WO2003014019A1 - Silicium metallurgique de haute purete et procede d'elaboration - Google Patents

Silicium metallurgique de haute purete et procede d'elaboration Download PDF

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WO2003014019A1
WO2003014019A1 PCT/FR2002/002602 FR0202602W WO03014019A1 WO 2003014019 A1 WO2003014019 A1 WO 2003014019A1 FR 0202602 W FR0202602 W FR 0202602W WO 03014019 A1 WO03014019 A1 WO 03014019A1
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Gérard Baluais
Yves Caratini
Yves Delannoy
Christian Trassy
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Centre National de la Recherche Scientifique CNRS
INVENSIL
Original Assignee
Centre National de la Recherche Scientifique CNRS
INVENSIL
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    • C01—INORGANIC CHEMISTRY
    • C01B—NON-METALLIC ELEMENTS; COMPOUNDS THEREOF; METALLOIDS OR COMPOUNDS THEREOF NOT COVERED BY SUBCLASS C01C
    • C01B33/00—Silicon; Compounds thereof
    • C01B33/02—Silicon
    • C01B33/037—Purification
    • H—ELECTRICITY
    • H10—SEMICONDUCTOR DEVICES; ELECTRIC SOLID-STATE DEVICES NOT OTHERWISE PROVIDED FOR
    • H10F—INORGANIC SEMICONDUCTOR DEVICES SENSITIVE TO INFRARED RADIATION, LIGHT, ELECTROMAGNETIC RADIATION OF SHORTER WAVELENGTH OR CORPUSCULAR RADIATION
    • H10F71/00—Manufacture or treatment of devices covered by this subclass
    • H10F71/121—The active layers comprising only Group IV materials
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    • Y02—TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
    • Y02P—CLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
    • Y02P70/00—Climate change mitigation technologies in the production process for final industrial or consumer products
    • Y02P70/50—Manufacturing or production processes characterised by the final manufactured product

