Скачать

Производство Алюминия

Одна весьма сомнительная ле­генда рассказывает, что од­нажды к римскому императору Тиберию (42 г. до н. э. — 37 г. н. э.) пришел человек с металли­ческой, небьющейся чашей. Ма­териал чаши якобы был получен из глинозема (Al₂O₃) и, следова­тельно, должен был предста­влять собой алюминий. Опа­саясь, что такой металл из глины может обесценить золото и серебро, Тиберий на всякий случай приказал отрубить чело­веку голову. Разумеется, этому рассказу трудно поверить: само­родный алюминий в природе не встречается, а во времена Рим­ской империи не могло быть технических средств, которые позволили бы извлечь алюми­ний из его соединений.

По распространенности в природе алюминий занимает первое место среди металлов; его содержание в земной коре составляет 7,45%. Однако, несмотря на широкую распространенность в природе, алюминий до конца XIX века принадлежал к числу редких металлов. В чистом виде алюминий не встречается вследствие своей высокой химической активности. Он преимущественно встречается в виде соединений с кислородом и кремнием – алюмосиликатов.

Рудами алюминия могут служить лишь породы, богатые глиноземом (Al₂O₃) и залегающие крупными массами на поверхности земли. К таким породам относятся бокситы, нефелины — (Na, K)₂OּAl₂O₃ּ2SiO₂, алуниты — (Na, K)₂SO₄ּAl₂(SO₄)₃ּ4Al(OH)₃ и каолины (глины), полевой шпат (ортоклаз) — K₂OּAl₂O₃ּ6SiO₂.

Основной рудой для получения алюминия являются бокситы. Алюминий в них содержится в виде гидроокисей Al(OH), AlOOH, корунда Al₂O₃ и каолинита Al₂O₃ּ2SiO₂ּ2H₂O. Химический состав бокситов сложен: 28-70% глинозема; 0,5-20% кремнезема; 2-50% окиси железа; 0,1-10% окиси титана. В последнее время в качестве руды стали применять нефелины и алуниты.

Крупные месторождения бокситов находятся на Урале, в Тихвинском районе Ленинградской области, в Алтайском и Красноярском краях.

Нефелин (KּNa₂OּAl₂O₃ּ2SiO₂) входит в состав апатитонефелиновых пород (на Кольском полуострове).

Впервые в свободном виде алюминий был выделен в 1825 г. датским физиком Эрстедом путем воздействия амальгамы калия на хлорид алюминия. В 1827г. немецкий химик Велер усовершенствовал способ Эрстеда, заменив амальгаму калия металлическим калием:

AlCl₃ + 3K→3KCl + Al (Реакция протекает с выделением тепла).

В 1854 г. Сент-Клер Девиль во Франции впер­вые применил способ Велера для промышленного производства алюминия, ис­пользовав вместо калия более дешевый натрий, а вместо гигроскопичного хло­рида алюминия — более стойкий двойной хлорид алюминия и натрия. В 1865 г. русский физико-химик Н. Н. Бекетов показал возможность вытеснения алюми­ния магнием из расплавленного криолита. Эта реакция в 1888 г. была исполь­зована для производства алюминия на первом немецком заводе в Гмелингене. Производство алюминия этими так называемыми «химическими» способами осу­ществлялось с 1854 г. по 1890 г. В течение 35 лет с помощью этих способов, было получено в общей сложности около 20 т алюминия.

В конце 80-х годов позапрошлого столетия химические способы вытеснил электролитический способ, который позволил резко снизить стоимость алюминия и создал предпосылки к быстрому развитию алюминиевой промышленности. Основоположники современного электролитического способа производства алюминия Эру во Франции и Холл в США независимо друг от друга подали в 1886 г. почти аналогичные заявки на патентование способа получения алюминия электролизом глинозема, растворенного в расплавленном криолите. С мо­мента появления патентов Эру и Холла и начинается современная алюминие­вая промышленность, которая более чем за 115 лет своего существования вы­росла в одну из крупнейших отраслей металлургии.

