JPS61177342A

JPS61177342A - アルミニウムの精製方法

Info

Publication number: JPS61177342A
Application number: JP60019106A
Authority: JP
Inventors: Masao Fujishige; 昌生藤重; Harumi Yokogawa; 横川　晴美; Seiichi Ujiie; 氏家　誠一; Masayuki Tokiya; 土器屋　正之
Original assignee: Agency of Industrial Science and Technology
Current assignee: National Institute of Advanced Industrial Science and Technology
Priority date: 1985-02-02
Filing date: 1985-02-02
Publication date: 1986-08-09
Also published as: US4681626A; JPS6352098B2

Abstract

(57)【要約】本公報は電子出願前の出願データであるた
め要約のデータは記録されません。

Description

【発明の詳細な説明】〔発明の技術分野〕本発明とアルミニウムの精製方法に関し、より詳細には
溶鉱炉法で精錬されたアルミニウム粗合金の精製方法に
関する。

〔従来技術〕

アルミニウムは、鉄に次ぐ基礎的金属材料であり、その
需要は年々増加しつつある。

そして従来、アルミニウムは溶融アルミナの電解によっ
て精錬されていた。

しかしながら、近年の世界的規模におけるエネルギーコ
ストの上昇に伴い、我国のように電力コストの高い地域
におけるアルミニウム精錬は、著しく困難になりつつあ
る。

そこで本発明者らは、従来の電力を使用するアルミニウ
ム精錬法に代る方法として、同級移動床の溶鉱炉を用い
、原料アルミナを炭素材によって還元する、溶鉱炉法に
ようアルミニウムの精錬方法を先に提案した。

そして、この溶鉱炉法によるアルミニウムの精錬方法で
は、アルミニウムは鉄および珪素との粗合金として得ら
れ、この粗合金から、鉛、マグネシウム等の熔融金属に
よってアルミニウムが抽出され、蒸留または分液法によ
って鉛、マグネシウム等の抽出金属を分離し、更に蒸留
、晶析分離等によってアルミニウムは精製されて使用に
供される。

しかしながら、この溶鉱炉法によって得られたアルミニ
ウム粗合金には、カルシア、アルミナ等のスラグ成分の
他に多量の炭素および炭化カルシウム等の不純物が混入
しており、これら不純物は上記のようにアルミニウムを
抽出する際に、熔融金属とアルミニウムとの接触を妨げ
、アルミニウムの抽出効率を悪化させるばかりでなく、
鉛、マグネシウム等による抽出金属を汚染し、かつ抽出
金属の回収率を低下させる欠点があった。

これら不純物による悪影響を避けるために、予め粗合金
からスラグ、炭素、炭化カルシウムを熔融状態において
分離しようとしても、相互の比重差が僅かであるために
、これらスラグや不純物は熔融アルミニウムと相互に分
散し合って分離は不可能であった。

また、フッ化カルシウムや氷晶石等の融剤を添加しても
、この状態はほとんど変化しなかった。

〔発明の目的〕本発明はかかる現状にもとずきなされたものであり、溶
鉱炉法によって得られたアルミニウム粗合金から、カル
シア、アルミナ等のスラグや、炭素、炭化カルシウム等
の不純物を除去するアルミニウムの精製方法を提供せん
とするものである。

〔発明の構成〕

かかる目的を達成する本発明は、炭素材の酸素燃焼によ
って溶鉱炉内に燃焼域と還元域を形成し、この還元域に
アルミナ含有物をカルシア・アルミナ共融液化物として
流下させ、この共融液化物を還元して得られるアルミニ
ウム粗合金を前記溶鉱炉の炉底から取り出し、この粗合
金を１〜５００気圧の水素の存在下に１００〜９００℃
で還元して前記アルミニウム粗合金中のアルミニウム含
有率を向上させることを特徴とするものである。

本発明において精製の対象となるアルミニウム粗合金は
、アルミナから溶鉱炉法によって精錬され、本発明者等
が先に提案しているが、そのあらましは下記のようであ
る。（特願昭５９−２１０２１０）。