Definitions

  • the invention relates to a metallurgical silicon of high purity, one of the applications of which is the manufacture of panels for the conversion of light energy, in particular solar energy, into electrical energy.
  • the invention also relates to the process for the preparation of this material designated by the term photovoltaic silicon.
  • the applications of high purity silicon are multiple and each requires specific specifications.
  • the purity required by the photovoltaic application can extend over a relatively wide range, since the energy efficiency and the aging behavior of solar cells depend on the quality of the high purity silicon used, which leaves manufacturers of solar panels choice possibilities in terms of quality / price ratio.
  • Patent FR 2585690 by Rhône-Poulenc Spéciality Chimiques describes a two-stage refining comprising a plasma melting with a hydrogen-argon mixture as the plasma gas, then a plasma refining with a hydrogen-argon-oxygen mixture as the gas. This technique has several drawbacks:
  • Patent EP 0,459,421 (Kawasaki Steel) describes the refining of silicon by plasma in a siliceous crucible, or coated with a siliceous refractory lining, using as plasma gas an inert gas added with 0.1 to 10% of vapor d water, and, optionally, silica powder in a proportion of less than 1 kg of silica per
  • Patent FR 2,772,741 of the CNRS describes a refining of liquid silicon with a gaseous mixture of chlorine - hydrogen - water vapor, which has the same disadvantages as the previous case, in particular a very slow melting speed of solid silicon, in addition the disadvantage of working with a cold crucible, which generates significant thermal losses and leads to very high energy consumption of the order of 50,000 kWh / t to 100,000 kWh / t, while the manufacture of silicon liquid by carboreduction of silica can be satisfied with 8100 kWh / t, and that the fusion of solid silicon requires only 900 kWh / t.
  • the use of the cold crucible technique does not allow the design of industrial-scale tools.
  • the object of the invention is therefore to obtain a silicon, derived from metallurgical silicon, of acceptable purity for use as photovoltaic material, as well as an economical process for the industrial production of this material from metallurgical silicon.
  • the subject of the invention is a silicon intended in particular for the manufacture of solar cells containing a total of impurities between 100 and 400 ppm, and preferably between 100 and 250 ppm, a content of metallic elements between 30 and 300 ppm and preferably between 30 and 150 ppm, a boron content between 0.5 and 3 ppm, and preferably between 0.5 and 2 ppm, and a ratio between phosphorus and boron content between 1 and 3.
  • the subject of the invention is also a process for manufacturing a silicon of this quality from a metallurgical silicon refined with oxygen or with chlorine and containing less than 500 ppm of metallic elements, comprising:
  • the preparation of a metallurgical silicon at less than 500 ppm of metallic elements is preferably done by a first segregated solidification operation.
  • impurities other than the elements of groups III and V of the Mendeleev classification have a minor importance on the performance of the cells and a silicon containing a total of impurities of less than 400 ppm, a boron content of between 0, 5 and 3 ppm and a phosphorus content of between 1 and 3 times the boron content gives excellent results, provided that the total of metallic impurities remains less than 300 ppm, and preferably 150 ppm.
  • the manufacturing process according to the invention meets this requirement.
  • the basic raw material is metallurgical silicon produced industrially by carbothermic reduction of quartz in an electric arc furnace, and more precisely the “chemistry” quality intended for the synthesis of chlorosilanes for the manufacture of silicones. This quality is obtained using oxidative refining of metallurgical silicon in the liquid state and makes it possible to achieve specifications such as, for example: Fe ⁇
  • the boron contents are generally between 20 and 50 ppm and the phosphorus contents between 30 and 100 ppm.
  • This type of material also contains other impurities, in particular titanium, carbon and oxygen, but also vanadium, chromium, manganese, nickel and copper in trace amounts.
  • a segregated solidification is carried out if necessary to separate a solid silicon with less than 500 ppm of metallic elements and to concentrate the metallic impurities in an enriched liquid silicon containing from 0.5 to 1% of metallic elements.
  • the cooling of the poured mass is controlled to limit the speed of advance of the front which must remain less than 2.10 -5 m / s, and preferably 10 -5 m / s; and 48 to 52% of solid silicon is obtained with less than 500 ppm of metallic elements.
  • a batch reflow is then carried out under a neutral atmosphere, for example of argon, in an electric furnace, preferably induction, of solid silicon with less than 500 ppm of metallic elements, in a conventional hot crucible, either in carbon, in graphite or silicon carbide, either with a refractory lining made of sintered silica.
  • the electric generator supplying the induction furnace works at frequencies depending on the diameter of the crucible, and typically between 500 and 5000 Hz.
  • a bath foot is kept after each pouring to facilitate restarting of the next operation.
  • the molten silicon is then transferred to a second electric furnace, preferably an induction furnace, equipped with the same type of crucible for refining under plasma.
  • the plasma is obtained by an inductive torch supplied by an electric voltage source with a frequency between 100 kHz and 4 MHz.
  • the plasma gas used to perform the operation consists of a mixture of argon and chlorine, fluorine, hydrochloric or hydrofluoric acid, the proportion of argon used being between 5 and 90%, and preferably between 50 and 70%. Under these conditions, the refining of the silicon gives rise to the formation of gaseous compounds, which prevents the formation of liquid or solid dross in the crucible of the furnace.
  • anhydrous magnesium chloride can be added to the surface of the silicon, without this disturbing the refining.
  • casting is carried out under a controlled inert atmosphere in a mold where a second segregated solidification operation is carried out; the cooling of the poured mass is controlled in order, at this stage of the process, to limit the speed of advance of the front which must remain less than 10 -5 m / s and preferably less than
  • the proportion of solid silicon obtained within 300 ppm of metallic impurities is between 80% and 86%, and the proportion of liquid silicon remaining, enriched in metallic elements, is between 14% and 20 %.
  • the transfer of liquid silicon between the remelting operation and the refining operation under plasma is preferably carried out by moving the assembly constituted by the carcass of the induction furnace containing inductor, crucible and liquid silicon, from the reflow to the plasma treatment station.
  • This assembly is constructed so that it can be quickly racked out and re-plugged into static electric generators at 500 Hz - 5000 Hz with which both the melting station and the plasma processing station are equipped.
  • the latter is also equipped with a fixed inductive plasma torch and its electric generator, also fixed. The purpose of this arrangement of the equipment and this procedure is to avoid transferring liquid silicon.
  • the entire sector makes it possible to prepare from silicon at 0.25% iron, 0.10% calcium, 0.30% aluminum, 20 to 50 ppm of boron and 30 to 100 ppm of phosphorus, about 48 to 52% of silicon containing from 0.5 to 1% of metallic impurities, 7 to 10% of silicon containing from 500 to 1500 ppm of metallic impurities and 40 to 43% of high purity silicon according to the invention.
  • the energy consumption is around 7000 kWh / t of high purity silicon, to which must be added the few 11000 kWh / t necessary for the development of the base material, which gives a total of around 18,000 kWh / t for the high purity silicon obtained.
  • the high purity silicon obtained by this process has the following composition:
  • Carbon 20 to 50 ppm; Oxygen: 50 to 100 ppm;
  • Part of this liquid silicon was poured into a sintered silica ingot mold equipped with a pouring spout, with a capacity of 600 kg of silicon; this ingot mold, with a surface area of 2 m 2 , was placed in a reverberatory furnace electrically heated by means of graphite bars serving as resistors, the thermal leaks from the furnace being mainly through the hearth.
  • the power of the oven was adjusted to 40 kW to obtain a solidification of 50% of the silicon in approximately 1.25 h.
  • the liquid remaining in the ingot mold was poured through the spout and gave an ingot of 290 kg.
  • the silicon obtained was remelted in 200 kg batches under an argon atmosphere in a 250 kW induction furnace working at 1200 Hz, starting with a metallurgical liquid silicon bath foot; the production of the first three batches was rejected to ensure that the oven was properly rinsed.
  • the production of the following batches was transferred batch by batch for refining treatment from the reflow station to the plasma treatment station by complete transfer of the entire carcass of the furnace, the inductor, the crucible and the liquid silicon. .
  • the plasma processing station is equipped with a generator identical to that of the reflow station and with a fixed assembly comprising an inductive plasma torch and a generator at 150 kHz.
  • the torch is powered by a gas mixture consisting of 40% HCl and 60% argon.
  • the duration of the treatment was 1 hour per batch.
  • Each batch of silicon treated under plasma was then subjected to a solidification segregated in an ingot mold of 0.67 m 2 equipped with a pouring spout and placed in a reverberatory furnace electrically heated by means of graphite bars serving of resistances, the thermal leaks from the oven being mainly through the hearth.
  • the oven power was maintained at 45 kW.
  • the liquidus was poured after 3 hours of waiting.
  • the mass cast gave an ingot of 36 kg, while the mass of solidified silicon recovered was 162 kg.
  • the raw silicon for plasma processing was sampled on liquid; the analyzes gave:
  • Iron 280 ppm; Calcium: 23 ppm; Aluminum: 14 ppm; Titanium: 9 ppm; Boron 3 ppm; Phosphorus: 8 ppm; Carbon: 50 ppm; Oxygen: 80 ppm.
  • Example 2 The test of Example 1 was repeated while seeking to push the process to the maximum of its possibilities in terms of quality of the final silicon.
  • Iron 0.25%; Calcium: 90 ppm; Aluminum: 210 ppm; Titanium: 240 ppm;
  • This pocket was then treated under reduced pressure for 30 minutes with injection of argon at the bottom of the pocket through a porous brick; the argon flow rate was 0.7 Nm 3 / hour.
  • Part of the liquid silicon thus obtained was poured into a sintered silica ingot mold equipped with a pouring spout, with a capacity of 600 kg of silicon; this ingot mold, with a surface area of 2 m 2 , was placed in a reverberatory furnace electrically heated by means of graphite bars serving as resistors, the thermal leaks from the furnace being mainly through the hearth.
  • the power of the oven was adjusted to 50 kW to obtain a solidification of about 50% of the silicon in 2.5 hours in the mold.
  • Iron 95 ppm; Calcium: 23 ppm; Aluminum: 12 ppm; Titanium: 9 ppm;
  • the silicon obtained was remelted in batches of 200 kg under an argon atmosphere in a 250 kW induction furnace working at 1000 Hz, starting with a foot of metallurgical liquid silicon bath; the production of the first three batches was rejected to ensure that the oven was properly rinsed.
  • the production of the following batches was transferred batch by batch for refining treatment under the same conditions as in Example 1. The duration of the treatment was 2 hours per batch.
  • Each batch of silicon treated under plasma was then subjected to a solidification segregated in an ingot mold of 0.67 m 2 equipped with a pouring spout and placed in a reverberatory furnace electrically heated by means of graphite bars serving of resistances, the thermal leaks from the oven being mainly through the hearth.
  • the oven power was kept at 55 kW.
  • the liquidus was poured after
  • Iron 16 ppm; Calcium: 9 ppm; Aluminum: 7 ppm; Titanium: 4 ppm; Boron 2 ppm; Phosphorus: 5 ppm; Carbon: 30 ppm; Oxygen: 50 ppm.

