Cтраница 1

Промышленный способ получения алюминия электролизом криолитоглиноземных расплавов, несмотря на длительное его применение, имеет ряд существенных недостатков: высокий удельный расход электроэнергии, низкие удельный съем металла и срок службы электролизеров, большие трудовые и капитальные затраты, выделение вредных веществ в атмосферу и ряд других. В связи с этим предлагаются другие способы получения алюминия. Рассмотрим некоторые из них.  

Электролиз расплавов служит промышленным способом получения алюминия, щелочных и щелочноземельных металлов. Эти металлы выделяются в жидком виде, так как электролиз проводится при высоких температурах, а указанные металлы сравнительно легкоплавкие. При помощи электролиза расплавов можно выделить в виде порошков (а иногда и в компактной форме) ряд более тугоплавких металлов, таких, как бериллий, уран, вольфрам, молибден, цирконий, ниобий, тантал, титан и др. При электрорафинировании загрязненный металл очищают, подвергая его анодному растворению с одновременным осаждением на катоде при соответствующем выборе условий электролиза. Таким образом получают медь, золото, серебро, свинец, висмут, никель, олово высокой степени чистоты.  

Этот способ до настоящего времени остается единственным промышленным способом получения алюминия.  

Свободный алюм-гаий был впервые выделен датским физиком Эрстедом в 1825 г., но только в 1845 г. немецкому физику Веллеру удалось получить алюминий в количестве, достаточном для определения его основных свойств. Эти свойства оказались настолько интересными, что ученые нескольких стран занялись разработкой промышленных способов получения алюминия.  

Поскольку на аноде выделяется кислород, уголь постепенно сгорает, и анод непрерывно приходится доращивать. Несмотря на большую энергоемкость электролизного процесса, в настоящее время он является единственным промышленным способом получения алюминия.  

Поскольку на аноде выделяется кислород, уголь постепенно сгорает и анод непрерывно приходится доращивать. Несмотря на большую энергоемкость электролизного процесса, в настоящее время он является единственным промышленным способом получения алюминия.  

В задачу электрометаллургии входят получение и очистка металлов с использованием электрического тока. Электрометаллургия включает в себя три большие ветви: электроэкстракцию, электрорафинирование и электролиз расплавов. Электроэкстракция состоит в получении металлов из растворов путем электролиза. При электрорафинировании загрязненный металл очищают, подвергая его анодному растворению и последующему осаждению на катоде при соответствующем выборе условий электролиза. Таким образом получают медь, золото, серебро, свинец, висмут, никель, олово высокой степени чистоты. Электролиз расплавов является промышленным способом получения алюминия, щелочных и щелочноземельных металлов.  

Страницы:      1

Закрыта

Гость_alum_* 23 Sep 2007

В гараже или в подсобном помещении вы можете производить собственный алюминий в любых количествах.

Я предлагаю заниматься производством алюминия самостоятельно.
Как оказалось извлечение алюминия из глины по данной технологии это несложная процедура, которую можно осуществлять в домашних условиях. Но целесообразней использовать гараж или нежилое помещение.

Необходимые условия для работы:

· наличие электроэнергии 220 Вольт, 1,5 кВт.

· транспорт для доставки глины и отвоза отработанного материала.

Металл, полученный данным методом, находится в виде спекшихся комочков, не отличается по физическим свойствам от алюминия, добытого традиционным способом.

С 90-х годов активно скупаются цветные металлы. Причем сдача металла настолько активна, что в настоящее время уже практически нечего продавать.

Алюминий, в отличии от других металлов, содержится в глине в количестве от 40 до 60%.

Самые богатые алюминием глины - это бокситы. Содержание алюминия в них до 70%, но любая глина содержит достаточно алюминия, чтобы заниматься извлечением из нее металла. Из 10 кг. глины, обработанной специальным образом, извлекается (минимум) 4 кг. алюминия.

Этим способом мне в обычном городском гараже удается за 1 рабочий день произвести

180-200 кг. металла.

Затраты на транспортировку: перевожу глину в мешках в автомобиле Нива от карьера добычи до гаража по 500 кг.

4 литра бензина х 17 руб.= 68 руб.

В глину добавляется еще один обязательный компонент, стоимость которого 30 руб. за килограмм.

Расход 1 кг. компонента на 10 кг. глины.

10 кг. компонента х 30 руб. = 300 руб.

Десяти килограмм компонента хватит на то, чтобы обработать сто килограмм глины.

10кг. компонента + 100 кг. глины = 40 кг. алюминия

1 кг. алюминия стоит 30 руб. (до 55 руб. при продаже металла на предприятия).

40 кг. металла х 30 руб. = 1200 руб.

1200руб. – 300руб. (расходы) =900 руб. (чистой прибыли со 100 кг. глины).

