Реферат: Производство Алюминия

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

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

Рудами алюминия могут служить лишьпороды, богатые глиноземом (Al2O3) и залегающие крупнымимассами 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 икаолинита Al2O3ּ2SiO2ּ2H2O. Химический состав бокситов сложен: 28-70% глинозема;0,5-20% кремнезема; 2-50% окиси железа; 0,1-10% окиси титана. В последнее времяв качестве руды стали применять нефелины и алуниты.

Крупные месторождения бокситов находятся на Урале, вТихвинском 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, заменивамальгаму калия металлическим калием:

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

В 1854 г. Сент-Клер Девиль воФранции впер­вые применил способ Велера для промышленного производстваалюминия, ис­пользовав вместо калия более дешевый натрий, а вместогигроскопичного хло­рида алюминия — более стойкий двойной хлорид алюминия инатрия. В 1865 г. русский физико-химик Н. Н. Бекетов показал возможностьвытеснения алюми­ния магнием из расплавленного криолита. Эта реакция в 1888 г.была исполь­зована для производства алюминия на первом немецком заводе вГмелингене. Производство алюминия этими так называемыми «химическими» способамиосу­ществлялось 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 химическиеспособы вытеснил электролитический способ, который позволил резко снизитьстоимость алюминия и создал предпосылки к быстрому развитию алюминиевойпромышленности. Основоположники современного электролитического способапроизводства алюминия Эру во Франции и Холл в США независимо друг от другаподали в 1886 г. почти аналогичные заявки на патентование способа полученияалюминия электролизом глинозема, растворенного в расплавленном криолите. С мо­ментапоявления патентов Эру и Холла и начинается современная алюминие­ваяпромышленность, которая более чем за 115 лет своего существования вы­росла водну из крупнейших отраслей металлургии.

Технологический процесс получения алюминия состоит изтрех основных стадий:

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

2). Получение алюминия изглинозема;

3). Рафинирование алюминия.

Получение глинозема из руд.

/>Глиноземполучают тремя способами: щелочным, кислотным и электролитическим. Наибольшеераспространение имеет щелочной способ (метод К. И. Байера, разработанный вРоссии в конце позапрошлого столетия и применяемый для переработкивысокосортных бокситов с небольшим количеством (до 5-6%) кремнезема). С тех портехническое выполнение его было существенно улучшено. Схема производстваглинозема по способу Байера представлена на рис. 1.

Сущность способа состоит в том, что алюминиевыерастворы быстро разлагаются при введении в них гидроокиси алюминия, аоставшийся от разложения раствор после его выпаривания в условиях интенсивногоперемешивания при 169-170оС может вновь растворять глинозем,содержащийся в бокситах. Этот способ состоит из следующих основных операций:

1). Подготовкибоксита, заключающийся в его дроблении и измельчении в мельницах; в мельницыподают боксит, едкую щелочь и небольшое количество извести, которое улучшаетвыделение Al2O3; полученную пульпу подают навыщелачивание;

2).Выщелачивания боксита (в последнее время применяемые до сих пор блоки автоклавкруглой формы частично заменены трубчатыми автоклавами, в которых притемпературах 230-250°С (500-520 К) происходит выщелачивание), заключающегося вхимическом его разложении от взаимодействия с водным раствором щелочи; гидратыокиси алюминия при взаимодействии со щелочью переходят в раствор в видеалюмината натрия:

AlOOH+NaOH→NaAlO2+H2O

или

Al(OH)3+NaOH→NaAlO2+2H2O;

содержащийся в бокситекремнезем взаимодействует со щелочью и переходит в раствор в виде силикатанатрия:

SiO2+2NaOH→Na2SiO3+H2O;

в растворе алюминат натрия и силикатнатрия образуют нерастворимый натриевый алюмосиликат; в нерастворимый остатокпереходят окислы титана и железа, предающие остатку красный цвет; этот остатокназывают красным шламом. По окончании растворения полученный алюминат натрияразбавляют водным раствором щелочи при одновременном понижении температуры на100°С;

3). Отделенияалюминатного раствора от красного шлама обычно осуществляемого путем промывки вспециальных сгустителях; в результате этого красный шлам оседает, а алюминатныйраствор сливают и затем фильтруют (осветляют). В ограниченных количествах шламнаходит применение, например, как добавка к цементу. В зависимости от сортабокситов на 1 т полученной окиси алюминия приходится 0,6-1,0 т красного шлама(сухого остатка);

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

Na2OּAl2O3+4H2O→Al(OH)3+2NaOH;

5). Выделения гидроокиси алюминия и ее классификации; этопроисходит в гидроциклонах и вакуум-фильтрах, где от алюминатного растворавыделяют осадок, содержащий 50-60% частиц Al(OH). Значительную часть гидроокиси возвращают в процессдекомпозиции как затра­вочный материал, которая и остается в обороте внеизменных 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 операцияпроизводства глинозема; ее осуществляют в трубчатых вращающихся печах, а впоследнее время также в печах с турбулентным движением материала притемпературе 1150-1300оС; сырая гидроокись алюминия, проходя черезвращающуюся печь, высушивается и обезвоживается; при нагреве происходятпоследовательно следующие структурные превращения:

Al(OH)3→AlOOH→ γ-Al2O3→ α-Al2O3

200оС– 

950оС–

1200оС.