Технологический процесс получения алюминия состоит из трех основных стадий:

1). Получение глинозема (Al₂O₃) из алюминиевых руд;

2). Получение алюминия из глинозема;

3). Рафинирование алюминия.

Получение глинозема из руд.

Глинозем получают тремя способами: щелочным, кислотным и электролитическим. Наибольшее распространение имеет щелочной способ (метод К. И. Байера, разработанный в России в конце позапрошлого столетия и применяемый для переработки высокосортных бокситов с небольшим количеством (до 5-6%) кремнезема). С тех пор техническое выполнение его было существенно улучшено. Схема производства глинозема по способу Байера представлена на рис. 1.

Сущность способа состоит в том, что алюминиевые растворы быстро разлагаются при введении в них гидроокиси алюминия, а оставшийся от разложения раствор после его выпаривания в условиях интенсивного перемешивания при 169-170^оС может вновь растворять глинозем, содержащийся в бокситах. Этот способ состоит из следующих основных операций:

1). Подготовки боксита, заключающийся в его дроблении и измельчении в мельницах; в мельницы подают боксит, едкую щелочь и небольшое количество извести, которое улучшает выделение Al₂O₃; полученную пульпу подают на выщелачивание;

2). Выщелачивания боксита (в последнее время применяемые до сих пор блоки автоклав круглой формы частично заменены трубчатыми автоклавами, в которых при температурах 230-250°С (500-520 К) происходит выщелачивание), заключающегося в химическом его разложении от взаимодействия с водным раствором щелочи; гидраты окиси алюминия при взаимодействии со щелочью переходят в раствор в виде алюмината натрия:

AlOOH+NaOH→NaAlO₂+H₂O

или

Al(OH)₃+NaOH→NaAlO₂+2H₂O;

содержащийся в боксите кремнезем взаимодействует со щелочью и переходит в раствор в виде силиката натрия:

SiO₂+2NaOH→Na₂SiO₃+H₂O;

в растворе алюминат натрия и силикат натрия образуют нерастворимый натриевый алюмосиликат; в нерастворимый остаток переходят окислы титана и железа, предающие остатку красный цвет; этот остаток называют красным шламом. По окончании растворения полученный алюминат натрия разбавляют водным раствором щелочи при одновременном понижении температуры на 100°С;

3). Отделения алюминатного раствора от красного шлама обычно осуществляемого путем промывки в специальных сгустителях; в результате этого красный шлам оседает, а алюминатный раствор сливают и затем фильтруют (осветляют). В ограниченных количествах шлам находит применение, например, как добавка к цементу. В зависимости от сорта бокситов на 1 т полученной окиси алюминия приходится 0,6-1,0 т красного шлама (сухого остатка);

4). Разложения алюминатного раствора. Его фильтруют и перекачивают в большие емкости с мешалками (декомпозеры). Из пересыщенного раствора при охлаждении на 60°С (330 К) и постоянном перемешивании извлекается гидроокись алюминия Al(OH)₃. Так как этот процесс протекает медленно и неравномерно, а формирование и рост кристаллов гидроокиси алюминия имеют большое значение при ее дальнейшей обработке, в декомпозеры добавляют большое количество твердой гидроокиси — затравки:

Na₂OּAl₂O₃+4H₂O→Al(OH)₃+2NaOH;

5). Выделения гидроокиси алюминия и ее классификации; это происходит в гидроциклонах и вакуум-фильтрах, где от алюминатного раствора выделяют осадок, содержащий 50-60% частиц Al(OH). Значительную часть гидроокиси возвращают в процесс декомпозиции как затра­вочный материал, которая и остается в обороте в неизменных количествах. Оста­ток после промывки водой идет на кальцинацию; фильтрат также возвращается в оборот (после концентрации в выпарных аппаратах — для выщелачивания новых бокситов);

6). Обезвоживания гидроокиси алюминия (кальцинации); это завершающая операция производства глинозема; ее осуществляют в трубчатых вращающихся печах, а в последнее время также в печах с турбулентным движением материала при температуре 1150-1300^оС; сырая гидроокись алюминия, проходя через вращающуюся печь, высушивается и обезвоживается; при нагреве происходят последовательно следующие структурные превращения:

В окончательно прокаленном глиноземе содержится 30-50% α-Al₂O₃ (корунд), остальное γ-Al₂O₃.