В день на компактном оборудовании, которое можно разместить в стандартном гараже, удается переработать 500 кг. глины

Итого 200 кг металла- = 6000 руб. в день - компонент 50 кг (1500 руб.)+ бензин 68 руб.

6000 руб- 1568 руб= 4432 руб.За полный рабочий день.

Гость_Winky_* 02 Oct 2007

Думается мне, что это соляная кислота. Но интересено, какое оборудование используется. Процесс ведь непростой и энергозатратный получается. Если можно, побольше инфы.

31 Oct 2007

А можно более подробно что за доп. компонент, какое используется оборудование и где его можно приобрести.

да чушь это все. Алюминий получать дома - абсурд. Его попробуйте расплавить, для начала. И никакого компонента быть не может. Электролизер дома поставить - ну, хотя бы подстанцию на 10кВ, с последующим понижением до 3-5 В. Сила тока возрастет нереально. Какая домашняя проводка выдержит? Да, в древности были попытки получения, правда, на граммы счет шел. За что и голову открутили. Вопрос, как?
- А вот библиотеку в Александрии зря сожгли... Жалко...

Гость_napTu3aH_* 07 Nov 2007

интересное предложение, а что же это за компонент?

но проблема в том, что он в глинах содержиться на молекулярном уровне, т.е. никаким химическим, физическим способом ты его от туда не вытащишь, если это кому и удасться ему дадут НОБЕЛЕВСКУЮ...

Если бы это было правда, товарищ не писал бы, что он на НИВЕ рассекает и по 500 кг возит, а заработал бы уже на кое, что по более...

07 Nov 2007

Я работаю на фирме которая занимается полезными ископаемыми.
Да действительно содержание алюминия в глинах как и сказано выше, у нас даже больше до 87%,
но проблема в том, что он в глинах содержиться на молекулярном уровне, т.е. никаким химическим, физическим
способом ты его от туда не вытащишь, если это кому и удасться ему дадут НОБЕЛЕВСКУЮ...

Если бы это было правда, товарищ не писал бы, что он на НИВЕ рассекает и по 500 кг возит, а заработал бы уже
на кое, что по более...

И так к слову за незаконное пользование недрами может и больно наступить уголовная ответственность....
(так что мне кажется это развод...)

только электролиз. Но как ЭТО организовать дома? Я так подозреваю, чел хотел сбить бабок на компоненте, которого нету. А мож просто, типа нобелевский лауриат-праффесар.
:-)

29 Oct 2008

Технология производства алюминия

Как получают алюминий?

Алюминий повсюду - двести пятьдесят минералов содержат его. Но не из всякого минерала, не из всякой глины выгодно его добывать. Если одна десятая часть глины - алюминий, то возиться не стоит. Слишком дорого его освобождать. А вот если из двух килограммов глины можно добыть килограмм соединенного с кислородом алюминия - это другое дело. Такие глины (иногда и камни), богатые алюминием, есть. И у нас в стране их много. Они называются БОКСИТЫ

Из бокситов надо прежде всего извлечь окись алюминия. У окиси алюминия есть еще и другое название -- глинозем.

Некоторые виды глинозема вы знаете. Например, наждак, которым чистят ножи. Это крупинки на редкость твердого камня -- корунда. Им пользуются, чтобы натачивать стальные инструменты, ножи. А корунд -- это глинозем, окись алюминия.

Добывать из бокситов глинозем -- сложный и долгий труд. Его выполняют в химических цехах алюминиевых заводов. Но добыть глинозем -- это только полдела. Чтобы получить алюминий, надо еще выгнать из глинозема кислород. Для этого высыпают в сделанные из графита ванны расплав глинозема и пропускают сквозь него сильный электрический ток. Тока нужно очень много. Поэтому заводы для получения алюминия строят всегда около мощных электростанций.

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)2O ? Al2O 3 ? 2SiO2, алуниты - (Na, K)2SO4 ? Al2(SO4)3 ? 4Al(OH)3 и каолины (глины), полевой шпат (ортоклаз) - K2O ? Al2O3 ? 6SiO2.

Основной рудой для получения алюминия являются бокситы. Алюминий в них содержится в виде гидроокисей Al(OH), AlOOH, корунда Al2O3 и каолинита Al2O3 ? 2SiO2 ? 2H2O. 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 (K ? Na2O ? Al2O3 ? 2SiO2) 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).
Схема производства глинозема по способу Байера

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 169-170оС 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

Al(OH)3+NaOH → NaAlO2+2H2O;

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:

Na2O ּ Al2O3+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 1150-1300оС; сырая гидроокись алюминия, проходя через вращающуюся печь, высушивается и обезвоживается; при нагреве происходят последовательно следующие структурные превращения:

Al(OH)3 → AlOOH → γ-Al2O3 → α-Al2O3
Выделившийся на подине, служащей катодом, жидкий алюминий тяжелее расплава соли электролита, поэтому собирается на угольном основании, откуда его периодически откачивают

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.