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Abstract

L'invention a pour objet un silicium destiné notamment à la fabrication de cellules solaires contenant un total d'impuretés compris entre 100 et 400 ppm, une teneur en bore comprise entre 0,5 et 3 ppm, un rapport entre teneur en phosphore et bore compris entre 1 et 3, et une teneur en éléments métalliques comprise entre 30 et 300 ppm. L'invention a également pour objet un procédé de fabrication d'un silicium de cette qualité à partir d'un silicium métallurgique affiné à l'oxygène ou au chlore et contenant moins de 500 ppm d'éléments métalliques, et comportant : - la refusion sous atmosphère neutre du silicium affiné, au four électrique équipé d'un creuset chaud, - le transfert du silicium fondu, pour réaliser un affinage sous plasma, dans un four électrique équipé d'un creuset chaud, - l'affinage sous plasma avec comme gaz plasmagène un mélange d'argon et d'au moins un gaz appartenant au groupe constitué par le chlore, le fluor, HCI et HF, - la coulée sous atmosphère contrôlée dans une lingotière ou est réalisée une solidification ségrégée.

Description

Silicium métallurgique de haute pureté et procédé d'élaboration.
Domaine de l'invention
L'invention concerne un silicium métallurgique de haute pureté dont une des applications est la fabrication de panneaux pour conversion de l'énergie lumineuse, en particulier l'énergie solaire, en énergie électrique. L'invention concerne également le procédé d'élaboration de ce matériau désigné sous le terme de silicium photovoltaïque.
Etat de la technique
Les applications du silicium de haute pureté sont multiples et requièrent chacune des spécifications particulières. La pureté requise par l'application photovoltaïque peut s'étendre sur un domaine relativement large, car le rendement énergétique et le comportement au vieillissement des cellules solaires dépendent de la qualité du silicium haute pureté mis en œuvre, ce qui laisse aux fabricants de panneaux solaires des possibilités de choix en matière de rapport qualité / prix .
Les produits déclassés issus de la fabrication de silicium électronique ont constitué pendant longtemps la principale source de silicium de qualité photovoltaïque, mais cette source s'avère insuffisante pour fournir la demande croissante du marché, ce qui nécessite de se tourner vers d'autres sources de silicium, comme le silicium métallurgique élaboré par réduction carbothermique de la silice au four électrique à arc, et utilisé principalement comme matière première en chimie et comme élément d'alliage de l'aluminium. La qualité de silicium métallurgique utilisé pour la synthèse des chlorosilanes, matière première de la fabrication des silicones, présente toutefois des spécifications très éloignées de celles du silicium photovoltaïque, et on ne peut envisager son emploi dans cette application qu'avec un affinage poussé. Le coût de cet affinage croît très vite avec le niveau de pureté ; ainsi, le silicium de qualité électronique a un coût de l'ordre de 30 fois celui du silicium métallurgique. Les spécifications requises par l'application photovoltaïque dépendent des qualités demandées au niveau des cellules : les meilleures performances requièrent un silicium répondant à la spécification : Bore < 3 ppm, Phosphore < 10 ppm,
Total des impuretés métalliques < 300 ppm, et de préférence < 150 ppm. Le coût de l'affinage pour obtenir ce niveau de pureté reste élevé et peu compétitif pour l'application photovoltaïque. Parmi les techniques d'affinage du silicium liquide, on a vu se développer progressivement l'affinage par plasma qui permet de descendre les teneurs en bore et phosphore jusqu'à des valeurs de quelques ppm.
Le brevet FR 2585690 de Rhône-Poulenc Spécialités Chimiques décrit un affinage en deux temps comprenant une fusion sous plasma avec comme gaz plasmagène un mélange hydrogène - argon, puis un affinage sous plasma avec comme gaz un mélange hydrogène - argon - oxygène. Cette technique présente plusieurs inconvénients :
- celui de mettre en œuvre de l'hydrogène à haute température, ce qui, dans une mise en œuvre industrielle du procédé, peut entraîner des fuites d'hydrogène, et donc des problèmes de sécurité difficiles à résoudre.
- celui de réaliser une fusion sous plasma dont la productivité est faible.
- celui de mettre en œuvre de l'oxygène qui génère du laitier pendant le traitement, lequel laitier constitue une barrière entre le silicium liquide en cours d'affinage et les constituants du plasma, ce qui ralentit la cinétique de l'affinage. En outre, ce laitier se rassemble progressivement sur les bords du creuset pour former un anneau de crasses solides au niveau de l'affleurement du liquide, ce qui nécessite un décrassement ultérieur. Au fil des opérations, ces décrassements successifs endommagent et fragilisent les creusets et réduisent leur durée de vie. Le brevet EP 0.459.421 (Kawasaki Steel) décrit l'affinage du silicium par plasma en creuset siliceux, ou revêtu d'un garnissage réfractaire siliceux, en utilisant comme gaz plasmagène un gaz inerte additionné de 0,1 à 10% de vapeur d'eau, et, de façon facultative, de poudre de silice dans une proportion inférieure à 1 kg de silice par
Nm3 de gaz. Comme dans le cas précédent, ce mode opératoire favorise la formation d'un film d'oxyde à la surface du silicium, ce qui a pour conséquence de ralentir la cinétique de l'affinage. Le brevet précise même qu'il convient d'éviter de dépasser une teneur en oxygène de 0,05% dans le silicium fondu. De plus, le fait d'opérer avec une torche à plasma soufflé ou à plasma transféré constitue un apport d'impuretés au niveau du silicium, car l'usure de la cathode de la torche due à la volatilisation du métal dont elle est constituée contribue à polluer le plasma formé, qui à son tour contamine le silicium. Le brevet FR 2.772.741 du CNRS décrit un affinage du silicium liquide avec un mélange gazeux chlore - hydrogène - vapeur d'eau, qui présente les mêmes inconvénients que le cas précédent, en particulier une vitesse de fusion du silicium solide très lente, avec en outre le désavantage de travailler avec un creuset froid, qui engendre des pertes thermiques importantes et conduit à des consommations d'énergie très élevées de l'ordre de 50 000 kWh/t à 100 000 kWh/t, alors que la fabrication du silicium liquide par carboréduction de la silice peut se satisfaire de 8100 kWh/t, et que la fusion du silicium solide ne nécessite que 900 kWh/t. En outre le recours à la technique du creuset froid ne permet pas de concevoir des outils de taille industrielle. L'invention a donc pour but d'obtenir un silicium, issu de silicium métallurgique, de pureté acceptable pour l'utilisation comme matériau photovoltaïque, ainsi qu'un procédé économique d'élaboration industrielle de ce matériau à partir de silicium métallurgique.
Objet de l'invention
L'invention a pour objet un silicium destiné notamment à la fabrication de cellules solaires contenant un total d'impuretés compris entre 100 et 400 ppm, et de préférence entre 100 et 250 ppm, une teneur en éléments métalliques comprise entre 30 et 300 ppm et de préférence entre 30 et 150 ppm, une teneur en bore comprise entre 0,5 et 3 ppm, et de préférence entre 0,5 et 2 ppm, et un rapport entre teneur en phosphore et bore compris entre 1 et 3.
L'invention a également pour objet un procédé de fabrication d'un silicium de cette qualité à partir d'un silicium métallurgique affiné à l'oxygène ou au chlore et contenant moins de 500 ppm d'éléments métalliques, comportant :