Этим способом извлекается 85-87% от всего получаемого глинозема. Полученная окись алюминия представляет собой прочное химическое соединение с температурой плавления 2050 ^оС.

Получение алюминия из его окиси

Электролиз окиси алюминия

Электролитическое восстановление окиси алюминия, растворенной в расплаве на основе криолита, осуществляется при 950-970°С в электролизере. Электролизер состоит из футерованной углеродистыми блоками ванны, к подине которой подводится электрический ток. Выделившийся на подине, служащей катодом, жидкий алюминий тяжелее расплава соли электролита, поэтому собирается на угольном основании, откуда его периодически откачивают (рис. 2). Сверху в электролит погружены угольные аноды, которые сгорают в атмосфере выделяющегося из окиси алюминия кислорода, выделяя окись угле­рода (CO) или двуокись углерода (CO₂). На практике находят применение два типа анодов:

а) самообжигающиеся аноды Зедерберга, состоящие из брикетов, так называемых «хлебов» массы Зедерберга (малозольный уголь с 25-35% каменноугольного пека), набитых в алюминиевую оболочку; под действием высокой температуры анодная масса обжигается (спекается);

б) обожженные, или «непрерывные», аноды из больших угольных блоков (например, 1900×600×500 мм массой около 1,1 т).

Сила тока на электролизерах состав­ляет 150 000 А. Они включаются в сеть последова­тельно, т. е. получается система (серия) — длинный ряд электролизеров.

Рабочее напряжение на ванне, состав­ляющее 4-5 В, значительно выше на­пряжения, при кото­ром проис­ходит раз­ло­жение окиси алю­миния, поскольку в процессе рабо­ты неизбежны потери напряжения в различных частях системы. Баланс сырья и энергии при получении 1 т алюминия представлен на рис. 3.

Электролиз хлорида алюминия (метод фирмы Алкоа)

В реакционном сосуде окись алюминия превращается сначала в хлорид алюминия. Затем в плотно изолированной ванне происходит электролиз AlCl₃, растворенного в расплаве солей KCl, NaCl. Выделяющийся при этом хлор отсасывается и пода­ется для вторичного использования; алюминий осаждается на катоде.

Преимуществами данного метода перед существующим электролизом жидкого крио­литоглиноземного расплава (Al₂O₃, растворенная в кри­олите Na₃AlF₆) считают: экономию до 30% энергии; возможность применения окиси алюминия, которая не годится для традиционного электролиза (например, Al₂O₃ с высоким содержанием кремния); замену дорогостоящего криолита более дешевыми солями; исчезновение опасности выделения фтора.

Восстановление хлорида алюминия марганцем (Toth — метод)

При восстановлении марганцем из хлорида алюминия освобождается алюминий. Посредством управляемой конденсации из потока хлорида марганца выделяются связанные с хлором загрязнения. При освобождении хлора хлорид марганца окисляется в окись марганца, которая затем восстанавливается до марганца, пригодного к вторичному применению. Сведения в имеющихся публикациях весьма неточны, так что в данном случае придется отказаться от оценки метода.

Получение рафинированного алюминия

Для алюминия рафини­рующий электролиз с разло­жением водных солевых рас­творов невозможен. Пос­кольку для некоторых целей степень очистки промыш­лен­ного алюминия (Al 99,5 — Al 99,8), полученного электролизом криолитогли­нозем­ного расплава, недос­таточна, то из промышлен­ного алюминия или отходов металла путем рафинирова­ния получают еще более чистый алюминий (Al 99, 99 R). На­иболее известен метод рафинирования — трехслой­ный электролиз.