Баланс сырья и энергии при получении 1 т алюминия

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,, 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) 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 для рафинирования

Ванна работает при 750-800°С, расход электроэнергии составляет 20 кВт ּ ч 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.

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.

Получение вторичного алюминия

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 в ыделением 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 сниж ение выхода алюминия по току.

На угольном аноде происходит разряд ионов кислорода: 2O2– – 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.

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.

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 кВт ּ ч; безвоз­вратные потери металла на литейном передел е 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 электро­литического получения первичного алюминия, но имеют другое подключение по­люсов: подина служит анодом, а верхний ряд электродов - катодом. Совре­менные электролизеры для электролитического рафинирования алюминия рас­считаны на силу тока до 75 кА.

Электрохимический выход по току, рассчитанный по вылитому из электро­лизера металлу, составляет 97-98%. Фактический же выход по току, рассчитанный по количеству товарного металла, составляет 92-96%.

Основным фактором, снижающим выход по току, помимо прямых потерь тока на разряд более электроотрицательных ионов, потерь металла за счет его окисления и механических потерь алюминия, является работа электролизеров с выпуском несортового металла, который вновь возвращается в анодный сплав для последующего рафинирования. Эти периоды работы электролизеров имеют место при пуске электролизеров и нарушениях технологического режима.

Электролитическое рафинирование алюминия является очень энергоемким производством. Расход электроэнергии в переменном токе, включая энергию, затраченную на подготовку электролита и анодного сплава, работу вентиляционных устройств и транспортных средств, а также потери на преобразование пе­ременного тока в постоянный, составляет 18,5-21,0 тыс. кВт ּ ч на 1 т алюминия. Энергетический к. п. д. рафинировочных электролизеров не превышает 5-7%, т. е. 93-95% энергии расходуется в виде потерь тепла, выделяемого в основном в слое электролита (примерно 80-85% от общего прихода тепла). Следовательно, основными путями дальнейшего снижения удельного расхода электроэнергии на электролитическое рафинирование алюминия являются совершен­ствование теплоизоляции электролизера (особенно верхней части конструк­ции) и снижение слоя электролита (уменьшение междуэлектродного рас­стояния).

Чистота алюминия, рафинированного по трехслойному методу, 99,995%; она определяет­ся по разности с пятью основными примесями - железом, крем­нием, медью, цинком и титаном. Количество получаемого металла такой марки может составлять 45-48% от общего выпуска (без его расшихтовки с более низкими, сортами).

Следует, однако, отметить, что в электролитически рафинированном алюминии содержатся в меньших количествах примеси других металлов, что сни­жает абсолютную чистоту такого алюминия. Радиоактивационный анализ поз­воляет обнаружить в электроли­тически рафинированном алюминии до 30 примесей, суммарное содержание которых примерно 60 ּ 10–4%. Следовательно, чистота рафинированного алюминия по разности с этими примесями состав­ляет 99,994% .

Помимо примесей, предусмотренных ГОСТом (см. табл. 1.1), в наиболее распространен­ной марке (А99) электролитически рафинированного алюминия содержится, %: Cr 0,00016; V 0,0001; Ga 0,0006; Pb 0,002; Sn 0,00005; Ca 0,002-0,003; Na 0,001-0,008; Mn 0,001-0,007; Mg 0,001-0,007; As<0,0001; Sb<0,00002; Bi<0,00001; Cd<0,000001; S 0,0007.

Один из источников загрязнения катодного алюминия - графитовые токоотводы, содержащие окись железа и кремния и постоянно соприкасающиеся с рафинированным алюминием. Если ток к катодному алюминию подводить непосредственно алюминиевыми шинами и применять инструмент из очень чистого графита, можно получать металл чистотой 99,999% по разности с опре­деляемыми примесями (Fe, Si, Cu, Zn и Ti). B таком металле содержится в среднем, %: Si 0,0002; Fe 0,00032; Cu 0,0002; Zn 0,0002 и Ti 0,00005. Однако из-за технических трудностей такой способ подвода тока пока не нашел широкого промышленного применения.

Получение алюминия особой чистоты

Алюминий особой чистоты (марки A999) может быть получен тремя способами: зонной плавкой, дистилляцией через субгалогениды и электролизом алюминий-органических соединений. Из перечисленных способов получения алюминия особой чистоты практическое применение в СССР получил способ зонной плавки.