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

Этим способом извлекается 85-87% от всего получаемогоглинозема. Полученная окись алюминия представляет собой прочное химическоесоединение с температурой плавления 2050 оС.

 

Получение алюминия из его окиси

 Электролизокиси алюминия

/>Электролитическоевосстановление окиси алюминия, растворенной в расплаве на основе криолита,осуществляется при 950-970°С в электролизере. Электролизер состоит изфутерованной углеродистыми блоками ванны, к подине которой подводитсяэлектрический ток. Выделившийся на подине, служащей катодом, жидкий алюминийтяжелее расплава соли электролита, поэтому собирается на угольном основании,откуда его периодически откачивают (рис. 2). Сверху в электролит погруженыугольные аноды, которые сгорают в атмосфере выделяющегося из окиси алюминиякислорода, выделяя окись угле­рода (CO) или двуокисьуглерода (CO2). На практике находят применение два типа анодов:

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

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

Сила тока на электролизерах состав­ляет 150 000 А. Онивключаются в сеть последова­тельно, т. е. получается система (серия) — длинныйряд 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 частяхсистемы. Баланс сырья и энергии при получении 1 т алюминия представлен на рис.3.

Электролизхлорида алюминия (метод фирмы Алкоа)

/>В реакционномсосуде окись алюминия превращается сначала в хлорид алюминия. Затем в плотноизолированной ванне происходит электролиз AlCl3,растворенного в расплаве солей KCl, NaCl.Выделяющийся при этом хлор отсасывается и пода­ется для вторичногоиспользования; алюминий осаждается на катоде.

Преимуществами данного метода перед существующимэлектролизом жидкого крио­литоглиноземного расплава (Al2O3, растворенная в кри­олите Na3AlF6) считают: экономию до 30% энергии;возможность применения окиси алюминия, которая не годится для традиционногоэлектролиза (например, Al2O3с высоким содержанием кремния); замену дорогостоящего криолита более дешевымисолями; исчезновение опасности выделения фтора.

Восстановлениехлорида алюминия марганцем (Toth — метод)

/>Привосстановлении марганцем из хлорида алюминия освобождается алюминий.Посредством управляемой конденсации из потока хлорида марганца выделяютсясвязанные с хлором загрязнения. При освобождении хлора хлорид марганцаокисляется в окись марганца, которая затем восстанавливается до марганца,пригодного к вторичному применению. Сведения в имеющихся публикациях весьманеточны, так что в данном случае придется отказаться от оценки метода.

 

Получение рафинированного алюминия

Для алюминия рафини­рующий электролиз с разло­жениемводных солевых рас­творов невозможен. Пос­кольку для некоторых целей степеньочистки промыш­лен­ного алюминия (Al 99,5 — Al 99,8), полученного электролизом криолитогли­нозем­ногорасплава, недос­таточна, то из промышлен­ного алюминия или отходов металлапутем рафинирова­ния получают еще более чистый алюминий (Al99, 99 R). На­иболее известен метод рафинирования —трехслой­ный электролиз.

Рафинированиеметодом трехслойного электролиза

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

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

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

В результате рафинирования получают чистый алюминий(99,99%) и про­дукты сегрегации (зайгер-продукт), которые содержат тяжелыеметаллы и крем­ний и выделяются в виде щелочного раствора и кристаллическогоостатка. Щелоч­ной раствор является отходом, а твердый остаток применяется дляраскисления.

Рафинированный алюминий имеет обычно следующий состав, %:Fe 0,0005-0,002; Si0,002-0,005; Cu 0,0005-0,002; Zn0,0005-0,002; Mg следы; Alостальное.

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

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

Марка

Номер

Допустимые примеси*, %

всего

в том числе

Si

Fe

Ti

Cu

Zn

прочие

A199,99R 3.0400 0,01 0,006 0,005 0,002 0,003 0,005 0,001 A199,9H 3.0300 0,1 0,050 0,035 0,006 0,005 0,04 0,003 A199,8H 3.0280 0,2 0,15 0,15 0,03 0,01 0,06 0,01 A199,7H 3.0270 0,3 0,20 0,25 0,03 0,01 0,06 0,01 A199,5H** 3.0250 0,5 0,30 0,40 0,03 0,02 0,07 0,03 A199H 3.0200 1,0 0,5 0,6 0,03 0,02 0,08 0,03

* Насколько возможно определить обычными методами исследования.

** Чистый алюминий для электротехники (алюминиевые проводники) поставляют в виде первичного алюминий 99,5, содержащего не более 0,03% (Ti + Cr + V + Mn); обозначается в этом случае E-A1, номер материала 3.0256. В остальном соответствует нормам VDE-0202.