まず、第１図および第２図に示すように、溶鉱炉１に燃
料および還元剤として作用するコークス、石炭等の炭素
材を充填し、充填ｒｒＩ２内に複数の酸素送風管３から
酸素を吹き込んで複数の高温燃焼域４を間隔を置いて形
成させる。

燃焼域４における反応は、下記（Ｉ）式で表される。

Ｃ＋１／２　ｏ、　＝ｃｏ　　　　　　（Ｉ）一般に、
燃焼域４における炭素材、例えばコークスの最高火点温
度は２７００℃以上であり、好ましくは２９００℃以上
である。

炭素材、例えばコークスは粒径１０ｍｍ以上、好ましく
は１５〜５抛−のものが用いられる。

粒径の増大によって、燃焼域の温度を高めることができ
る。

また、炭素材は多量の燃焼熱を発生させ、かつ下記の還
元反応を進行させるために、アルミナ１モルに対して、
少なくとも３０モル程度が必要である。

すると、これら燃焼域の間および上方に複数の還元域５
が形成される。

この還元域５の温度は、通常、２０００℃以上であり、
好ましくは２０５０〜２２００″Ｃである。

また、炭素材の燃焼によって形成されたＣＯを主成分と
する燃焼ガスは充填層内を上方に流れ、一方、下記する
カルシア・アルミナ共融化物および炭素材は下方に流れ
て、前記燃焼ガスと向流移動する。

次に、充填層２の上方に、ホッパー６からアルミナ含有
物と共融化剤との混合物７を供給する。

アルミナ含有物としては、粘土やボーキサイト等を挙げ
ることができ、かかるアルミナ含有物は、通常、鉄成分
および珪素成分を含有しており、還元域において下記（
ＩＩ）式の反応が円滑に進行する。

アルミナ含有物中における鉄とアルミニウムの重量比率
Ｆｅ／ＡＩは通常では１１５以上であり、好ましくは１
／３以上である。

また、アルミナ含有物は、通常、ボーキサイトからなる
団鉱の形で用いられるが、この団鉱の場合に予め炭素材
と混合し、表面を炭素材で被覆した団鉱として用いても
良いし、また後述するカルシウム化合物を団鉱中に添加
することもできる。

なお、団鉱は通常行われるように、加圧成型機によって
製造し、焼結することによって強度を増加して使用する
。

即ち、まず粉末化したボーキサイト粉単味、もしくは粉
末コークスと混合し、ベントナイト、パルプ廃液などの
粘結剤と混練後、アーモンドもしくは豆炭状に成型する
。

成型物のおおよその大きさは、長辺２５〜７０Ｉ２短辺
１０〜３０ＩＩＩＩ１１であるが、特に大きさによる影
響はないようである。

成型後、１３００℃で１５分以上焼結すると、十分な強
度が得られる。

ただし、結晶水の揮発による粉化を防ぐために、例えば
ロータリーキルンによる場合、キルンの通過時間として
４５分程度ならば問題はない。

共融化剤は、融点が高く融解が困難なアルミナ含有物を
より低温で熔融させるために用いられるものであり、カ
ルシウム化合物、例えば、カルシア（Ｃａｂ）や、炭酸
カルシウム等が用いられるが、特に硬焼カルシアが好ま
しく用いられる。

この共融化剤はアルミナ含有物との混合物として溶鉱炉
内に装荷することができるが、アルミナ含有物とは別個
に、例えばカルシウム化合物とアルミナ含有物を順次、
層状に加えることもできる。

また、予めカルシウム化合物とアルミナ含有物とを混合
して団鉱化して使用することもできる。

カルシウム化合物とアルミナ含有物との使用割合は、Ｃ
ａＯ／Ａ１ｚ０３モル比で、０．２以上、好ましくは０
．４以上であり、より好ましくは０．４〜２．０である
。

また、カルシウム化合物をアルミナ含有物との団鉱とし
て用いる場合、団鉱中のカルシウム化合物とアルミナ含
有物との割合は、ＣａＯ／Ａｌ２Ｏ３モル比で１以下、
好ましくは０．６以下、より好ましくは０．２〜０．６
の範囲である。