Принцип зонной плавки заключается в многократном прохождении расплавленной зоны вдоль слитка алюминия. По величине коэффициентов распределения К=Ств/Сж (где Ств - концентрация примеси в твердой и Сж - в жидкой фазе), которые в значительной мере определяют эффективность очистки от примесей, эти примеси могут быть разбиты на три группы. К первой группе относятся примеси, понижающие температуру плавления алюми­ния; они имеют К<1, при зонной плавке концентрируются в расплавленной зоне и переносятся ею к конечной части слитка. К числу этих примесей принадлежат Ga, Sn, Be, Sb, Ca, Th, Fe, Co, Ni, Ce, Te, Ba, Pt, Au, Bi, Pb, Cd, In, Na, Mg, Cu, Si, Ge, Zn. Ко второй группе принадлежат примеси, повышающие темпера­туру плавления алюминия; они характеризуют­ся К>1 и при зонной плавке концентрируются в твердой (начальной) части слитка. К этим примесям отно­сятся Nb, Ta, Cr, Ti, Mo, V. К третьей группе относятся примеси с коэффици­ен­­том распределения, очень близким к единице (Mn, Sc). Эти примеси практи­чески не удаляются при зонной плавке алюминия.

Алюминий, предназначенный для зонной плавки, подвергают некоторой под­готовке, которая заключается в фильтрации, дегазации и травлении. Фильтра­ция необходима для удаления из алюминия тугоплавкой и прочной окисной пленки, диспергированной в металле. Окись алюминия, присутствующая в рас­плавленном алюминии, может при его затвердевании создавать центры крис­таллизации, что ведет к получению поликристалличес­кого слитка и нарушению эффекта перераспределения примесей между твердым металлом и расплавлен­ной зоной. Фильтрацию алюминия ведут в вакууме (остаточное давление 0,1-0,4 Па) через отверстие в дне графитового тигля диаметром 1,5-2 мм. Предва­рительную дегазацию алюминия перед зонной плавкой (также нагреванием в вакууме) проводят для предупреждения разбрызгивания металла при рас­плавлении зоны в случае проведения процесса в глубоком вакууме. Последняя стадия подготовки алюминия к зонной плавке - травление его поверхности смесью концентрированных соляной и азотной кислот.

Так как алюминий обладает значительной химической активностью и в ка­честве основного материала для контейнеров (лодочек) применяют особо чи­стый графит, то зонную плавку алюминия проводят в вакууме или в атмосфере инертного газа (аргон, гелий).

Зонной плавкой в вакууме обеспечивается большая чистота алюминия вслед­ствие улетучивания части примесей при вакуумировании (магния, цинка, кад­мия, щелочных и щелочноземельных металлов), а также исключается загряз­нение очищенного металла примесями в результате применения защитных инертных газов. Зонную плавку алюминия в вакууме можно проводить при не­прерывной откачке кварцевой трубы, куда помещают графитовую лодочку со слитком алюминия, а также в запаянных кварцевых ампулах, из которых пред­варительно откачивают воздух до остаточного давления примерно 1 ּ 10–3 Па.

Для создания расплавленной зоны на слитке алюминия при его зонной плавке может быть применен нагрев с помощью небольших печей сопротивле­ния или же токов высокой частоты. Для электропитания печей электросопро­тивления не требуется сложной аппаратуры, печи просты в эксплуатации. Един­ственный недостаток этого метода нагрева - небольшое сечение слитка очи­щаемого алюминия.

Индукционный нагрев токами высокой частоты - идеальный способ созда­ния расплав­ленной зоны на слитке при зонной плавке. Метод высокочастотного нагрева (помимо того, что он позволяет осуществить зонную плавку слитков больших сечений) имеет важное преимущество, заключающееся в том, что рас­плавленный металл непрерывно перемешива­ется в зоне; это облегчает диффу­зию атомов примеси от фронта кристаллизации в глубь расплава.

Впервые промышленное производство алюминия высокой чистоты зонной плавкой было освоено на Волховском алюминиевом заводе в 1965 г. на уста­новке УЗПИ-3, разработанной ВАМИ. Эта установка была оснащена четырьмя кварцевыми ретортами с индукционным нагревом, при этом индукторы были подвижными, а контейнеры с металлом неподвижными. Производительность ее составляла 20 кг металла за цикл очистки. Впослед­ствии была создана и введена в промышленную эксплуатацию в 1972 г. на Волховском алюминиевом заводе более высокопроизводительная цельнометаллическая уста­новка УЗПИ-4.

Эффективность очистки алюминия при зонной плавке может быть охарак­теризована следующими данными. Если суммарное содержание примесей в элек­тролитически рафинированном алюминии составляет (30÷60) ּ 10–4%, то после зонной плавки оно снижается до (2,8÷3,2) ּ 10–4%, т. е. в 15-20 раз. Это отве­чает остаточному электросопротивлению алюминия ρ ○ (при температуре жид­кого гелия 4,2 К) соответств енно (20÷40) ּ 10–10 и (1,8÷2,1) ּ 10–10 или чистоте 99,997-99,994 и 99,9997%. В табл. 1.4 (см. ниже) приведены данные радиоактивационного анализа о содержании некоторых примесей в зонно-очищенном алюминии и электролитически рафинированном. Эти данные свидетел ьствуют о сильном сни­жении содержания большинства примесей, хотя такие примеси, как марганец и скандий, при зонной плавке практически не удаляются.