- la refusion sous atmosphère neutre du silicium solide à moins de 500 ppm d'éléments métalliques au four électrique équipé d'un creuset chaud, - le transfert du silicium fondu, pour réaliser un affinage sous plasma, dans un four électrique équipé d'un creuset chaud,
- l'affinage sous plasma avec comme gaz plasmagène un mélange d'argon et d'au moins un gaz du groupe constitué par le chlore, le fluor, l'acide chlorhydrique et l'acide fluorhydrique, la coulée sous atmosphère contrôlée dans une lingotière où est réalisée une solidification ségrégée. La préparation d'un silicium métallurgique à moins de 500 ppm d'éléments métalliques se fait de préférence par une première opération de solidification ségrégée.
Description de l'invention
Les recherches menées par la demanderesse ont permis de montrer qu'on pouvait, sous certaines conditions et pour certains éléments, se contenter pour le silicium photovoltaïque, d'un degré de pureté moindre que pour le silicium de qualité électronique, tout en obtenant de bonnes performances pour les cellules photovoltaïques. Ainsi, le phosphore apparaît comme un élément sensiblement moins perturbant que le bore et, sans trop dégrader la performance des cellules, on peut accepter une teneur en phosphore jusqu'à 10 ppm. Par ailleurs, les impuretés autres que les éléments des groupes III et V de la classification de Mendeleïev ont une importance mineure sur les performances des cellules et un silicium contenant un total des impuretés de moins de 400 ppm, une teneur en bore comprise entre 0,5 et 3 ppm et une teneur en phosphore comprise entre 1 et 3 fois la teneur en bore donne d'excellents résultats, à condition que le total des impuretés métalliques reste inférieur à 300 ppm, et de préférence à 150 ppm.
Un tel matériau présente donc un grand intérêt si l'on parvient à le produire à un coût compétitif, c'est-à-dire très inférieur à celui du silicium de qualité électronique. Le procédé de fabrication selon l'invention répond à cette exigence. La matière première de base est le silicium métallurgique produit industriellement par réduction carbothermique du quartz au four électrique à arc, et plus précisément la qualité « chimie » destinée à la synthèse des chlorosilanes pour la fabrication des silicones. Cette qualité s'obtient à l'aide d'un affinage oxydant du silicium métallurgique à l'état liquide et permet d'atteindre des spécifications telles que par exemple : Fe <
0,30% ; Ca < 0,10% ; Al < 0,30% . Les teneurs en bore se situent en général entre 20 et 50 ppm et les teneurs en phosphore entre 30 et 100 ppm. Ce type de matériau contient également d'autres impuretés, en particulier titane, carbone et oxygène, mais aussi vanadium, chrome, manganèse, nickel et cuivre à l'état de traces.
La mise en œuvre d'un procédé d'affinage au chlore tel que celui décrit par la demanderesse dans le brevet EP 0.720.967 permet d'atteindre déjà sur silicium liquide des niveaux d'oxygène de 400 ppm. L'expérience a montré en outre que ce type d'affinage permet également d'atteindre des niveaux de carbone de l'ordre de 100 ppm.
Par ailleurs l'accès à des matières premières à bas fer, ainsi que le développement de la technologie des électrodes composites, permet aujourd'hui une diminution significative des teneurs en fer du silicium métallurgique ; en outre la technique de ségrégation lors de la solidification permet également, s'il le faut, de diminuer encore notablement les teneurs en fer de ce type de silicium.
Après ce premier affinage à l'oxygène ou au chlore, on procède si nécessaire à une solidification ségrégée pour séparer un silicium solide à moins de 500 ppm d'éléments métalliques et concentrer les impuretés métalliques dans un silicium liquide enrichi contenant de 0,5 à 1% d'éléments métalliques. Le refroidissement de la masse coulée est contrôlé pour limiter la vitesse de progression du front qui doit rester inférieure à 2.10-5 m/s, et de préférence à 10-5 m/s; et on obtient de 48 à 52% de silicium solide à moins de 500 ppm d'éléments métalliques.
On procède ensuite à une refusion par lots sous atmosphère neutre, par exemple d'argon, au four électrique, de préférence à induction, du silicium solide à moins de 500 ppm d'éléments métalliques , en creuset chaud classique, soit en carbone, en graphite ou en carbure de silicium, soit avec un garnissage réfractaire constitué de silice frittée. Le générateur électrique alimentant le four à induction travaille à des fréquences dépendant du diamètre du creuset, et typiquement comprises entre 500 et 5000 Hz. Un pied de bain est conservé après chaque coulée pour faciliter le redémarrage de l'opération suivante.
On transfère ensuite le silicium fondu dans un second four électrique, de préférence à induction, équipé du même type de creuset pour réaliser l'affinage sous plasma. Le plasma est obtenu par une torche inductive alimentée par une source de tension électrique de fréquence comprise entre 100 kHz et 4 MHz. Le gaz plasmagène utilisé pour réaliser l'opération est constitué d'un mélange d'argon et de chlore, de fluor, d'acide chlorhydrique ou fluorhydrique, la proportion d' argon utilisé étant comprise entre 5 et 90%, et de préférence entre 50 et 70%. Dans ces conditions l'affinage du silicium donne lieu à la formation de composés gazeux, ce qui évite la formation de crasses liquides ou solides dans le creuset du four. Pour favoriser le démarrage de l'opération, on peut ajouter un peu de chlorure de magnésium anhydre à la surface du silicium, sans que cela ne perturbe l'affinage. On procède ensuite à la coulée sous atmosphère inerte contrôlée dans une lingotière où est réalisée une seconde opération de solidification ségrégée ; le refroidissement de la masse coulée est contrôlée pour, à ce stade du procédé, limiter la vitesse de progression du front qui doit rester inférieure à 10-5 m/s et de préférence inférieure à
5.10" m/s. La proportion de silicium solide obtenu à moins de 300 ppm d'impuretés métalliques se situe entre 80% et 86%, et la proportion de silicium liquide restant, enrichi en éléments métalliques, se situe entre 14% et 20%.
Le transfert du silicium liquide entre l'opération de refusion et l'opération d'affinage sous plasma est réalisée de préférence par déplacement de l'ensemble constitué par la carcasse du four à induction contenant inducteur, creuset et silicium liquide, depuis la station de refusion jusqu'à la station de traitement sous plasma. Cet ensemble est construit de façon à pouvoir être rapidement débroché et re-embroché sur les générateurs électriques statiques à 500 Hz - 5000 Hz dont sont équipés à la fois le poste de fusion et le poste de traitement plasma. Ce dernier est équipé en plus d'une torche plasma inductive fixe et de son générateur électrique, fixe également. Cet agencement du matériel et cette façon de faire ont pour objet d'éviter un transvasement de silicium liquide.
L'ensemble de la filière permet de préparer à partir de silicium à 0,25% de fer, 0,10% de calcium, 0,30% d'aluminium , 20 à 50 ppm de bore et 30 à 100 ppm de phosphore, environ 48 à 52% de silicium contenant de 0,5 à 1% d'impuretés métalliques, 7 à 10% de silicium contenant de 500 à 1500 ppm d'impuretés métalliques et 40 à 43% de silicium haute pureté selon l'invention. La consommation d'énergie est d'environ 7000 kWh/t de silicium haute pureté, à laquelle il faut ajouter les quelques 11000 kWh/t nécessaires à l'élaboration du matériau de base, ce qui donne un total de l'ordre de 18000 kWh/t pour le silicium haute pureté obtenu.
