ＋ＡｌでＭｇを約５０％を含んでいたが、これに
Ｍｇ合金屑を加えて、次の供給溶湯として準備した。補
助的な交流加熱はほとんど必要なかった。この電解を長
期間続けた結果、Ｍｇの生産量は１７．４ｋｇ／日とな
った。その際の電流効率は９５％電源からの抵抗損失を
含めて電力原単位として３．７ｋｗｈ／ｋｇ程度と推定
される。原料のＭｇ屑が平均してＡｌ：３％、Ｚｎ：１
％を含むため、このようにして１２日間使用した合金
（倍量で交換するので実際は２４日）を溶解炉中で空気
を導入すると、Ｍｇ、Ａｌ、Ｚｎ、Ｍｎの大部分は酸化
して消耗し、Ｓｎ−Ｐｂ合金を再生できる。
熱鋼板製の電解槽を３段に図１、図２と同様に構成し、
耐火物はジルコニア製とした。Ｐｂ３８％、Ｓｎ６２％
の合金に、Ｍｇ合金屑が７５％になるように別の溶解炉
で溶解し装入し、また溶融塩も同様に溶解して装入し
た。溶融塩の組成はＭｇＣｌ2 ：２０％、ＮａＣｌ：５
５％、ＣａＣｌ2 ：２５％であり、槽内で約６ｃｍの層
を形成し、合金溶湯は４０ｋｇで槽内で約８ｃｍの層を
形成した。３段の槽に合金溶湯および溶融塩を充填した
後、５６０Ａの電流を通じて電解した。導電板５と６と
の電位差は約４．０Ｖであった。４日間電解を続けて新
らしく最初装入したのと同じ配合の合金溶湯４０ｋｇを
加えると、精製Ｍｇ約２３ｋｇが回収された。また排出
口２０から合金溶湯約１７ｋｇを取り出した。この合金
はＭｇ＋ＡｌでＭｇを約５０％を含んでいたが、これに
Ｍｇ合金屑を加えて、次の供給溶湯として準備した。補
助的な交流加熱はほとんど必要なかった。この電解を長
期間続けた結果、Ｍｇの生産量は１７．４ｋｇ／日とな
った。その際の電流効率は９５％電源からの抵抗損失を
含めて電力原単位として３．７ｋｗｈ／ｋｇ程度と推定
される。原料のＭｇ屑が平均してＡｌ：３％、Ｚｎ：１
％を含むため、このようにして１２日間使用した合金
（倍量で交換するので実際は２４日）を溶解炉中で空気
を導入すると、Ｍｇ、Ａｌ、Ｚｎ、Ｍｎの大部分は酸化
して消耗し、Ｓｎ−Ｐｂ合金を再生できる。
【００２０】得られたＭｇ溶湯をインゴットに鋳造し
た。このインゴットの分析の結果はＡｌ、Ｓｎ、Ｆｅが
０．００５％前後、Ｐｂ、Ｚｒ、Ｓｉ、Ｍｎ、Ｃｕが
０．００１％以下であり、市販の新地金より遙に高品質
のものであった。 実施例２ 実施例１と同じ電解槽で同じ浴の構成で同一の操業条件
で２段の槽の試験を行った。つまり図１で中段の槽を抜
いた構成である。同じく５６０Ａの直流通電で２．６６
Ｖの電位差のとき、交流２５０Ａの保熱が必要となっ
た。また精製Ｍｇの生産量は１１．６ｋｇ／日であり、
電力原単位は４．８ｋｗｈ／ｋｇと推定される。 実施例３ 実施例１と同じ電解槽を用いるが、供給口は仕切り堰が
なく前炉形式とし、抵抗加熱器で湯面を加熱する形式と
した。
た。このインゴットの分析の結果はＡｌ、Ｓｎ、Ｆｅが
０．００５％前後、Ｐｂ、Ｚｒ、Ｓｉ、Ｍｎ、Ｃｕが
０．００１％以下であり、市販の新地金より遙に高品質
のものであった。 実施例２ 実施例１と同じ電解槽で同じ浴の構成で同一の操業条件
で２段の槽の試験を行った。つまり図１で中段の槽を抜
いた構成である。同じく５６０Ａの直流通電で２．６６
Ｖの電位差のとき、交流２５０Ａの保熱が必要となっ
た。また精製Ｍｇの生産量は１１．６ｋｇ／日であり、
電力原単位は４．８ｋｗｈ／ｋｇと推定される。 実施例３ 実施例１と同じ電解槽を用いるが、供給口は仕切り堰が
なく前炉形式とし、抵抗加熱器で湯面を加熱する形式と
した。
【００２１】電解槽にＣｕ４０％、Ｍｇ合金屑６０％を
溶解した合金溶湯４５ｋｇを装入した。次いでＫＣｌ：
２０％、ＣａＣｌ2 ：４０％、ＭｇＣｌ2 ：２０％、Ｎ
ａＦ：２０％からなる溶融塩を供給した。合金溶湯の比
重は約２．３、溶融塩の比重は約１．９であった。これ
を３段の電解槽に装入し、交流加熱で安定した後、電解
を開始した。同じく５６０Ａの電流を通じ、電位差も
４．０Ｖであった。電解開始後、各段毎に４時間毎に１
ｋｇのＭｇ屑を供給口に装入した。同時に採取口１０か
ら１ｋｇ程度のＭｇ溶湯を汲み出した。この方式で１日
１６時間の運転で夜間８時間は交流により保熱した。こ
の方式はかなり長期間定常状態で操業できるが、やはり
Ａｌ等が濃縮した時点では合金を取り出し、酸化により
銅を再生した。Ｍｇの生産量は１１．６ｋｇ／日であ
り、電流効率は９５％、交流の補助加熱も含めた電力原
単位は５５ｋｗｈ／ｋｇ程度と推定される。この方法で
得られたインゴットの分析値はＣｕ合金の使用初期にお
いてはＡｌ、Ｓｎ、Ｆｅ、Ｐｂ、Ｚｒ、Ｓｉ、Ｍｎ、Ｃ