В последние годы в ВАМИ разработана и опробована в промышленных условиях технология получения алюминия чистотой 99,9999% методом каскад­ной зонной плавки. Сущность способа каскадной зонной плавки заключается в том, что очистку исходного алюминия чистотой А999 ведут, последовательно повторяя циклы (каскады) зонной планки. При этом исходным материалом каж­дого последующего каскада служит средняя, наиболее чистая часть слитка, по­лучаемого в результате предыдущего цикла очистки.

Для получения металла чистотой 99,9999% достаточно провести два каскада зонной плавки. Дальнейшее увеличение числа каскадов не повышает чистоту алюминия, хотя и увеличивает общий выход металла чисто­той 99,9999%.

Другим возможным процессом для получения алюминия особой чистоты является его дистилляция через субгалогениды, в частности через субфторид алюминия.

Давление насыщенных паров металлического алюминия недостаточно вы­соко, чтобы осуществить его непосредственную дистилляцию с практически при­емлемыми скоростями. Однако при нагревании в вакууме (при 1000-1050°С) с AlF3 алюминий образует легколетучий субфторид AlF, который перегоняется в холодную зону (800°С), где вновь распадается (диспропорционирует) с выделением чистого алюминия.

Возможность глубокой очистки алюминия от примеси в основном обусловлена тем, что вероятность образования субсоединений алюминия значительно больше вероятности образования субсоединений примеси.

Содержание примесей, в алюминии, дистиллированном через субфторид, находится в обратной зависимости от массы получаемых слитков. В слитках мас­сой 1,5-1,7 кг суммарное содержание примесей (Si, Fe, Cu, Mg) составляет 11 ּ 10–4 %, а содержание газов 0,007 см3/100 г. Удельное остаточное сопротив­ление (ρ ○) при температуре жидкого гелия для такого металла составляет (1,7÷2,0) ּ 10–10 Ом ּ см. Дистилляция алюминия через субфторид имеет ряд не­достатков (сравнительно небольшая производительно сть, недостаточно глубокая очистка от магния и др.), поэтому способ не получил промышленного развития.

Разработаны также способы получения алюминия особой чистоты электро­лизом комплексных алюминийорганических соединений, отличающиеся составом электролита. Например, в ФРГ применяют способ электролиза 50%-ного рас­твора NaF ּ 2Al (C2H5)3 в толуоле. Рафинирование проводят при 100°С, на­пряжении на электролизере 1,0-1,5 В и плотности тока 0,3-0,5 А/дм2 с использованием алюминиевых электродов. Катодный выход по току 99%. Элект­рохимическим рафинированием в алюминийорганических электролитах сущест­венно снижается содержание марганца и скандия, которые практически не удаляются при зонной очистке. Недостатками указанного способа являются его низкая производительность и высокая пожароопасность.

Для более глубокой очистки алюминия и получения металла чистотой 99,99999% и более можно использовать комбинирование указанных выше спо­собов: электролиз алюминийорганических соединений или возгонку через субфторид с последующей зонной плавкой полученного алюминия. Например, многократной зонной очисткой алюминия, полученного электролизом алюминийорганических соединений, удается получить металл особой чистоты с содержанием примесей, ×10–9 %: Fe 50; Si <500; Cu 10; Mg 30; Mn 5; Ti <500; Cr 20; Zn <50; Co <1; Ag <5; Sb <1 и Se 3.

Применение

Сочетание физических, механических и химических свойств алюминия определяет его широкое применение практически во всех областях техники, особенно в виде его сплавов с другими металлами. В электротехнике алюминий успешно заменяет медь, особенно в производстве массивных проводников, например, в воздушных линиях, высоковольтных кабелях, шинах распределительных устройств, трансформаторах (электрическая проводимость алюминия достигает 65,5% электрической проводимости меди, и он более чем в три раза легче меди; при поперечном сечении, обеспечивающем одну и ту же проводимость, масса проводов из алюминия вдвое меньше медных). Сверхчистый алюминий употребляют в производстве электрических конденсаторов и выпрямителей, действие которых основано на способности окисной пленки алюминия пропускать электрический ток только в одном направлении. Сверхчистый алюминий, очищенный зонной плавкой, применяется для синтеза полупроводниковых соединений типа AIII BV, применяемых для производства полупроводниковых приборов. Чистый алюминий используют в производстве разного рода зеркал отражателей. Алюминий высокой чистоты применяют для предохранения металлических поверхностей от действия атмосферной коррозии (плакирование, алюминиевая краска). Обладая относительно низким сечением поглощения нейтронов, алюминий при­меняется как конструкционный материал в ядерных реакторах.