Рафинирование методом трехслойного электролиза

Одетая стальным листом, работающая на постоянном токе (пред­ставленная на рис. 4 — см. выше) ванна для рафиниро­вания состоит из уголь­ной подины с токопод­водами и теплоизоли­рующей магнезитовой футеровки. В проти­воположность электро­лизу криолитоглино­земного расплава ано­дом здесь служит, как правило, расплавлен­ный рафинируемый ме­талл (нижний анодный слой). Электролит сос­тавляется из чистых фторидов или смеси хлорида бария и фто­ридов алюминия и нат­рия (средний слой). Алюминий, растворяю­щийся из анодного слоя в электролите, выделяется над электролитом (верхний катодный слой). Чистый металл служит катодом. Подвод тока к катодному слою осуществляется графитовым электродом.

Ванна работает при 750-800°С, расход электроэнергии составляет 20 кВтּч на 1 кг чистого алюминия, т. е. несколько выше, чем при обычном электролизе алюминия.

Металл анода содержит 25-35% Cu; 7-12% Zn; 6-9% Si; до 5% Fe и незначительное количество марганца, никеля, свинца и олова, остальное (40-55%) — алюминий. Все тяжелые металлы и кремний при рафинировании остаются в анод­ном слое. Наличие магния в электролите приводит к нежелательным изменениям состава электролита или к сильному его ошлакованию. Для очистки от магния шлаки, содержащие магний, обрабатывают флюсами или газообразным хлором.

В результате рафинирования получают чистый алюминий (99,99%) и про­дукты сегрегации (зайгер-продукт), которые содержат тяжелые металлы и крем­ний и выделяются в виде щелочного раствора и кристаллического остатка. Щелоч­ной раствор является отходом, а твердый остаток применяется для раскисления.

Рафинированный алюминий имеет обычно следующий состав, %: Fe 0,0005-0,002; Si 0,002-0,005; Cu 0,0005-0,002; Zn 0,0005-0,002; Mg следы; Al остальное.

Рафинированный алюминий перерабатывают в полуфабрикат в указанном составе или легируют магнием (см. табл. 1.2.).

ТАБЛИЦА 1.2. Химический состав алюминия повышенной чистоты и первичного алюминия по DIN 17122, лист 1.

Рафинирование путем алюмоорганических комплексных соединений и зонной плавкой

Алюминий степени чистоты выше марки A1 99,99 R может быть получен рафинирую­щим электролизом чистого или технически чистого алюминия с применением в качестве электролита комплексных алюмоорганических соединений алюминия. Электролиз проходит при температуре около 1000°С между твердыми алюминиевыми электродами и в принципе схож с рафинирующим электролизом меди. Природа электролита диктует необходимость работать без доступа воздуха и при низкой плотности тока.

Этот вид рафинирующего электролиза, применяемым сначала лишь в лабора­торном масштабе, уже осуществляется в небольшом производственном масштабе — изготовляется несколько тонн металла в год. Номинальная степень очистки полу­чаемого металла 99,999-99,9999%. Потенциальными областями применения металла такой чистоты являются криогенная электротехника и электроника.

Возможно применение рассмотренного метода рафинирования и в гальванотехнике.

Еще более высокую чистоту — номинально до A1 99,99999 — можно получить последующей зонной плавкой металла. При переработке алюминия повышенной чистоты в полуфабрикат, лист или проволоку необходимо, учитывая низкую температуру рекристаллизации металла, принимать особые меры предосторожности. Примечательным свойством рафинированного металла является его высокая электропроводность в области криогенных температур.

Получение вторичного алюминия

Переработка вторичного сырья и отходов производ­ства является экономически выгодной. Получаемыми при этом вторичными спла­вами удовлетворяется около 25% общей потребности в алюминии.

