Главная страница > Энциклопедический словарь Гранат, страница 566 > Алюминиевая промышленность

Алюминиевая промышленность

Алюминиевая промышленность. Современное добывание металлического алюминия слагается из двух самостоятельных операций: 1) получения чистой окиси алюминия (глинозема) и 2) электролиза глинозема методом Геру-Галля (Ileroult- Hall) в присутствии расплавленного криолита и фтористого алюминия, а также фтористого кальция, находящих применение как растворители, соотв. флюсующие вещества.

1. Для получения окиси алюминия, (А1203), исходным материалом в большинстве страп, добывающих алюминий (Зап. Европа, Сев,-Амср. Соединенные Штаты и Канада), служит боксит (смотрите)—продукт выветривания алюмипийсодержащих горных пород, состоящий в значительном количестве из гидратов окиси алюминия с примесями окиси железа, окиси титана и других веществ: Si02, MgO, СаО и т. и.

Природные бокситы по содержанию окисей железа и алюминия колеблются значительно: от 58% Fe2 03 и только 12,4% А12 О., и до 76,9 Л120;) и 0,1%Fe2O3. Для переработки в окись алюминия предпочитают малокремии-стые красные бокситы, содержащие АЦ03 по ниже 50%> Fe203—до 15% и несколько выше; кремнезема (Si02) в настоящее время допускается в бокситах до 7—10%, а в некоторых случаях даже и выше.

В промышленности для переработки бокситов в окись алюмипия применяются песколько методов: а) метод Лештелье, состоящий в прокаливают бокситов с содой; б) метод Байера, сводящийся к обработке боксита крепким раствором едкого натра; в) сплавление боксита с пиритом и сульфатом натрия (Пешков); г) метод Кузнецова-Жуковского и д) метод ГИПХ’а Мюллера-Яковтиа.

1) По первому методу боксит, предварительно обожженный и мелко измельченный, смешивается е кальцинированной содой в таких весовых количествах, чтобы на каждую молекулу А12 0:1 приходилось I—1,2 мол. Na20 (—»Na2C03); смесь прокаливается иди па поду пламенной печи при температуре 1100—1200°, или во вращающихся печах беспрерывного действия, типа печей для производства портланд-цементного клинкера. Полученный сплав размалывается и выщелачивается быстро водой или лучше раствором щелочи; в раствор переходит алюмипат натрия ПаА1302; окись же железа и другие примеси остаются в осадке, причем в растворимое состояние переходит по вся окись алюмипия, а в среднем около % ее; раствор отделяется от осадка па фильтр-прессах и подвергается продувке углекислотой (достаточно концентрации 20—2б°/0 С02) для осаждения гидрата окиси алюминия по схеме:

2Na А10И-00,+8Н0=2А1 (ОН)3+ Na2 С03.

Осаждсшшй гидрат отфильтровывается от раствора соды, промывается водой и прокаливается при томпоратуро 1200° для переведения в безводную окись алюминия; содовый же раствор упаривается до такой концентрации,чтобы при охлаждении выкристаллизовалась водная сода (Na2C03- 10Н20), которая прокаливанием переводится в без-

ВОДПуЮ соду, идущую спова В 1Гр0ЛЗВ0Д-етво.

2) По способу lianepa, обожженный и измельченный в топкий порошок боксит обрабатывается крепким раствором едкого патра в 45° Бё и железных автоклавах, спяблсев-ных мета той, иод давлением 5—6 атмосфер (160°) в течение 2—8 часов. Полученный в автоклаве алюминиевым щелок спускают в чан и разбавляют водою или слабыми щелоками до концентрации 24 — 25° Б6 и «п равляют на фильтрацию в фильтр-нрессьг для отделепяя щелока от перастиорпмого осадка. Осветлсшшй алюминиевый щелок, содержащий па ] мол. А1.гО;,—1,8 мод. Ка20, направляется в бак, епабжоппый мешалкою, и здесь подвергается разложению прибавлением к пому некоторого количества свеже-осаждепнбго кристаллического гидрата окиси алюмипия.

Выделение гидрата считается оконченным, когда в оставшемгя щелоке молекулярное соотношение Л120:1 и Na>0 достигает отно-шспия 1 : 6. Гидрат окиси алюмипия отфильтровывают при помощи фильтр-пресса, промывают и прокаливают для получения юкчсп алюмипия (смотрите 1-11 способ). Маточный же раствор упаривают до 45° Пб и снова пускают в оборот. Приготовленная окись алюминия содержит от 98 до 99,5% А1203, от 0,2 до 0,3% Si02, до 0,i% Na20 и так далее

3. Способ Пепякопя осповап па следующей реакции:

11 Al203+2FeS2+l 1 Na2SO,=

=11 (Na20-Al203)+Fe203+15S02.