В алюминиевых резервуарах большой емкости хранят и транспортируют жидкие газы (метан, кислород, водород и т. д.), азотную и уксусную кислоты, чистую воду, перекись водорода и пищевые масла. Алюминий широ­ко применяют и оборудовании и аппара­тах пищевой промышленности, для упаковки пищевых продуктов (в виде фольги), для производства разного рода бытовых изделии. Резко возросло потребление алюминия для отделки зда­ний, архитектурных, транспортных и спортивных сооружений.

В металлургии алюминий (помимо сплавов на его основе) - одна из самых распростра­нённых легирующих добавок в сплавах на основе Cu, Mg, Ti, Ni, Zn и Fe. Применяют алюминий также для раскисления стали пред заливкой её в форму, а также в процессах получения некоторых металлов методом алюминотермии. На основе алюминия методом порошковой металлургии создан САП (спечённый алюминиевый по­рошок), обладающий при температурах выше 300°С большой жаропрочностью.

Алюминий используют в производстве взрывчатых веществ (аммонал, алюмотол). Широко применяют различные соединения алюминия.
Производство и потребление алюминия непрерывно растет, значительно опережая по темпам роста производство стали, меди, свинца, цинка.
Да автор прав все очень просто...

Очередной разводила...
P.S. - удачи..

ИЗОБРЕТЕНИЕ
Патент Российской Федерации RU2529264

Область деятельности(техники), к которой относится описываемое изобретение

Изобретение относится к цветной металлургии, в частности к получению алюминия из металлургического глинозема.

ПОДРОБНОЕ ОПИСАНИЕ ИЗОБРЕТЕНИЯ

Известен промышленный способ Эру-Холла - электролиз криолит-глиноземных расплавов, по которому выпускается весь первичный алюминий [Минцис М.Я. Электрометаллургия алюминия / М.Я. Минцис, П.В. Поляков, Г.А. Сиразутдинов. Новосибирск: Наука. 2001. 368 с.]. Несмотря на долгий срок применения данной технологии, она имеет ряд недостатков: низкий энергетический КПД 40-50%; высокий расход электроэнергии (13-17 кВт·ч/кг Al); загрязнение окружающей среды; высокие материальные и трудозатраты.

Известен усовершенствованный способ получения алюминия по технологии Эру-Холла (патент US 6126799, опубл. 10.03.2000), в котором используют с металлическим электродами, покрытыми керамическим оксидом, обладающим проводимостью по иону кислорода. При электролизе с таким анодом ионы кислорода проходят через оксидный слой и разряжаются на металлической основе. За исключением благородных металлов не было найдено ни одного индивидуального металла, пригодного для использования в качестве инертного анода, а основами для создания материала металлического инертного анода выбирались железоникелевый сплав (Fe-Ni) по патенту US 5006209 и алюминиевая бронза.

Основным недостатком металлических анодов является их быстрая растворимость в криолит-глиноземном расплаве и загрязнение первичного алюминия. Образующиеся на поверхности металлического электрода оксидные пленки, образующиеся в результате коррозии, повышают электрическое сопротивление на поверхности электрода. Сохранность слоя может быть обеспечена только при высокой активности ионов кислорода (O 2-) в прианодном слое электролита, что особенно сложно осуществить при низких (700-900°C) температурах, когда растворимость глинозема низка и активность ионов кислорода резко изменяется. Снижение температуры электролита за счет дорогостоящих модифицирующих добавок, в свою очередь, необходимо для снижения растворимости оксидного слоя анода.

Известен усовершенствованный способ получения алюминия (патент US 3960678, опубл. 01.08.1976) с анодами с полупроводниковыми оксидами с электронной проводимостью и кислородом, выделяющимся прямо на поверхности оксида. Наибольшее распространение в этой группе получили аноды на основе ферритов никеля (NiFe 2 O 4), разработанные компанией Alcoa, и оксида олова (SnO 2), предложенные к испытаниям. Основным достоинством керамики является ее низкая растворимость в криолит-глиноземном расплаве.

Основным недостатком является низкий срок службы анодов, а промышленному внедрению керамики мешают низкая механическая прочность массивных образцов, особенно при высоких температурах, и сложность изготовления надежных токоподводящих контактов. Представляет большую опасность и возможность восстановления оксидов до металла растворенным алюминием в случае остановки.

Из альтернативных способов известны способы карботермического восстановления алюминия из его оксида, исследования, проведенные компаниями Alcan, Pechiney, Hydroaluminum. Наибольший прогресс в разработке карботермического способа (патент RU 2301842 C2, опубл. 27.06.2007) достигнут в результате совместных работ компаний Alcoa и Elcem. В печи карботермического восстановления, применяемой для получения алюминия, используют полую разделительную перегородку для подачи углеродного материала в протекающий под ней поток. Эта перегородка разделяет низкотемпературную реакционную зону, где проводят реагирование оксида алюминия с углеродом с образованием карбида алюминия, и высокотемпературную реакционную зону, где проводят реагирование карбида алюминия и оставшегося оксида алюминия с образованием алюминия и оксида углерода. Изобретение обеспечивает возможность подачи дополнительного углеродсодержащего материала в реактор и его равномерного распределения, возможность исключения локализованного перегрева ванны шлака и снижение уноса алюминия.