ｕの値はいずれも０．００１％以下であり、極めて高純
度のものであった。また後期においてもＡｌ、Ｆｅ、Ｃ
ｕの値は０．０１０％を超えることはなかった。 比較例 実施例と同じ方式を１段の槽で実施した。つまり第１槽
に陰極４が装置され、その周囲を断熱耐火材で被覆した
形式である。
溶解した合金溶湯４５ｋｇを装入した。次いでＫＣｌ：
２０％、ＣａＣｌ2 ：４０％、ＭｇＣｌ2 ：２０％、Ｎ
ａＦ：２０％からなる溶融塩を供給した。合金溶湯の比
重は約２．３、溶融塩の比重は約１．９であった。これ
を３段の電解槽に装入し、交流加熱で安定した後、電解
を開始した。同じく５６０Ａの電流を通じ、電位差も
４．０Ｖであった。電解開始後、各段毎に４時間毎に１
ｋｇのＭｇ屑を供給口に装入した。同時に採取口１０か
ら１ｋｇ程度のＭｇ溶湯を汲み出した。この方式で１日
１６時間の運転で夜間８時間は交流により保熱した。こ
の方式はかなり長期間定常状態で操業できるが、やはり
Ａｌ等が濃縮した時点では合金を取り出し、酸化により
銅を再生した。Ｍｇの生産量は１１．６ｋｇ／日であ
り、電流効率は９５％、交流の補助加熱も含めた電力原
単位は５５ｋｗｈ／ｋｇ程度と推定される。この方法で
得られたインゴットの分析値はＣｕ合金の使用初期にお
いてはＡｌ、Ｓｎ、Ｆｅ、Ｐｂ、Ｚｒ、Ｓｉ、Ｍｎ、Ｃ
ｕの値はいずれも０．００１％以下であり、極めて高純
度のものであった。また後期においてもＡｌ、Ｆｅ、Ｃ
ｕの値は０．０１０％を超えることはなかった。 比較例 実施例と同じ方式を１段の槽で実施した。つまり第１槽
に陰極４が装置され、その周囲を断熱耐火材で被覆した
形式である。
【００２２】実施例１と同じくＰｂ３８％、Ｓｎ６２％
の合金にＭｇ合金屑が７５％になる合金溶湯４０ｋｇを
装入した。また溶融塩も実施例１の組成のものを同量装
入し、同一の構成とした。同一の構成のため同一の５６
０Ａの通電を行ったが、電解槽の補助加熱を要し、交流
で５００Ａの通電を行った。このようにして４日間電解
を続けて精製Ｍｇ約２３ｋｇを得た。直流の槽電圧は
１．３３Ｖであり、推定の電力原単位は８．２ｋｗｈ／
ｋｇであったが、電流効率は同じく９５％であった。得
られた精製Ｍｇインゴットの分析値は実施例１と同じく
Ａｌ、Ｓｎ、Ｆｅが０．００５％程度であった。他の成
分の値は０．００１％以下であった。
の合金にＭｇ合金屑が７５％になる合金溶湯４０ｋｇを
装入した。また溶融塩も実施例１の組成のものを同量装
入し、同一の構成とした。同一の構成のため同一の５６
０Ａの通電を行ったが、電解槽の補助加熱を要し、交流
で５００Ａの通電を行った。このようにして４日間電解
を続けて精製Ｍｇ約２３ｋｇを得た。直流の槽電圧は
１．３３Ｖであり、推定の電力原単位は８．２ｋｗｈ／
ｋｇであったが、電流効率は同じく９５％であった。得
られた精製Ｍｇインゴットの分析値は実施例１と同じく
Ａｌ、Ｓｎ、Ｆｅが０．００５％程度であった。他の成
分の値は０．００１％以下であった。
【００２３】
【発明の効果】実施例と比較例に端的に示されるように
本発明の利点は第１に電力原単位の大幅な節約を図れる
ことである。第２に電源容量および導電材料の設備費用
が節減されることである。実施例１では５６０Ａで１
７．４ｋｇの精製Ｍｇが得られるのに、比較例ではその
三分の一である。第３に設置場所が小さくてよいことで
ある。明らかに比較例で同一のＭｇの採取のためには３
倍の面積を要することになる。実施例３は３段の場合で
示したが、作業性を損なわない限り、さらに多段にして
利点を発揮することは可能である。
本発明の利点は第１に電力原単位の大幅な節約を図れる
ことである。第２に電源容量および導電材料の設備費用
が節減されることである。実施例１では５６０Ａで１
７．４ｋｇの精製Ｍｇが得られるのに、比較例ではその
三分の一である。第３に設置場所が小さくてよいことで
ある。明らかに比較例で同一のＭｇの採取のためには３
倍の面積を要することになる。実施例３は３段の場合で
示したが、作業性を損なわない限り、さらに多段にして
利点を発揮することは可能である。
【００２４】実施例１、２および比較例からみて２段の
場合も１段の場合に比し、これら３つの効果は大きいこ
とが明らかである。
場合も１段の場合に比し、これら３つの効果は大きいこ
とが明らかである。
【図１】本発明の電解槽の運転中の縦断図である。実際
のものより横方向が圧縮されて描かれている。
のものより横方向が圧縮されて描かれている。
【図２】（Ａ）、（Ｂ）、（Ｃ）は図１の断面図であ
り、夫々Ｉ、 II 、III のレベルに対応する。
り、夫々Ｉ、 II 、III のレベルに対応する。