Le silicium haute pureté obtenu par ce procédé présente la composition suivante :
Bore : 0,5 à 3 ppm ; Phosphore/Bore entre 1 et 3 ; Total des impuretés : 100 à 400 ppm,
Total des impuretés métalliques : 30 à 300 ppm, Fe : 10 à 200 ppm,
Carbone : 20 à 50 ppm ; Oxygène : 50 à 100 ppm ;
Calcium :5 à 30 ppm ; Aluminium : 5 à 30 ppm ; Titane : 2 à 20 ppm.
En augmentant la durée du traitement sous plasma, on peut obtenir un silicium haute pureté de qualité sensiblement meilleure telle que:
Bore : 0,5 à 2 ppm ; Phosphore/Bore entre 1 et 3 ;
Total des impuretés : 100 à 250 ppm,
Total des impuretés métalliques : 30 à 150 ppm, Fe : 10 à 20 ppm,
Carbone : 10 à 30 ppm ; Oxygène : 20 à 50 ppm ; Calcium : 5 à 10 ppm ; Aluminium : 5 à 10 ppm ; Titane : 2 à 5 ppm.
Exemples
Exemple 1
Sur la production de silicium d'un four électrique à arc submergé, on a prélevé une poche de 2 t de silicium liquide qui a fait l'objet d'un affinage oxydant ; le silicium liquide échantillonné dans la poche a donné à l'analyse ICP : Fer = 0,24 % ; Calcium : 98 ppm ; Aluminium : 245 ppm ; Titane : 240 ppm ; Bore 32 ppm ; Phosphore : 19 ppm ; Carbone : 100 ppm ; oxygène : 1200 ppm.
Une partie de ce silicium liquide a été versé dans une lingotière en silice frittée équipée d'un bec de coulée, d'une capacité de 600 kg de silicium ; cette lingotière, d'une surface de 2 m2, a été placée dans un four à réverbère chauffé électriquement au moyen de barreaux en graphite servant de résistances , les fuites thermiques du four se faisant principalement par la sole. La puissance du four a été ajustée à 40 kW pour obtenir une solidification de 50% du silicium en environ 1,25 h. Après 75 minutes d'attente, le liquide restant dans la lingotière a été coulé par le bec et a donné un lingot de 290 kg. Le silicium solide restant en lingotière, d'une masse de 294 kg a donné à l'analyse : Fer = 285 ppm ; Calcium : 24 ppm ; Aluminium : 14 ppm ; Titane : 9 ppm ; Bore 28 ppm ; Phosphore : 10 ppm ; Carbone : 100 ppm ; Oxygène : 800 ppm. Pour disposer d'une quantité suffisante de silicium de cette qualité, l'opération a été refaite plusieurs fois.
Le silicium obtenu a été refondu par lots de 200 kg sous atmosphère d'argon en four à induction de 250 kW travaillant à 1200 Hz en démarrant avec un pied de bain de silicium liquide métallurgique ; la production des trois premiers lots à été rejetée pour s'assurer d'un rinçage correct du four. La production des lots suivants a été transférée lot par lot pour traitement d'affinage du poste de refusion vers le poste de traitement plasma par transfert complet de l'ensemble de la carcasse du four, de l'inducteur, du creuset et du silicium liquide. Le poste de traitement plasma est équipé d'un générateur identique à celui de la station de refusion et d'un ensemble fixe comportant une torche plasma inductive et un générateur à 150 kHz. La torche est alimentée par un mélange gazeux constitué de 40% de HCI et 60% d'argon. La durée du traitement a été de 1 h par lot. Chaque lot de silicium traité sous plasma a ensuite fait l'objet d'une solidification ségrégée dans une lingotière de 0,67 m2 équipée d'un bec de coulée et placée dans un four à réverbère chauffé électriquement au moyen de barreaux en graphite servant de résistances , les fuites thermiques du four se faisant principalement par la sole . La puissance du four a été maintenue à 45 kW. La coulée du liquidus a été réalisée après 3 heures d'attente . La masse coulée a donné un lingot de 36 kg, alors que la masse de silicium solidifiée récupérée a été de 162 kg. Le silicium brut de traitement plasma a fait l'objet d'un échantillonnage sur liquide ; les analyses ont donné :
Fer = 280 ppm ; Calcium : 23 ppm ; Aluminium : 14 ppm ; Titane : 9 ppm ; Bore 3 ppm ; Phosphore : 8 ppm ; Carbone : 50 ppm ; Oxygène : 80 ppm. Le silicium solide obtenu après ségrégation effectuée après affinage plasma a donné à l'analyse : Fer = 160 ppm ; Calcium : 9 ppm ; Aluminium : 8 ppm ; Titane : 5 ppm ; Bore 3 ppm ; Phosphore : 8 ppm ; Carbone : 50 ppm ; Oxygène : 90 ppm.
Exemple 2 L'essai de l'exemple 1 a été refait en cherchant à pousser le procédé au maximum de ses possibilités en terme de qualité du silicium final.
Sur la production de silicium d'un four électrique à arc submergé, on a prélevé une poche de 2 1 de silicium liquide qui a fait l'objet d'un traitement d'affinage au chlore; le silicium liquide échantillonné dans la poche a donné à l'analyse :
Fer = 0,25 % ; Calcium : 90 ppm ; Aluminium : 210 ppm ; Titane : 240 ppm ;
Bore 32 ppm ; Phosphore : 20 ppm ; Carbone : 100 ppm ; Oxygène : 400 ppm.
Cette poche a ensuite été traitée sous pression réduite pendant 30 minutes avec injection d'argon en fond de poche à travers une brique poreuse ; le débit de d'argon était de 0,7 Nm3 / heure.
Une partie du silicium liquide ainsi obtenu a été versé dans une lingotière en silice frittée équipée d'un bec de coulée, d'une capacité de 600 kg de silicium ; cette lingotière, d'une surface de 2 m2, a été placée dans un four à réverbère chauffé électriquement au moyen de barreaux en graphite servant de résistances, les fuites thermiques du four se faisant principalement par la sole. La puissance du four a été ajustée à 50 kW pour obtenir dans la lingotière une solidification d'environ 50% du silicium en 2,5 h.
Après 150 minutes d'attente, le liquide restant dans la lingotière a été coulé par le bec et a donné un lingot de 290 kg. Le silicium solide restant en lingotière, d'une masse de 295 kg, a donné à l'analyse :
Fer = 95 ppm ; Calcium : 23 ppm ; Aluminium : 12 ppm ; Titane : 9 ppm ;
Bore 32 ppm ; Phosphore : 6 ppm ; Carbone : 100 ppm ; Oxygène : 400 ppm.
Pour disposer d'une quantité suffisante de silicium de cette qualité, l'opération a été refaite plusieurs fois.
Le silicium obtenu a été refondu par lots de 200 kg sous atmosphère d'argon en four à induction de 250 kW travaillant à 1000 Hz, en démarrant avec un pied de bain de silicium liquide métallurgique ; la production des trois premiers lots à été rejetée pour s'assurer d'un rinçage correct du four. La production des lots suivants a été transférée lot par lot pour traitement d'affinage dans les mêmes conditions que dans l'exemple 1. La durée du traitement a été de 2 h par lot. Chaque lot de silicium traité sous plasma a ensuite fait l'objet d'une solidification ségrégée dans une lingotière de 0,67 m2 équipée d'un bec de coulée et placée dans un four à réverbère chauffé électriquement au moyen de barreaux en graphite servant de résistances , les fuites thermiques du four se faisant principalement par la sole . La puissance du four a été maintenue à 55 kW. La coulée du liquidus a été réalisée après
6 heures d'attente . La masse coulée a donné un lingot de 30 kg, alors que la masse de silicium solidifiée récupérée a été de 164 kg.
Le silicium brut de traitement plasma a fait l'objet d'un échantillonnage sur liquide ; les analyses ont donné : Fer = 85 ppm ; Calcium : 23 ppm ; Aluminium : 12 ppm ; Titane : 9 ppm ;
Bore 2 ppm ; Phosphore : 5 ppm ; Carbone : 30 ppm ; Oxygène : 50 ppm.
Le silicium solide obtenu après ségrégation post affinage plasma a donné à l'analyse :
Fer = 16 ppm ; Calcium : 9 ppm ; Aluminium : 7 ppm ; Titane : 4 ppm ; Bore 2 ppm ; Phosphore : 5 ppm ; Carbone : 30 ppm ; Oxygène : 50 ppm.