Основными недостатками, связанными с процессом карботермического способа, являются незначительный выбор материалов, стойких к воздействию жидкого оксикарбидного расплава и газов при температуре до 2100°C, трудности эффективного регулирования и поддержания высокой рабочей температуры, невозможность обеспечения чистоты металла из-за примесей в нефтяном коксе и неполная декарбонизация полученного алюминия.

Известен хлоридный способ производства алюминия (патент US 3893899, опубл. 07.08.1975). В нем в качестве сырья используется AlCl 3 , растворенный в расплавленных хлоридах щелочных металлов. Проведение процесса возможно при низких температурах электролиза (~700°C). Преимуществами такого способа являются высокие плотности тока, т.к. в расплаве присутствует только один вид анионов, способных окисляться на аноде, отсутствие окисления хлором угольных анодов, что делает их нерасходуемыми.

К недостаткам способа относят необходимость в производстве и транспортировке чистого обезвоженного AlCl 3 . Содержание оксидов и гидроксидов должно быть низким, чтобы избежать окисления графитовых электродов и накопления шлама оксихлоридов, которые малорастворимы в хлоридном электролите. Высокие парциальные давления паров различных компонентов электролита, поэтому требуется очистка хлора, выделяемого при электролизе, от паров электролита и возврат уловленных хлоридов в электролизер. Наиболее эффективная попытка внедрения процесса была сделана компанией Alcoa. Несмотря на высокую производительность (около 13 т Al/сут) для одного электролизера и низкий удельный расход электроэнергии (около 9 кВт·ч/кг Al, без учета расхода энергии на процесс хлорирования), метод имеет несколько сложных технических проблем, которые до сих пор исключают его коммерческое применение.

Известно альтернативное получение алюминия из его сульфида (патент NL 20080202939, опубл. 28.08.2008). Безводный высокочистый сульфид алюминия получают из глинозема, далее электролитическим способом разлагают на алюминий и серу в многополярной ванне. При выходе по току в 90% удельный расход электроэнергии составит всего 5,24 кВт·ч/кг Al.

Главным недостатком является необходимость в производстве и создании отдельно технологического передела для получения очень чистого Al 2 S 3, это делает технологию промышленно нереализуемой, также существует сложность самого агрегата.

Известен способ получения алюминия электролизом расплава (патент RU 2415973 C2, опубл. 10.04.2011). Способ включает электролиз расплава KF-NaF-AlF 3 с добавками Al 2 O 3 при температуре электролита 700-900°C и поддержание криолитового отношения (KF+NaF)/AlF 3 от 1,1 до 1,9. Электролиз ведут при анодной плотности тока не более 1,0 А/см 2 и катодной плотности тока не более 0,9 А/см 2 . Обеспечивается увеличение производительности с одновременным снижением удельного расхода электроэнергии и удешевлением известного способа электролитического получения алюминия и низкая скорость коррозии электродных материалов, в частности инертных анодов. Температура электролиза при их использовании не превышает 150°C, что снижает требования к материалам электролизера, корректировке состава электролита, уменьшает экологическую нагрузку на окружающую среду.

Недостатком способа является высокая стоимость электролита, невозможность прямого использования в качестве сырья глинозема, низкие плотности тока снижают экономическую конкурентоспособность процесса. Участвующие в процессе электролиза ионы калия существенно снижают значение выхода по току.

Известен принятый в качестве прототипа способ извлечения металлов из металлосодержащих катализаторов на основе оксидов алюминия или кремния в плазменных печах (патент RU 2075526, опубл. 20.03.1997), включающий переработку путем плавления катализаторов в смеси с известковыми флюсами и(или) глиноземом с использованием плазменно-дугового нагрева при температуре 1600-1650°C подачей углеродсодержащего восстановителя и железа с последующей продувкой полученного расплава нейтральным газом.

Недостатком способа извлечения является разрушение электродов при высоких температурах электродуговой плавки. Взаимодействие угольной пыли и осколков с жидким металлом ведет к возникновению обратных термических реакций с образованием карбидов. Процесс энергоемкий и экономически невыгодный, требует применения дорогостоящих огнеупорных материалов для футеровки. Для извлечения металла требуется полный слив печи и временная остановка процесса.

Техническим результатом предлагаемого способа является упрощение существующего способа получения алюминия и снижение материальных и энергетических затрат на его производство при высоких технико-экономических показателях процесса и экологичности процесса.