１、２、３ 電解槽 ４ 陰極 ５、６ 導電板 ７、８ 導線 ９ 絶縁耐火材 １０ 溶湯採取口 １１ 合金溶湯の供給口 １２ 容器の支持アーム １３ 外部の支持フレームに取り付けられたアーム １４ 絶縁材 １５ 電解槽全体の断熱構造 １６ 堰板 １７ 仕切り板 １８ 溶融合金の供給口 ２０ 排出口 ２１ 合金溶湯 ２２ 溶融塩 ２３ 精製Ｍｇ溶湯 ２４ 堰板 ２５〜２８ 室 ２９ 耐火レンガ ３０ 断熱レンガの炉床
Claims (2)
- 【請求項１】 槽内にマグネシウムと錫、鉛または銅の
少なくとも１種を主成分とする合金溶湯を下層にし、そ
の上にアルカリ金属およびアルカリ土類金属のハロゲン
化物よりなる溶融塩層、この溶融塩層の上に電解精製さ
れたマグネシウム融液層を浮遊させるように構成され、
かつ合金溶湯または粗マグネシウムの供給口と精製マグ
ネシウムの採取口を備えた電解槽を複数段重ね、最下段
の電解槽の合金溶湯を陽極とし、最上段の電解槽の溶融
塩層もしくは浮遊マグネシウム層に接して陰極を設けて
なることを特徴とするマグネシウムの電解精製装置。 - 【請求項２】 合金溶湯または粗マグネシウムの供給口
と精製マグネシウムの採取口を備えた同様な構成の電解
槽を多数段に重ね、最下段の電解槽の合金溶湯を陽極と
し、最上段の電解槽の溶融塩層もしくは浮遊マグネシウ
ム層に接して陰極を設けてなるマグネシウムの電解精製
装置を用い、アルカリ金属およびアルカリ土類金属のハ
ロゲン化物よりなるマグネシウム溶湯より比重の重い溶
融塩と、この下層に該溶融塩より比重の重いマグネシウ
ムと錫、鉛または銅の少なくとも１種からなる合金溶湯
を構成し、この合金溶湯に新しく溶湯または粗マグネシ
ウムを供給して電解を行い、各段の上部から精製マグネ
シウム溶湯を得ることを特徴とするマグネシウムの電解
精製方法。
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| JP6534992A JPH05271976A (ja) | 1992-03-23 | 1992-03-23 | マグネシウムの電解精製装置および方法 |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| JP6534992A JPH05271976A (ja) | 1992-03-23 | 1992-03-23 | マグネシウムの電解精製装置および方法 |
Publications (1)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| JPH05271976A true JPH05271976A (ja) | 1993-10-19 |
Family
ID=13284393
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| JP6534992A Withdrawn JPH05271976A (ja) | 1992-03-23 | 1992-03-23 | マグネシウムの電解精製装置および方法 |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| JP (1) | JPH05271976A (ja) |
Cited By (1)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| JP2020007579A (ja) * | 2018-07-03 | 2020-01-16 | 東芝エネルギーシステムズ株式会社 | 電解精製方法および電解精製装置 |
-
1992
- 1992-03-23 JP JP6534992A patent/JPH05271976A/ja not_active Withdrawn
Cited By (1)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| JP2020007579A (ja) * | 2018-07-03 | 2020-01-16 | 東芝エネルギーシステムズ株式会社 | 電解精製方法および電解精製装置 |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| AU2002349216B2 (en) | A method for electrowinning of titanium metal or alloy from titanium oxide containing compound in the liquid state | |