Важнейшей областью применения вторичных сплавов является производство алюминиевого фасонного литья. В DIN 1725, лист 2 наряду со стандартными марками сплавов приведены многочисленные марки сплавов, производимых литейными заводами. Перечень сплавов, выпускаемых этими заводами, содержит, кроме стандартных, некоторые нестандартные сплавы.

Безупречное приготовление алюминиевого скрапа в самых разнообразных пропорциях можно осуществлять только на специально оборудованных плавиль­ных заводах. Представление о сложном рабочем процессе на таком заводе дает рис. 5.

Отходы переплавляют после грубой предвари­тельной сортировки. Со­держа­щиеся в этих отхо­дах железо, никель или медь, точка плавления ко­торых выше точки пла­вления алюминия, при плавке в плавильной по­роговой печи остаются в ней, а алюминий выплав­ляется. Для удаления из отходов неметаллических включений типа окислов, нитридов, карбидов или газов применяют обра­ботку расплавленного ме­талла солями или (что рациональней) продувку газом — хлором или азо­том.

Для удаления метал­лических примесей из расплава известны раз­личные методы, например присадка магния и ваку­умирование — метод Бекша (Becksche); при­садка цинка или ртути с последующим вакуумированием — субгалогенный метод. Удаление магния ограничивается введением в расплавленный металл хлора. Путем введения добавок, точно определяемых составом расплава, получают заданный литейный сплав.

Производство алюминия технической чистоты

Электролитический способ — единственный применяющийся во всем мире для производства металлического алюминия технической чистоты. Все другие способы (цинкотермический, карбидотермический, субхлоридный, нитридный и др.), с помощью которых алюминий может быть извлечен из алюминиевых руд, разрабатывались в лабораторном и опытно-промышленных масштабах, од­нако пока не нашли практического применения.

Для получения алюминиево-кремниевых сплавов успешно применяется электротермический способ, впервые разработанный и осуществленный в про­мышленном масштабе в СССР. Он состоит из двух стадий: на первой стадии получают первичный алюминиево-кремниевый сплав с содержанием 60-63 % Al путем прямого восстановления алюмо-кремнистых руд в рудно-термических электрических печах; на второй стадии первичный сплав разбавляют техниче­ским алюминием, получая силумин и другие литейные и деформируемые алюминиево-кремниевые сплавы. Ведутся исследования по извлечению из первич­ного сплава алюминия технической чистоты.

В целом получение алюминия электролитическим способом включает в себя производство глинозема (окиси алюминия) из алюминиевых руд, производство фтористых солей (криолита, фтористого алюминия и фтористого натрия), произ­водство углеродистой анодной массы, обожженных угольных анодных и катод­ных блоков и других футеровочных материалов, а также собственно электро­литическое производство алюминия, которое является завершающим этапом современной металлургии алюминия.

Характерным для производства глинозема, фтористых солей и углеродис­тых изделий является требование максимальной степени чистоты этих материа­лов, так как в криолитоглиноземных расплавах, подвергающихся электролизу, не должны содержаться примеси элементов, более электроположительных, чем алюминий, которые, выделяясь на катоде в первую очередь, загрязняли бы металл.

В глиноземе марок Г-00, Г-0 и Г-1, которые преимущественно использу­ются при электролизе, содержание SiO₂ составляет 0,02-0,05%, a Fe₂O₃ — 0,03-0,05%. В криолите в среднем содержится 0,36-0,38% SiO₂ и 0,05-0,06% Fe₂O₃, во фтористом алюминии 0,30-0,35% (SiO₂ + Fe₂O₃). В анодной массе содержится не более 0,25% SiO₂ и 0,20% Fe₂O₃.

Важнейшая алюминиевая руда, из которой извлекают глинозем, боксит. В боксите алюминий присутствует в форме гидроокиси алюминия. В Советском Союзе, кроме боксита, для получения глинозема применяют нефелиновую породу — алюмосиликат натрия и калия, а также алунитовую породу, в которой алюминий находится в виде его сульфата. Сырьем для изготовления анодной массы и обожженных анодных блоков служат углеродистые чистые материалы — нефтяной или пековый кокс и каменноугольный пек в качестве связующего, а для производства криолита и других фтористых солей — фтористый кальций (плавиковый шпат).