При прокаливании в пламенной печи тесной смеси обожжспного измельченного боксита, порошка колчедана и сульфата натрия получают адюмнпат патрия и окись железа; выделившийся же серпиотый газ (S02) паиравляетгя в аппараты для получения из новареппой соли сульфата натрия и соляной кислоты (способ Хергрппса). Сплав лее, содержащий алюминат патрия и окись железа, по измельчении подвергается выщелачн-иаппю для получения раствора алюмипята натрия, который перерабатывается в гидрат окиси алюмипия, а потом в окись ого (си. 1-ый способ).

Впоследствии Пепякоч изменил свой способ и перед упрощепис в пого.

4. Способ ГСузпепова-Жуковекого позволяет применять бокситы с содержанием Si02 до 20% и выше. Процесс подучоппя глинозема состоит из 2 стадий: 1) электротермической обработки, во время которой глппозем отделяется от примесей SiO.j и Fo20:t и виде алю-ч дпата бария (ВаО. А120.,), и 2) MOKpoii обработки иоследиего, дающей окончательный про-1

дукт—глинозем. Обработка боксита по этому способу заключается в следующем: боксит измельчается па дробпльпых машипах и шихтуется с углекислым барием (Ва003), баритом (BaSO j), железом ввидо стружек (или руды)иантрацитом; шихта тщательно перемешивается в смесителях с добавлением воды для связывания се и подвергается спеканию на спекатольпых машинах типа Дуайт-Ллойда. Вводимый углекислый барий идет на связывание глинозема в алюминат бария, растворимого в воде. Барит вводится как более дешевый продукт для возмещения потерь BaCOj. Железо служит для связывания кремпия в ферро-сплшшй, с расчетом но iy-чепия 20%-пого сплава (содержание Si — 20%). Аптрацит вводится как восстановитель для восстановления имеющихся в боксите окислов железа, кремния и титапа. Спекшаяся маеса (сиптор) подвергается плавке в электропечи, врп чем ферросилиций выплавляется и собирается па дне печи, алюми-пат же бария образует шлак. Ферросилиций является готовым продуктом для продажи, а шлак алюмината бария идет в мокрую обработку. С последпей полью измельченпый шлак выщелачивается водой в баках ври нагревании; при этом получается раствор алюмината бария и порастворимый остаток, идущий в отвал. Раствор алюмината бария обрабатывается содой по реакции: БаО. А120, + Xa2C03=Na20. А1203-(-БаС03. Углекислый барий—в осадке, алюминат же патрия— в растворе. Отфильтрованный ВаС0;| высушивается и идет опять в процесс; алюминат лее натрия подвергается карбонизации (обработке углекислотой) для получения окиси алюминия и раствора соды. Гидрат окиси алюминия отфильтровывается, высушивается и прокаливается для получения окиси алюмипия, раствор соды упаривается до кристаллизации и поступает снова р процесс. (На Кнчигском комбинате вместо ВаС03 и HaSO; нашли выгодным применять мел — способ Педерсена!.

5. Метод ГИПХ’а (Мюллера-Яковкипа), ирипятый к осуществлению на волховском алюминиевом комбипато. Сущность способа сводится к следующему: боксит невысокого качества (с содерлсапием Si02 до 17% и Fe203 до 26%) просушивается в цилиндрических вращающихся почах при температуре около 1009° и приобретает хрупкость. Затем оп измельчается в шаровых мельпицах и шихтуется с содой и молом. Шихтовка ведется с расчетом достигнуть полного связывания А1.03 в алюминат патрия, перевести железо в нерастворимый осадок и осадить Si02 (для чего вводится мел, который осаждает м02 в виде нерастворимого в подо силико-алю-мииата кальция-цеолита CaA!2Si4Ov>.4H20). | По jKl2 частично персдодпт в раствор

12

в виде силиката патрия, получаемого при взаимодействии Si02 с содой. Шихта тщательно перемешивается и подается во враг щающуюся нечь для спекания при температуре 1100°. Спекшаяся шихта-плав после охлаждения измельчается в шаровых мельницах, потом подвергается выщелачиваппю холодной водой, причем в раствор переходит А1203ввидо алюмината натрия и частично Si02. В осадке (красном шламе) остается ЬЮ2, Fo203, ТЮ2 и др. перастворимые примеси боксита. Раствор алюмината натрия после отделения от осадка подвергается обескремпиванию в автоклавах, снабженных мешалками и обогреваемых змеевиком, по которому пропускается пар. Затем раствор, отделепный от кремнезема, нагревается до 90° и подвергается карбопизации (то есть обработке углекислотой), в результате осаждается гидрат окиси алюмипия и в растворе образуется сода (смотрите 4-й способ Кузнецова-Жуковского).