Claims

REVENDICATIONS
1. Procédé d'élaboration de silicium de qualité photovoltaïque à partir de silicium métallurgique affiné à l'oxygène ou au chlore et contenant moins de 500 ppm d'éléments métalliques, comportant :
- la refusion du silicium affiné, sous atmosphère neutre, au four électrique équipé d'un creuset chaud,
- le transfert du silicium refondu, pour réaliser un affinage sous plasma, dans un four électrique équipé d'un creuset chaud,
- l'affinage sous plasma du silicium refondu avec comme gaz plasmagène un mélange d'argon et d'au moins un gaz appartenant au groupe constitué par le chlore, le fluor, l'acide chlorhydrique et l'acide fluorhydrique, le mélange contenant de 5 à 90% d'argon, - la coulée sous atmosphère contrôlée dans une lingotière où est réalisée une solidification ségrégée.
2. Procédé selon la revendication 1, caractérisé en ce que la préparation du silicium à moins de 500 ppm d'éléments métalliques se fait par solidification ségrégée de manière à concentrer les impuretés métalliques dans la fraction liquide.
3. Procédé selon l'une des revendications 1 ou 2, caractérisé en ce que la refusion se fait par lots successifs.
4. Procédé selon l'une des revendications 1 à 3, caractérisé en ce que la refusion et l'affinage sous plasma du silicium sont réalisés dans deux stations de travail différentes.
5. Procédé selon l'une des revendications 1 à 4, caractérisé en ce que le transfert du silicium entre la refusion et l'affinage sous plasma se fait sans transvasement par déplacement d'un ensemble constitué par la carcasse du four, l'inducteur, le creuset et le silicium liquide.
6. Procédé selon l'une des revendications 1 à 5, caractérisé en ce que l'affinage sous plasma est réalisé avec un mélange gazeux HF-argon et/ou HCl-argon contenant de 50 à 70% d'argon.
7. Procédé selon l'une des revendications 1 à 6, caractérisé en ce que la source de plasma est une torche inductive alimentée par une source de tension électrique de fréquence comprise entre 100 kHz et 4 MHz.
8. Procédé selon l'une des revendications 2 à 7, caractérisé en ce que la première solidification ségrégée, avant affinage plasma, est conduite avec une vitesses de progression du front de solidification inférieure à 2.10" m/s.
9. Procédé selon l'une des revendications 1 à 8, caractérisé en ce que la solidification ségrégée après affinage plasma est conduite avec une vitesse de progression du front de solidification inférieure à 10" m/s.
10. Procédé selon la revendication 9, caractérisé en ce que la vitesse de progression du front de solidification est inférieure à 5.10 m/s.
1 1. Procédé selon l'une des revendications 1 à 10, caractérisé en ce que les opérations de solidification ségrégée sont faites dans un four à réverbère.
12. Procédé selon l'une des revendications 1 à 1 1 , caractérisé en ce que les fours électriques mis en œuvre pour la refusion et l'affinage plasma du silicium sont des fours à induction.
13. Procédé selon l'une des revendications 1 à 12, caractérisé en ce que les creusets de fours électriques mis en œuvre pour la refusion et l'affinage plasma du silicium sont en silice, en carbone, en graphite ou en carbure de silicium.
14. Silicium destiné notamment à la fabrication de cellules solaires dont la composition comprend un total d'impuretés compris entre 100 et 400 ppm, une teneur en bore comprise entre 0,5 et 3 ppm, un rapport entre teneur en phosphore et bore compris entre 1 et 3, et une teneur en éléments métalliques comprise entre
30 et 300 ppm.
15. Silicium selon la revendication 14, caractérisé par un total d'impuretés compris entre 100 et 250 ppm, une teneur en bore comprise entre 0,5 et 2 ppm, et une teneur en éléments métalliques comprise entre 30 et 150 ppm.
16. Silicium selon l'une des revendications 14 ou 15, caractérisé par une teneur en fer comprise entre 10 et 20 ppm.
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US10/484,311 US7858063B2 (en) 2001-07-23 2002-07-22 High purity metallurgical silicon and method for preparing same
AT02767590T ATE491668T1 (de) 2001-07-23 2002-07-22 Metallurgisches silizium hoher reinheit und verfahren zu seiner herstellung
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Cited By (2)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
JP2007516928A (ja) * 2003-12-29 2007-06-28 エルケム アクシエセルスカプ 太陽電池用のシリコン供給原料
US7799306B2 (en) 2006-11-02 2010-09-21 Commissariat A L'energie Atomique Method of purifying metallurgical silicon by directional solidification