При электролитическом получении алюминия глинозема Al₂O₃, растворенный в расплавленном криолите Na₃AlF₆, электрохимически разлагается с разрядом катионов алюминия на катоде (жидком алюминии), а кислородсодержащих ионов (ионов кислорода) — на углеродистом аноде.

По современным представлениям, криолит в расплавленном состоянии диссоциирует на ионы и : , а глинозем — на комплексные ионы и : , которые находятся в равновесии с простыми ионами: , .

Основным процессом, происходящим на катоде, является восстановление ионов трехвалентного алюминия: Al³⁺ + 3e → Al (I).

Наряду с основным процессом возможен неполный разряд трехвалентных ионов алюминия с образованием одновалентных ионов: Al³⁺ + 2e → Al⁺ (II) и, наконец, разряд одновалентных ионов с выделением металла: Al⁺ + e → Al (III).

При определенных условиях (относительно большая концентрация ионов Na⁺, высокая температура и др.) может происходить разряд ионов натрия с выделением металла: Na⁺ + e → Na (IV). Реакции (II) и (IV) обусловливают снижение выхода алюминия по току.

На угольном аноде происходит разряд ионов кислорода: 2O^2– – 4e → O₂. Однако кислород не выделяется в свободном виде, так как он окисляет угле­род анода с образованием смеси CO₂ и CO.

Суммарная реакция, происходящая в электролизере, может быть представ­лена уравнением Al₂O₃ + xC ↔ 2Al + (2x–3)CO + (3–x)CO₂.

В состав электролита промышленных алюминиевых электролизеров, по­мимо основных компонентов — криолита, фтористого алюминия и глинозема, входят небольшие количества (в сумме до 8-9%) некоторых других солей — CaF₂, MgF₂, NaCl и LiF (добавки), которые улучшают некоторые физико-хи­мические свойства электролита и тем самым повышают эффективность работы электролизеров. Максимальное содержание глинозема в электролите составляет обычно 6-8%, снижаясь в процессе электролиза. По мере обеднения электро­лита глиноземом в него вводят очередную порцию глинозема. Для нормаль­ной работы алюминиевых электролизеров отношение NaF: AlF₃ в электролите поддерживают в пределах 2,7-2,8, добавляя порции криолита и фтористого алюминия.

В производстве алюминия применяют электролизеры с самообжигающимися угольными анодами и боковым или верхним подводом тока, а также электро­лизеры с предварительно обожженными угольными анодами. Наиболее перс­пективна конструкция электролизеров с обожженными анодами, позволяющая увеличить единичную мощность агрегата, снизить удельный расход электро­энергии постоянного тока на электролиз, получить более чистый металл, улуч­шить санитарно-гигиенические условия труда и уменьшить выбросы вредных веществ в атмосферу.

Основные технические параметры и показатели работы алюминиевых элек­тролизеров различного типа приведены в табл. 1.3.

ТАБЛИЦА 1.3

ОСНОВНЫЕ ТЕХНИЧЕСКИЕ ПАРАМЕТРЫ И ПОКАЗАТЕЛИ РАБОТЫ АЛЮМИНИЕВЫХ ЭЛЕКТРОЛИЗЕРОВ

Первичный алюминий, извлекаемый из электролизеров (алюминий-сырец), содержит ряд примесей, которые можно подразделить на три группы: неметал­лические (фтористые соли, α- и γ-глинозем, карбид и нитрид алюминия, уголь­ные частицы, механически увлекаемые при выливке металла из электролизера); металлические (железо, кремний), переходящие из сырья, угольных материалов и конструктивных элементов электролизера; газообразные — преимущественно водород, который образуется в металле в результате электролитического раз­ложения воды, попадающей в электролит с сырьем.