В страпах, по располагающих залежами боксита или располагающих ими в ограниченных количествах, возникло стремление для получения окиси алюминия использовать белью глины, а еще проще каолины, содержащие в отмученном и высушенном виде до 39% А1203. К таким странам относится УССР. Способ получения А1203 сводится к следующему: каолин тщательпо смешивается с кальцинированной содой и превращенным в порошок мелом, смесь увлажняется и брикетируется в кириичики; брикеты высушиваются и подвергаются прокаливанию при температуре 900—950° в муфельной печи или в тунельной при беспрерывном производстве; во время прокаливания удаляется из брикетов углекислота. Но охлаждении брикеты измельчаются и подвергаются выщелачиванию. В раствор переходит алюминат натрия, который отфильтровывается от осадка, в осадке жо остается кремнекислый кальцин (CaSiOj); последний промывается водою; полученные слабые щелока идут для первоначального выщелачивания сплава. Фильтрат, содержащий Na20-Al203, обрабатывается углекислотою для получения гидрата окиси алюминия в осадке, а в растворе—соды (смотрите 1-й способ по Лешательо). Остаток кремнекислого кальция (CaSi03) поело промывки и высушивания может найти применение в стекольном и портланд-цоментном производствах, а равно для получения геля—кремнекислом. По послед-пому способу в 1932 г. на Украине (близ Лисичанска) выстроен опытный завод для получения окиси алюминия (Шматько) и цриступлоно к проверке этого способа.

II. Получение алюминия электролизом. Для выделения или восстаповлеиия алюминия из окиси его требуется ее растворитьв соответствующем растворителе и раствор подвергнуть действию тока. Как растворитель употребляют расплавленный криолит (природный, гренландский, или искусственно приготовленный пз Na2SiF6). Смесь окиси алюмипия и криолита с содержанием первой до 20% плавится около 1000°; прибавлением фтористого алюминия (A1F3) молено понизить температуру плавлепия смеси до 800— 850°; если асе добавить в смеси еще поваренной соли, то температура плавления может снизиться до 700°. Прибавление поваренной соли рекомендуется только в начало плавки, ибо эта соль при дальнейшем ходе процесса улетучивается. При нормаль-иой работе обычпая температура около 800— 900°. Тепло, пеобходимое для поддержа-пия ваппы в расплавленном состояпии, сообщается электрическим током. Иосстано-вление протекает но одпой из двух схем:

А1203 -{- ЗС=2А1 ЗСО 2А1203+ЗС=4А1 + ЗС02.

Углерод, требуемый для восстановление алюминия, берется из угольных электродов. Теоретическая потенциал разложения окиси алюминия вычисляется в 2,7 V, между тех как для фтористого алюминия требуется 4,6 V, а для фтористого натрия 5,9 V. Это нам указывает, что электролиз окиси алюминия пойдет скорее и раньше, чем электролиз плавней. Выделяющийся металлический алюминий собирается в расплавленном виде па дно ваилы, а газообразные продукты в верху ео па аноде; по мере выделения алюминия и обеднения ванны на счет окиси алюминия, на аноде собираются и фтористые соединения (CaF2, SiF4), а на катоде выделяется ватрий, что сильпо понижает качество алюминия; поэтому, для избежания этих побочных реакций, через короткие промолсутки времени добавляют в ванну глинозем (А1203), а иногда немного криолита; вообще надо стараться, чтобы в вапне поддерживалось 20% окиси алюминия. Хотя теорет. потепциал разложения А1203 вычисляется в 2,7 V, однако напряжение на клеммах ванны держат около 7—8 V, потому что всегда имеются другие потери наирял;е-иия: например на аноде, сопротивление плава, потери на углях (дпо) и т. и. Лучшие выходы при вольталсе тока 7—8 V.

Электролитические ваппы представляют клепаппые л;елезпыо ящики (из котельного железа), скрепленные угольным л:елезом или сваренные; размеры их: 2,4 м длины, 1—1,5 м ширины и 0,7 м высоты. Для уменьшении потерь топла стены ваппы выкладываются огнеупорным кирпичем или плитами (например магнезитовыми), а затем стенки и дно футеруются проводящей ток угольной набойкойиди угольными плитами; под эту футеровку кладутся железные шипы, соединенные с отрядит, полюсом источника тока (это катод ванны). Анодами служат угольные пластинки; число их и размеры различны. Аноды подвешивают при помощи медных стержней к плоским медным шинам, расположенным на некоторой высоте над ванной. Аподная плотность тока 70- 100 ампер на кв. дц. Степепь использования тока колеблется от 58 до 76%. Расход энергии па 1 килограмм алюминия равен 30—40 кило-уатт-часов. Расход материалов на 1 килограмм алюмипия: 2 килограмма глинозема, 0,71 килограмм угольных анодов, 0,00—0,1 )« криолита, 0,1 — 0,15 килограмм фтористого алюмипия-(-фтористого кальцин. Выделившийся па дпе ванны алюминий или вычерпывается со дна ванны железпыми ложками, или выпускается со дпа время от времепп чороз выпускное отверстие в стенке ванны в чугунные формы. Полученный металл большей частью еще раз переплавляют в пламенных печах иди в тиглях: поело чего оп содержит от 98 до 99°/0 AI, иногда получают и более чистый металл с содержанием 99,5% А1.