かかる共融化剤の使用によって、アルミナ含有物は還元
域５の上方の還元温度よりも低い１６００〜１８００℃
の温度帯域でカルシウム化合物と共融化し、液状のカル
シア・アルミナ共融物として液化状態で炉内のコークス
充填層２のコークス間隙を均等に流下することができる
。

従って、還元域５、燃焼域４の双方に流下する。

燃焼域４においては、部分的に還元−酸化反応を受け、
Ａｌ２Ｏ、ＳｉＯ等を発生すると共に、大部分はアルミ
ナ−カルシア−シリカ共融物として炉底に流下する。

一方、還元域５に流下した部分は、下記反応式（ｎ）で
示されるように、ここで還元されると同時に、共存する
鉄成分および珪素成分と反応し、アルミニウム・鉄・珪
素からなるアルミニウム粗合金が形成される。

ＡＩ、０３＋ＭＯ＋４Ｃ＝２ＡＩ−Ｍ＋４ＣＯ（■）（
式中、Ｍは鉄または珪素を示す）これに対して、液状化が行われなＧ゛場合、固体のまま
移動するので、固体コークスを最も速く消費される燃焼
域４に向って順々に送り込まれ、還元域５に到達する団
鉱の比率が大巾に減少する。

還元域５においては、アルミナ含有物は一部のみが還元
され、還元域５を通過する還元生成物にはアルミナ・カ
ルシア共融体が残存し、アルミニウム粗合金は、この残
存アルミナ・カルシア共融体に保護された形で炉内を速
やかに流下し、酸素による再酸化が防止される。

また、アルミニウムは鉄および珪素によって合金化され
るので、アルミニウムの活量が低下し、金属生成の熱力
学的条件が緩和され、アルミニウム蒸気やＡｔ２０やＳ
ｉＯ等の揮発が抑制される。

更に溶鉱炉内には、炉下部から上方に向ってのＡｌ２Ｏ
蒸気の流があり、これは炭素と反応してオキシカーバイ
ドを形成する。

従って炉内を流下するカルシア・アルミナ共融液化物に
は小量のアルミニウムオキシカーバイドが含まれる。

また、還元域においてもアルミニウムオキシカーバイド
およびカルシウムオキシカーバイドが生成する。

かかるオキシカーバイドは、カルシア・アルミナ共融液
化物の還元反応速度を高める機能を有する。

従って、予めアルミニウムオキシカーバイドやカルシウ
ムオキシカーバイドをアルミナ含有物に添加することも
有効であり、この場合、オキシカーバイドの添加量は、
アルミナ含有物に対して０．１〜１０重量％、好ましく
は１〜５重量％である。

このような方法によって、炉底からは、アルミナ・カル
シア共融体とアルミニウム・鉄・珪素からなるアルミニ
ウム粗合金が得られる。

しかしながら、かかる生成物は前記のようにカルシア、
アルミナ等のスラグ成分の他に多量の炭素や炭化カルシ
ウム等の不純物を含んでいる。

そしてこの不純物は、アルミニウム粗合金からの、鉛、
マグネシウム等の熔融金属によるアルミニウムの抽出を
妨害する。

そこで本発明においては、溶鉱炉法によって得られた上
記のアルミニウム粗合金を水素化して、粗合金中の炭素
、炭化カルシウムを除去して合金中のアルミニウム含有
率を向上させるのである。

本発明によれば、水素化によってアルミニウム粗合金中
の炭素および炭化カシラムについて下記反応式（ＩＩＩ
）および（ＩＶ）で示される反応が進行する。

Ｃａ　Ｃｚ　＋５　Ｈｚ　＝Ｃａ　Ｈ２，＋　２　Ｃ％
（Ｉ［［）Ｃ＋２Ｈ２＝ＣＨ呼　　　　　　　　　（Ｉ
Ｖ）かかる水素化反応は、水素圧１気圧以上、反応温度
１００℃以上で進行するが、工業的規模で行う場合には
、一定の反応速度を確保し、装置材料の限界を考慮する
と、水素圧１０〜５００気圧、反応温度２００〜９００
℃が好ましい。