Технический результат достигается тем, что алюминий получают путем плавления непрерывно поступающего глинозема в расплаве жидкого электрокорунда при плазменно-дуговом нагреве в реакторе в интервале температур 1300-1500°C со степенью вакуумирования 1,1-1,3·10 -4 Па, с последующим осаждением первичного алюминия на поверхности электрокорунда в электроосадительной камере путем пропускания через расплав постоянного тока 150-200 А и его рафинированием. При этом жидкий алюминий осаждают и собирают на поверхности электрокорунда при температуре 850-900°C.

Сущность заявляемого способа пояснена на фиг.1.

В реакционном пространстве высокотемпературной печи с углеродной системой нагрева и теплоизоляции, которая имеет двойной водоохлаждаемый корпус 1, создается вакуум до давления остаточных защитных газов 100-150 Па с помощью одновременной работы диффузионного вакуумного насоса 3 и форвакуумного насоса 4. Глинозем загружается на поверхность расплава при помощи дозатора 2. Затем проводится равномерный нагрев глинозема до получения расплава белого электрокорунда. Для нагрева и плавления порций глинозема используется плазменная дуга плазмотрона 5 на постоянном токе «прямой полярности». Необходимым условием стабильности электрической дуги является наличие источника питания, обладающего специальными характеристиками. Образовавшийся расплав заполняет электроосадительную камеру 6, перетекая за диафрагму-перегородку 7. Первичный алюминий осаждают на поверхности электрокорунда путем пропускания через расплав постоянного тока 150-200 А посредством углеграфитовых анода 8 и катода 9. Жидкий алюминий 10 находится на поверхности расплава, выполняя функцию катода, при достижении расчетного уровня через литниковую систему посредством верхнего слива 11 направляется в рафинировочную камеру 12 на очистку.

Наиболее рациональным с точки зрения перерабатываемого объекта методом извлечения металлического алюминия из оксида алюминия является плазменно-дуговой нагрев. При этом в заявляемых условиях глинозем представляет собой расплав белого электрокорунда. Температура плавления глинозема при степени вакуумирования - 1,1-1,3·10 -4 Па снижается до 1300-1500°C. Полученный расплав электрокорунда перетекает по принципу сообщающегося сосуда в электроосадительную камеру через разделительную диафрагму-перегородку. При прохождении электрического тока через расплав на поверхности раздела в камере происходит электрохимическое восстановление ионов с образованием алюминия.

В межэлектродном зазоре глинозем представляет собой расплав, состоящий из оксида алюминия в аморфном состоянии, с развитой внутренней поверхности которого адсорбируются анионы O 2- и катионы Al 3+ на электродах. Сверху на поверхности катода идет реакция восстановления алюминия Al 3+ -3e=Al, а на аноде образуется молекулярный кислород O 2- -2e=O 2 , который транспортируется вверх по поверхности катода.

Жидкий металл находится на поверхности расплава с температурой 850-900°C, поскольку имеет плотность 2,30-2,35 г/см 3 , а плотность расплава белого электрокорунда составляет 3,70-3,95 г/см 3 . Алюминий перетекает через сливное отверстие в рафинировочную камеру по мере увеличения уровня.

Пример реализации технического решения

В реакционное пространство вакуумной электропечи загрузили 100 кг глинозема марки Г00. В результате переработки получено 52,7 кг жидкого алюминия марки А5, что соответствует удельному расходному коэффициенту глинозема 1895 кг/т Al по реакции разложения. Как следует из анализа полученных результатов, наилучшие показатели достигаются при поддержании температуры расплава на уровне 1430-1450°C, со скоростью подачи глинозема на поверхность расплава в зоне плавления 5 кг/сек.

Заявляемый способ успешно позволяет решить проблему комплексной экономичной переработки металлургического глинозема с целью извлечения алюминия, снизить расход материалов и электроэнергии, обеспечить экологические требования, предъявляемые процессу.

Формула изобретения

1. Способ получения алюминия, включающий переработку оксида алюминия путем плавления с использованием плазменно-дугового нагрева, отличающийся тем, что непрерывно поступающий глинозем плавят в расплаве жидкого электрокорунда при плазменно-дуговом нагреве в реакторе в интервале температур 1300-1500°C со степенью вакуумирования 1,1-1,3·10 -4 Па, а затем осаждают первичный алюминий на поверхности электрокорунда в электроосадительной камере путем пропускания через расплав постоянного тока 150-200 А и рафинируют в рафинировочной камере.

2. Способ по п.1, отличающийся тем, что жидкий алюминий осаждают и собирают на поверхности электрокорунда при температуре 850-900°C.

Имя изобретателя: Бажин Владимир Юрьевич (RU), Фещенко Роман Юрьевич (RU), Патрин Роман Константинович (RU), Власов Александр Анатольевич (RU)
Имя патентообладателя: федеральное государственное бюджетное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Национальный минерально-сырьевой университет "Горный" (RU)