Families Citing this family (39)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
FR2869028B1 (fr) * 2004-04-20 2006-07-07 Efd Induction Sa Sa Procede et installation de fabrication de blocs d'un materiau semiconducteur
JP4749730B2 (ja) * 2005-02-09 2011-08-17 新日鉄マテリアルズ株式会社 Ｓｉの精錬方法
WO2007106860A2 (fr) * 2006-03-15 2007-09-20 Reaction Sciences, Inc. Procédé de fabrication de silicium pour cellules solaires et pour d'autres applications
KR101061530B1 (ko) * 2006-04-04 2011-09-01 6엔 실리콘 아이엔씨. 실리콘의 정제 방법
US7682585B2 (en) * 2006-04-25 2010-03-23 The Arizona Board Of Regents On Behalf Of The University Of Arizona Silicon refining process
DE102006034061A1 (de) * 2006-07-20 2008-01-24 REV Renewable Energy Ventures, Inc., Aloha Polysilanverarbeitung und Verwendung
KR101074304B1 (ko) * 2006-08-31 2011-10-17 미쓰비시마테리알덴시카세이가부시키가이샤 금속 실리콘과 그 제조 방법
JP2010503596A (ja) * 2006-09-14 2010-02-04 シリシアム・ベカンクール・インコーポレイテッド 低品位シリコン材料の精製方法及び装置
CA2667999A1 (fr) * 2006-09-29 2008-03-27 Shin-Etsu Chemical Co., Ltd. Procede de purification du silicium, silicium et cellule solaire
CN100460320C (zh) * 2007-03-08 2009-02-11 陈应天 使用自旋仰角跟踪的太阳炉对材料进行真空提纯的方法
WO2008149985A1 (fr) * 2007-06-08 2008-12-11 Shin-Etsu Chemical Co., Ltd. Procédé de solidification de silicium métallique
US20080314446A1 (en) * 2007-06-25 2008-12-25 General Electric Company Processes for the preparation of solar-grade silicon and photovoltaic cells
US20080314445A1 (en) * 2007-06-25 2008-12-25 General Electric Company Method for the preparation of high purity silicon
KR20100033956A (ko) * 2007-06-26 2010-03-31 파나소닉 주식회사 금속 실리콘의 정제 방법과 실리콘 덩어리의 제조 방법
WO2009012455A1 (fr) 2007-07-18 2009-01-22 Oxane Materials, Inc. Agents de soutènement avec phases de carbure et/ou de nitrure
CN101868422B (zh) * 2007-09-13 2013-10-09 费罗索勒硅业公司 用于从冶金级硅制备中等和高纯度硅的方法
KR101247666B1 (ko) 2007-10-03 2013-04-01 실리코르 머티리얼즈 인코포레이티드 실리콘 결정을 얻기 위한 실리콘 분말의 가공 방법
CN101131371B (zh) * 2007-10-08 2010-06-02 苏州阿特斯阳光电力科技有限公司 一种精炼冶金硅的杂质含量检测分析方法
US20090208770A1 (en) * 2008-02-14 2009-08-20 Ralf Jonczyk Semiconductor sheets and methods for fabricating the same
FR2928641B1 (fr) * 2008-03-14 2010-03-26 Centre Nat Rech Scient Procede de purification de silicium pour applications photovoltaiques
US20090280336A1 (en) * 2008-05-08 2009-11-12 Ralf Jonczyk Semiconductor sheets and methods of fabricating the same
ITMI20081085A1 (it) * 2008-06-16 2009-12-17 N E D Silicon S P A Metodo per la preparazione di silicio di grado metallurgico di elevata purezza.
DE112009001864B4 (de) * 2008-08-01 2016-03-31 Ulvac, Inc. Verfahren zum Raffinieren von Metall
WO2010018831A1 (fr) * 2008-08-12 2010-02-18 株式会社アルバック Procédé de purification du silicium
JP5511945B2 (ja) * 2009-04-29 2014-06-04 シリコー マテリアルズ インコーポレイテッド Ｕｍｇ−ｓｉ材料精製のためのプロセス管理
US8562932B2 (en) 2009-08-21 2013-10-22 Silicor Materials Inc. Method of purifying silicon utilizing cascading process
DE102009056731A1 (de) 2009-12-04 2011-06-09 Rev Renewable Energy Ventures, Inc. Halogenierte Polysilane und Polygermane
CN101974780A (zh) * 2010-07-28 2011-02-16 常州天合光能有限公司 多晶铸锭晶体生长工艺
JP2012036043A (ja) * 2010-08-09 2012-02-23 Sumco Corp シリコンインゴットの製造装置および製造方法
CN102259859B (zh) * 2011-06-01 2012-12-12 宁夏银星多晶硅有限责任公司 一种低硼低磷冶金硅的生产工艺
ITRM20110426A1 (it) * 2011-08-08 2013-02-09 N E D Silicon S P A Metodo perfezionato per la preparazione di silicio di grado metallurgico ad alta purezza, in particolare per uso nel campo fotovoltaico.
TWI627131B (zh) * 2012-02-01 2018-06-21 美商希利柯爾材料股份有限公司 矽純化之模具及方法
KR101372524B1 (ko) 2012-02-21 2014-03-20 (주)리뉴에너지 일체식 아크 환원 및 슬래그 정련 장치
CN102627394B (zh) * 2012-04-02 2014-03-05 锦州新世纪多晶硅材料有限公司 一种采用冶金法降低金属硅中硼杂质含量的方法
US20150299826A1 (en) * 2012-12-10 2015-10-22 Showa Denko K.K. Method of producing silicon-containing aluminum alloy ingot
TW202500507A (zh) * 2015-08-07 2025-01-01 加拿大商高純石英 矽資源公司 以矽石製造高純度矽的裝置及方法
EP3847131B1 (fr) * 2019-04-30 2023-03-01 Wacker Chemie AG Procédé d'affinage de silicium fondu au moyen d'un médiateur particulaire
CN115465865B (zh) * 2022-08-11 2023-08-04 商南中剑实业有限责任公司 一种同步去除工业硅中硼杂质和磷杂质的装置及其方法
FR3146672B1 (fr) * 2023-03-15 2025-09-26 Hpq Silicium Inc Appareil et procede de production de silicium de purete 3n ou superieure par purification d’un silicium de purete 2n