Мировая производительность алюминия. В 1913 г. мировая производительность алюминия составляла 63.200 т; в последующи

годы она сильно поднялась,

чтобы В

эпоху

мирового кризиса снова снизиться.

Производство

Алюминия

в т.ах

Страны

1927 г.

1930 г.

1933 г.

САСГП

73.000

108.890

38.613

Канада

23.000

34.910

10.155

Германн:!

27.400

30.900

18.300

франция

19.640

29.000

14.500

Швейцария

21.000

24.400

7.500

Норвегия

20.847

20.500

14.936

Аиглия

7.900

19.400

11.583

Италия

2.544

8.000

12.072

Австрия, Венгрия .

2.500

3.500

Итого

197.831

279.500

_

В последние годы в Кападс фирмой Aluminium Со of Canada в Арвидо построен громадный алюминиевый завод; годовая производительность его, по американским данным, составляет около 180.000 т.

Спрос русского рынка на моталлич. А1 (но в изделиях) до войны: с 1900 по 1911 г. было ввозоно последовательно: 327, 3G0,

704, 507, 819, 1.146, 909, 360, 422, 557, 606 и 1.359 числа колеблющиеся, по с явной тенденцией к росту. В этих дапных не учтено, что ввезено в Россию не металлическим алюминием, а в изделиях. Если же учесть последнее обстоятельство, то количество ввезспного алюминия надо удвоить. Во время воины ввоз алюминия сильно возрос: ц 1915 г.—6.372 от, в 1916 г,—5.028 от и в 1917 г.—3.636 от.

Положение в СССР с получением окиси алюминия и металлического алюминия до настоящего времепп находится в известной мере в периоде разработки, опытов и опытпых установок. Дело в том, что только с 1917 г. на территории СССР стали известны местонахождения бокситов. Детальные разведки в тихвинском районе, произведенные в период 1921— 26 гг., с несомненностью установили нахождение здесь промышленных бокситовых месторождений. Для подсчета запасов бокситов геологом Малявкиным предложена была следующая их классификация:

Сорт ярима. . SiO, 10%; Л1;0П>50%. . 373.ОСИ),п I сорт. .. SiO,<15%: Л!,О3>50»/0. .600.600»

И » . .. ИЮ,<20%; А1 О,>40%. . 706.100»

III » А1,Оз>35“/0. 2.420.700 ».

Ввиду этого развитие алюмипиевой промышленности в СССР может быть планировано в ближайшее время р. значительной мере на использовании бокситов тихвинского- месторождения, примерно следующего среднего состава: А1.203<р 50% и Si0.2 > 15“/о, чему будет отвечать смесь первых трех сортов бокситов. Для применения этих бокситов в производстве окиси алюминия требуется разработка рационального, с экономической точки зрения, метода переработки их на глинозем (А1.203). В этом направлении и ведутся в настоящее время работы. Кроме тихвинских месторождений бокситов, в Союзе ССР есть указание на нахождение их па территории б. ранен-бургского у., на Журавлинское месторождение на Урале, на Алапаевские месторождения с содержанием A1.303 до 65% (в отдельных образцах) и с общими запасами в 4-5 млн. т.

В СССР действуют алюминиевые комбинаты — Волховской, Кичкасский, Лисичанский пробный завод; получение окиси алюминия из каолинов и глия принято по способу проф Ш.чатько. Всего в СССР в 1994 г.

12ДТ

добыто 14.401 т. По плану второй пятилетки строятся: Тихвинский глиноземный завод, который будет поставлять необходимую для А. п. окись алюминия; Уральский гигантский алюминиевый комбинат (Каменский, пуск его предполагается в 1936 г.); Кандалакшский глиноземный завод (переработка нефелиновых хвостов) и Карельский алюминиевый завод. Производство алюминия в 1937 г. запроектировано в размере 80 тыс. т. О сплавах алюминия см. сплавы, ХЫ, ч. 4, 184/90.

Лит.- Ft. Ullmann, cEn/.yolopadie dor technlschen Chemic», I Band; G. Grubr, «Qmndzuge dor Electroohe-mie», 2 АнП.; K. Arndt, «Tcchniache Elcctrochemie», ],:>9; А. И. Веллее, И. В. Рапопорт и К. В. Хазанов, «Алюминии», М., Цвстметиздат, 1932.

Е. Орлов.