| US10557207B2 (en) | Electrorefining of magnesium from scrap metal aluminum or magnesium alloys | |
| Fray | Emerging molten salt technologies for metals production | |
| US7901561B2 (en) | Method for electrolytic production and refining of metals | |
| CA1245178A (en) | Combination diaphragm and fractional crystallization cell | |
| AU4277099A (en) | Removal of oxygen from metal oxides and solid solutions by electrolysis in a fused salt | |
| EA002205B1 (ru) | Способ электролитического получения металлов | |
| WO2007106709A9 (en) | Method for electrolytic production and refining of metals | |
| US3502553A (en) | Process and apparatus for the electrolytic continuous direct production of refined aluminum and of aluminum alloys | |
| JP2709284B2 (ja) | マグネシウム金属の製造方法 | |
| EP0022324B1 (en) | Zinc/cadmium chloride electrolysis | |
| JPS5893883A (ja) | アルミニウムの精製方法 | |
| JP2003306725A (ja) | チタンの製造方法、純金属の製造方法、及び純金属の製造装置 | |
| Free et al. | Electrometallurgy‐Now and in the Future | |
| Shamsuddin | Electrometallurgy | |
| US4552637A (en) | Cell for the refining of aluminium | |
| US3677926A (en) | Cell for electrolytic refining of metals | |
| CN106894052A (zh) | 一种制备高纯铝的联体‑多级铝电解装置及其使用方法 | |
| JPH0257694A (ja) | プラセオジム又はプラセオジム含有合金の製造方法 | |
| JPH05271976A (ja) | マグネシウムの電解精製装置および方法 | |
| CA2450978C (en) | A method for electrowinning of titanium metal or alloy from titanium oxide containing compound in the liquid state | |
| JPS5993894A (ja) | 低密度浴を用いた金属Ｍｇの電解採取法 | |
| Grjotheim et al. | Technological developments for aluminum smeltinq as the industry enters the 21st century | |
| RU2796566C1 (ru) | Способ рециклинга алюминия электролизом расплава его лома и устройство для осуществления этого способа | |
| WO2003104531A1 (en) | Crust hole repair for electrolytic cells |
Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| A300 | Withdrawal of application because of no request for examination |
Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: A300 Effective date: 19990608 |