Citations (6)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US4193975A (en) * 1977-11-21 1980-03-18 Union Carbide Corporation Process for the production of improved refined metallurgical silicon
US4837376A (en) * 1986-10-15 1989-06-06 Bayer Aktiengesellschaft Process for refining silicon and silicon purified thereby
EP0459421A1 (fr) * 1990-05-30 1991-12-04 Kawasaki Steel Corporation Méthode et appareil pour purifier le silicium
EP0477784A1 (fr) * 1990-09-20 1992-04-01 Kawasaki Steel Corporation Production de lingots de silicium à haute purété
JPH04193706A (ja) * 1990-11-28 1992-07-13 Kawasaki Steel Corp シリコンの精製方法
FR2772741A1 (fr) * 1997-12-19 1999-06-25 Centre Nat Rech Scient Procede et installation d'affinage du silicium

Family Cites Families (17)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
LU60094A1 (fr) * 1969-12-24 1971-08-17
US4298423A (en) * 1976-12-16 1981-11-03 Semix Incorporated Method of purifying silicon
JPS5913444B2 (ja) * 1977-11-21 1984-03-29 ユニオン・カ−バイド・コ−ポレ−シヨン 精製された金属シリコン製造方法
CA1147698A (fr) * 1980-10-15 1983-06-07 Universite De Sherbrooke Epuration du silicium de qualite metallurgique
DE3215981A1 (de) * 1982-04-29 1983-11-03 Siemens AG, 1000 Berlin und 8000 München Verfahren zum herstellen hochreiner ausgangsmaterialien fuer die fertigung von silizium fuer solarzellen nach dem carbothermischen reduktionsverfahren
DE3439550A1 (de) * 1984-10-29 1986-04-30 Siemens Ag Verfahren zum herstellen von silizium fuer solarzellen
FR2585690B1 (fr) 1985-07-31 1987-09-25 Rhone Poulenc Spec Chim Procede de purification sous plasma de silicium divise
JPH0753569B2 (ja) * 1986-08-07 1995-06-07 昭和アルミニウム株式会社 ケイ素の精製方法
US4854968A (en) * 1986-12-25 1989-08-08 Showa Aluminum Corporation Method of preparing high-purity metal and rotary cooling member for use in apparatus therefor
DE3727646A1 (de) * 1987-08-19 1989-03-02 Bayer Ag Verfahren zur kontinuierlichen raffination von silicium
JPH05262512A (ja) * 1992-03-17 1993-10-12 Kawasaki Steel Corp シリコンの精製方法
FR2729131B1 (fr) * 1995-01-09 1997-02-14 Pechiney Electrometallurgie Silicium et ferrosilicium metallurgique a basse teneur en oxygene
FR2746785B1 (fr) * 1996-04-02 1998-05-22 Pechiney Electrometallurgie Silicium metallurgique a structure controlee destine a la synthese des halogenosilanes
CA2232777C (fr) * 1997-03-24 2001-05-15 Hiroyuki Baba Procede pour la production de silicium destine a la fabrication de photopiles
DE19919832A1 (de) * 1999-04-30 2000-11-09 Bosch Gmbh Robert Verfahren zum anisotropen Plasmaätzen von Halbleitern
US6632413B2 (en) * 2000-08-21 2003-10-14 Astropower, Inc. Method for purifying silicon
US7588745B2 (en) * 2004-04-13 2009-09-15 Si Options, Llc Silicon-containing products

Patent Citations (6)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US4193975A (en) * 1977-11-21 1980-03-18 Union Carbide Corporation Process for the production of improved refined metallurgical silicon
US4837376A (en) * 1986-10-15 1989-06-06 Bayer Aktiengesellschaft Process for refining silicon and silicon purified thereby
EP0459421A1 (fr) * 1990-05-30 1991-12-04 Kawasaki Steel Corporation Méthode et appareil pour purifier le silicium
EP0477784A1 (fr) * 1990-09-20 1992-04-01 Kawasaki Steel Corporation Production de lingots de silicium à haute purété
JPH04193706A (ja) * 1990-11-28 1992-07-13 Kawasaki Steel Corp シリコンの精製方法
FR2772741A1 (fr) * 1997-12-19 1999-06-25 Centre Nat Rech Scient Procede et installation d'affinage du silicium

Non-Patent Citations (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Title
DATABASE WPI Section Ch Week 199234, Derwent World Patents Index; Class E36, AN 1992-281549, XP002194088 *

Cited By (3)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
JP2007516928A (ja) * 2003-12-29 2007-06-28 エルケム アクシエセルスカプ 太陽電池用のシリコン供給原料
CN100457613C (zh) * 2003-12-29 2009-02-04 埃尔凯姆有限公司 太阳能电池的硅原料
US7799306B2 (en) 2006-11-02 2010-09-21 Commissariat A L'energie Atomique Method of purifying metallurgical silicon by directional solidification

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