Из металлических примесей, помимо железа и кремния, содержится наи­большее количество галлия, цинка, титана, марганца, натрия, ванадия, хрома, меди. Содержание этих и некоторых других металлических микропримесей в электролитическом алюминии приведено ниже, %:

Основным источником поступления металлических микропримесей в алю­миний является глинозем, который в зависимости от вида исходного сырья мо­жет содержать галлий, цинк, калий, фосфор, серу, ванадий, титан и хром. Углеродистые материалы (анодная масса, обожженные аноды, катодные изде­лия) служат источником таких микропримесей, как, например, ванадий, титан, марганец, цинк.

Электролизом криолито-глиноземных расплавов при условии применения чистых исходных материалов (в первую очередь глинозема и углеродистых ма­териалов) удается получить алюминий-сырец марок А85 и А8 (99,85 и 99,80%). Наибольшая доля металла этих марок (60-70 % от общего выпуска) полу­чается на электролизерах с обожженными анодами, а также на электролизерах с боковым подводом тока (до 70 % от общего производства). На электролизерах с самообжигающимися анодами и верхним токоподводом выпуск алюминия-сырца марки А8 невысок (составляет 1-3%), а металл марки А85 получить не удается из-за значительных примесей железа, поступающего в алюминий из несырьевых источников (анодные штыри, чугунные секции газосборников, тех­нологический инструмент, катодный узел).

Расплавленный первичный алюминий, извлеченный из электролизеров с по­мощью вакуумного ковша, поступает в литейное отделение для рафинирования от неметаллических и газовых примесей и дальнейшей переработки в товарную продукцию (чушки, цилиндрические и плоские слитки, катанку и т. п.). Перед разливкой алюминий-сырец выдерживают в расплавленном состоянии в элек­трических печах сопротивления (миксерах) или в газовых отражательных печах. В этих печах не только проводят рациональную шихтовку различных по составу порций жидкого алюминия, но и частично очищают от неметаллических включений, окисных пленок и натрия.

Разливка алюминия из миксера в чушки производится с помощью литей­ных машин конвейерного типа; цилиндрические и плоские слитки изготавли­вают методом полунепрерывного литья, а для получения катанки применяют специальные агрегаты совмещенного литья и прокатки.

На отечественных алюминиевых заводах при литье слитков алюминий, по­ступающий из миксера в кристаллизатор литейной машины, подвергают прос­тейшему виду рафинирования — фильтрации расплава через стеклосетку с ячей­ками размером от 0,6×0,6 до 1,7×1,7 мм. Этот метод позволяет очищать алюминий только от очень грубых окисных включений; более совершенен метод фильтрации расплава через стеклосетку в восходящем потоке. При таком способе фильтрования частицы окисных включений, сталкиваясь с сеткой, не захватываются потоком расплава, а осаждаются на дне литейного желоба.

Для одновременной очистки алюминия, как от неметаллических примесей, так и от водорода успешно применяется метод фильтрации через флюсовый фильтр в сочетании с продувкой азотом. В качестве флюса можно использо­вать кислый электролит алюминиевых электролизеров. В результате такой очистки содержание водорода в алюминии снижается с 0,22 до 0,16 см³ на 100 г металла.

В первичном алюминии, используемом для производства сплавов системы Al—Mg, содержание натрия не должно превышать 0,001 %. Это связано с тем, что присутствие натрия в этих сплавах ухудшает механические и другие экс­плуатационные свойства изделий, применяемых в ряде отраслей народного хо­зяйства.

Наиболее эффективным методом одновременного рафинирования алюминия от натрия, водорода и неметаллических примесей является продувка расплав­ленного металла газовой смесью азота с 2-10% хлора, вводимой в расплав в виде мелких пузырей с помощью специальных устройств. Этот способ ра­финирования позволяет снизить содержание натрия в алюминии до 0,0003—0,001% при расходе газовой смеси от 0,8 до 1,5 м³/т металла.