上記反応式（ＩＩＩ）および（ＩＶ）による処理が有効
である第１の点は、粗合金中の炭化カルシウムおよび炭
素を、メタン等の炭化水素に転化させる共に、炭化カル
シウムを反応式（Ｉ［［）によって水素化カルシウムに
転化させることである。

生成した水素化カルシウムは、下記反応式（Ｖ）で示さ
れるように、スラグ中の未反応アルミナを還元してアル
ミニウムを生成させることができる。

３ＣａＨよ＋Ａ１，０．３＝２ＡＩ　　＋３ＣａＯ＋３
Ｈよ　　　　　　　　　（Ｖ）従って、本発明による水
素化処理を行うことによって、溶鉱炉法によるアルミニ
ウム精錬の収率を、金属アルミニウム＋炭化カルシウム
（水素化カルシウム）と同等にすることができる。

更に本発明における水素化処理が有効な第２の点は、こ
の水素化処理によって鉛、マグネシウム等のアルミニウ
ム抽出金属の汚染源となる炭素、炭化カルシウムの含有
率を低下させるのみならず、炭素含有率の低下によって
アルミニウム粗合金の減圧蒸留法が可能となることであ
る。

即ち、溶鉱炉から取り出したアルミニウム粗合金そのも
のを直接的に高温下、例えば１５００〜１９００℃で減
圧処理すると、アルミニウム蒸気が発生し、アルミニウ
ム金属を分離、精製することができるが、粗合金中に炭
素成分が存在するので、スラグ中の酸素成分と反応して
下記反応式（Ｗ）および（■）のように、精製アルミニ
ウム金属を汚染する。

Ｃ＋　Ｏ−ＣＯ（Ｖｌ）Ａ　Ｉ　＋　３　Ｇ　Ｏ＝ＡＩ２０３＋３Ｃ（■）しか
しながら、本発明による水素化処理を行えば、（Ｖｌ）
および（■）の反応を防止することができるので、アル
ミニウム粗合金の減圧蒸留を行うことができる利点があ
る。

〔発明の効果〕

以上述べたように本発明によれば、溶鉱炉法によって精
錬したアルミニウム粗合金を水素化処理しているので、
アルミニウム粗合金中に存在する不純物の炭素や炭化カ
ルシウムを水素化して炭化水素を精製せしめると共に、
水素化により生成した水素化カルシウムの還元力を利用
して未反応アルミナを還元し、金属アルミニウムを生成
させることができる。

この結果、アルミニウム粗合金の水素化処理によって得
られたアルミニウム合金は、アルミニウム含有率が向上
し、鉛、マグネシウム等の熔融金属によるアルミニウム
の抽出、蒸留等による以後の精製工程にかけることがで
きる。

以下、本発明の実施例を述べる。

〔実施例〕

実施例１　溶鉱炉法によるアルミニウム粗合金の製造内径６０ｃｍ、内部高２４０ｃｍの実験炉に、酸素送風
管３本（羽口径１４ｍｍ）を１２０°の円周角度で装着
した。

この場合、水平に対する送風管の角度は下向きに２０°
とした。

炉底と羽口間約２０ｃｍｋ間に、１５〜２５ＩＩＩＩ１
１大のコークスを充填し、その間隙に精錬されたアルミ
ニウム粗合金が溜るように配慮し、かつ炉底に湯出し孔
を設けた。

酸素流量５００１　／ｍｉｎでコークスを燃焼させ、塔
頂ホッパーから団鉱コークス１２０Ｋｇ　　（ボーキサ
イ）　１０００部、混合用コークス粉２５０部、被覆用
コークス粉７７０部よりなり、外径約３０〜３５ｍｍ）
コークス３６０Ｋｇ　、硬焼カルシア６０Ｋｇを交互に
投入した。

炉底から湯出しによりアルミニウム粗合金約１３Ｋｇを
得た。

この粗合金の組成は、ＡＩ　３２．２　、Ｆｅ　４０．
３、Ｓｉ　２０．４　、Ｃａ　１．７４　、Ｃ２，８Ｂ
、Ｔｉ　２．２７であった。

予熱期間（２９時間）に消費したコークスは、３００Ｋ
ｇ　、団鉱投入開始後停止まで（２０時間）に投入した
コークス７９０Ｋｇ　、団鉱２６０Ｋｇであった。

予熱終了後、団鉱投入１０時間後、停止直前にそれぞれ
湯出しを行い、それぞれ６．５Ｋｇ　、７．３Ｋｇ、６
．１Ｋｇの試料を採取した。

この他に、スラグ約２６Ｋｇが生成し、粗合金から分離
されたが、その組成はＣａ（４８χを含有するＣａＯ−
Ａｌ２Ｏ３共融体およびＣａＣ２を殆ど含有しないが金
属アルミニウムを部分的に含有する部分に大別され、後
者の代表的組成は、ＡＩ　３０．４　、Ｆｅ５．２　、
Ｓｔ　２．１、Ｃ１３，５、Ｔｉ　　Ｏ，７χであった
。

この実験における羽口先最高燃焼温度は、３２００℃で
あり、充填層温度は２０００〜２１００℃ああった。

また、同位置における燃焼ガス組成は、Ｃ０９９，７χ
、０，０．３χであった。

実施例２　溶鉱炉法によるアルミニウム粗合金の精錬実施例１と同一の実験炉に、黒鉛内張りを施し、内径４
８ｃｄにしたものを用い、他の条件は実施例１と同一に
して、原料団鉱を変化させた。

即ち、ボーキサイトのみを１２　Ｘ　１８　Ｘ　２６ｍ
ｍのアーモンド状に成形し、ロータリンキルンにて１２
００〜１３００℃で焼結して原料団鉱を製造した。

この原料団鉱７８Ｋｇ、硬焼カルシア５０Ｋｇ、コーク
ス６０５Ｋｇ　（内、予熱用３０５Ｋｇ）を用いて、実
施例１と同様にしてアルミニウム粗合金２６Ｋｇ、スラ
グ１５Ｋｇを得た。

この粗合金は、組成がＡＩ　２４．８　、Ｆｅ　４２．
４．５ｉ２１．６、Ｃ３，８７、Ｃａ　１．３８であり
、約１％のＣａＣ２を含有していた。

また、この場合に得られたスラグの組成は、ＡＩ　７．
６、Ｆｅ　３．６２　、Ｓｉ　Ｏ，６７、Ｃ２３，３、
Ｔｉ　Ｏ，１２、Ｃａ　５１．３であり、約２０χのＣ
ａＣ１を含有していた。

実施例３実施例２で得られたＣａ（４を含有するスラグ５００ｇ
をとり、ステンレススチール製耐圧容器（３０ｍｍφＸ
　７００ｍｍＬ）の中央部４０ｃｍに充填した。

試料設置位置の温度を４００〜８００℃に保持し、水素
（１００気圧）を導入して回分式で反応させた。

２４時間毎に水素と生成したメタンガスを純水素と置換
し、この操作を９回繰り返したところ、置換ガス中のメ
タン含有率は１％以下に低下した。

水素化後の試料を塩酸と反応させたところ、試料１ｇ当
り５３０ｍ　１７ｇの水素を発生し、アセチレンは認め
られなかった。

一方、水素化前の原料スラグによるガス発生量は、４７
０ｍ　ｌ　／ｇであり、１４χがアセチレンであった。

この事実から、原料スラグ中のＣａＣ２（１８重量％）
がＣａＨｚに転化したことが確認された。

【図面の簡単な説明】

第１図は本発明においてアルミニウム粗合金の製造に用
いた溶鉱炉の縦断面概要図、第２図はそのＡ−Ａ矢視断
面図である。１−溶鉱炉、４−・−燃焼域、５−還元域。

Claims

【特許請求の範囲】

炭素材の酸素燃焼によつて溶鉱炉内に燃焼域と還元域を
形成し、この還元域にアルミナ含有物をカルシア・アル
ミナ共融液化物として流下させ、この共融液化物を還元
して得られるアルミニウム粗合金を前記溶鉱炉の炉底か
ら取り出し、この粗合金を１〜５００気圧の水素の存在
下に１００〜９００℃で還元して前記アルミニウム粗合
金中のアルミニウム含有率を向上させることを特徴とす
るアルミニウムの精製方法。