Расход электроэнергии на производство 1 т товарного алюминия из метал­ла-сырца при использовании электропечей составляет 150-200 кВтּч; безвоз­вратные потери металла на литейном переделе равны 1,5-5 % в зависимости от вида товарной продукции.

Получение алюминия высокой чистоты

Для получения алюминия высокой чистоты (марок А995—А95) первичный алю­миний технической чистоты электролитически рафинируют. Это позво­ляет снизить в алюминии содержание металлических и газообразных примесей и тем самым значительно повысить его электропроводность, пластичность, от­ражательную способность и коррозионную стойкость.

Электролитическое рафинирование алюминия осуществляют электролизом расплавленных солей по трехслойному способу. Сущность способа заключается в следующем. В рафинировочном электролизере имеются три расплавленных слоя. Нижний, наиболее тяжелый, лежит на токопроводящей подине и служит анодом; он называется анодным сплавом и представляет собой сплав рафини­руемого алюминия с медью, которую вводят для утяжеления слоя. Средний слой — расплавленный электролит; его плотность меньше плотности анодного сплава и выше плотности чистого рафинированного (катодного) алюминия, на­ходящегося над электролитом (верхний, третий жидкий слой).

При анодном растворении все примеси более электроположительные, чем алюминий (Fe, Si, Ti, Cu и др.), остаются в анодном сплаве, не переходя в электролит. Анодно растворяться будет только алюминий, который в форме ионов Al³⁺ переходит в электролит: Al– 3e → Al³⁺.

При электролизе ионы алюминия переносятся к катоду, на котором и раз­ряжаются: Al³⁺ + 3e → Al. В результате на катоде накапливается слой расплав­ленного рафинированного алюминия.

Если в анодном сплаве присутствуют примеси более электроотрицательные, чем алюминий (например, Ba, Na, Mg, Ca), то они могут электрохимически растворяться на аноде вместе с алюминием и в виде ионов переходить в элек­тролит. Поскольку содержание электроотрицательных примесей в алюминии-сырце невелико, в заметном количестве в электролите они не накапливаются. Разряда этих ионов на катоде практически не происходит, так как их электродный потенциал электроотрицательнее алюминия.

В качестве электролита при электролитическом рафинировании алюминия в Советском Союзе и в большинстве стран применяют фторидно-хлоридный электролит, состав которого 55-60% BaCl₂, 35-40% AlF₄+NaF и 0-4% NaCl. Молярное отношение NaF : AlF₃ поддерживают 1,5-2,0; температура плавления электролита 720-730°C; температура процесса электролиза около 800°C; плотность электролита 2,7 г/см³.

Анодный сплав готовят из первичного алюминия и чистой меди (99,90-99,95% Cu), которую вводят в металл в количестве 30-40%. Плотность жидкого анодного сплава такого состава 3-3,5 г/см³; плотность же чистого расплавленного катодного алюминия равна 2,3 г/см³. При таком соотношении плот­ностей создаются условия, необходимые для хорошего разделения трех рас­плавленных слоев.

В четверной системе Al—Cu—Fe—Si, к которой относится анодный сплав, об­разуется эвтектика с температурой плавления 520°C. Охлаждая анодный сплав, содержащий примеси железа и кремния в количествах выше эвтектических кон­центраций, можно выделить железо и кремний в твердую фазу в виде интер­металлических соединений FeSiAl₅ и Cu₂FeAl₇. Так как температура анодного сплава в карманах электролизера на 30-40°C ниже температуры анодного сплава в рабочем пространстве ванны, в них (по мере накопления в анодном сплаве железа и кремния) будут выделяться твердые интерметаллические осадки. Периодически удаляя эти осадки, очищают анодный сплав (без его об­новления) от примесей железа и кремния. Так как в анодном сплаве концент­рируется галлий, то извлекаемые из электролизера осадки (30-40 кг на 1 т алюминия) могут служить источником получения этого металла.

Для электролитического рафинирования служат электролизеры, которые по конструкции напоминают электролизеры с обожженными анодами для электро­литичес