/> /> /> /> /> /> /> /> /> />

Рафинированиепутем алюмоорганических комплексных соединений и зонной плавкой

Алюминий степени чистоты выше марки A199,99 R может быть получен рафинирую­щим электролизомчистого или технически чистого алюминия с применением в качестве электролитакомплексных алюмоорганических соединений алюминия. Электролиз проходит притемпературе около 1000°С между твердыми алюминиевыми электродами и в принципесхож с рафинирующим электролизом меди. Природа электролита диктуетнеобходимость работать без доступа воздуха и при низкой плотности тока.

Этот вид рафинирующего электролиза, применяемым сначалалишь в лабора­торном масштабе, уже осуществляется в небольшом производственноммасштабе — изготовляется несколько тонн металла в год. Номинальная степеньочистки полу­чаемого металла 99,999-99,9999%. Потенциальными областямиприменения металла такой чистоты являются криогенная электротехника иэлектроника.

Возможно применение рассмотренного метода рафинирования ив гальванотехнике.

Еще более высокую чистоту — номинально до A1 99,99999 — можно получить последующей зонной плавкойметалла. При переработке алюминия повышенной чистоты в полуфабрикат, лист илипроволоку необходимо, учитывая низкую температуру рекристаллизации металла,принимать особые меры предосторожности. Примечательным свойствомрафинированного металла является его высокая электропроводность в областикриогенных температур.

Получение вторичного алюминия

Переработка вторичного сырья и отходов производ­стваявляется экономически выгодной. Получаемыми при этом вторичными спла­вамиудовлетворяется около 25% общей потребности в алюминии.

/>Важнейшейобластью применения вторичных сплавов является производство алюминиевогофасонного литья. В DIN 1725, лист 2 наряду состандартными 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 самыхразнообразных пропорциях можно осуществлять только на специально оборудованныхплавиль­ных заводах. Представление о сложном рабочем процессе на таком заводедает рис. 5.

Отходы переплавляют после грубой предвари­тельнойсортировки. Со­держа­щиеся в этих отхо­дах железо, никель или медь, точкаплавления ко­торых выше точки пла­вления алюминия, при плавке в плавильной по­роговойпечи остаются в ней, а алюминий выплав­ляется. Для удаления из отходовнеметаллических включений типа окислов, нитридов, карбидов или газов применяютобра­ботку расплавленного ме­талла солями или (что рациональней) продувку газом— хлором или азо­том.

Для удаления метал­лических примесей из расплава известныраз­личные методы, например присадка магния и ваку­умирование — метод Бекша (Becksche); при­садка цинка или ртути с последующимвакуумированием — субгалогенный метод. Удаление магния ограничивается введениемв расплавленный металл хлора. Путем введения добавок, точно определяемыхсоставом расплава, получают заданный литейный сплав.

 

Производство алюминия технической чистоты

Электролитический способ — единственный применяющийсяво всем мире для производства металлического алюминия технической чистоты. Вседругие способы (цинкотермический, карбидотермический, субхлоридный, нитридный идр.), с помощью которых алюминий может быть извлечен из алюминиевых руд,разрабатывались в лабораторном и опытно-промышленных масштабах, од­нако пока ненашли практического применения.

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

В целом получение алюминия электролитическимспособом включает в себя производство глинозема (окиси алюминия) из алюминиевыхруд, производство фтористых солей (криолита, фтористого алюминия и фтористогонатрия), произ­водство углеродистой анодной массы, обожженных угольных анодныхи катод­ных блоков и других футеровочных материалов, а также собственно электро­литическоепроизводство алюминия, которое является завершающим этапом современнойметаллургии алюминия.

Характерным для производства глинозема, фтористыхсолей и углеродис­тых изделий является требование максимальной степени чистотыэтих материа­лов, так как в криолитоглиноземных расплавах, подвергающихсяэлектролизу, не должны содержаться примеси элементов, болееэлектроположительных, чем алюминий, которые, выделяясь на катоде в первуюочередь, загрязняли бы металл.

В глиноземе марок Г-00, Г-0 и Г-1, которыепреимущественно использу­ются при электролизе, содержание SiO2составляет 0,02-0,05%, a Fe2O3 —0,03-0,05%. В криолите в   среднем содержится 0,36-0,38% SiO2и 0,05-0,06% Fe2O3,во фтористом алюминии 0,30-0,35%   (SiO2 + Fe2O3). Ванодной массе содержится не более 0,25% SiO2и 0,20% Fe2O3.

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

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

По современным представлениям, криолит врасплавленном состоянии диссоциирует на ионы /> и />: />, а глинозем — накомплексные ионы /> и />: />, которые находятся вравновесии с простыми ионами: />, />.

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

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

При определенных условиях (относительно большаяконцентрация ионов Na+, высокая температураи 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 ионовкислорода: 2O2– – 4e → O2. Однакокислород не выделяется в свободном виде, так как он окисляет угле­род анода собразованием 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), которыеулучшают некоторые физико-хи­мические свойства электролита и тем самым повышаютэффективность работы электролизеров. Максимальное содержание глинозема вэлектролите составляет обычно 6-8%, снижаясь в процессе электролиза. По мереобеднения электро­лита глиноземом в него вводят очередную порцию глинозема. Длянормаль­ной работы алюминиевых электролизеров отношение NaF:AlF3 в электролите поддерживают в пределах2,7-2,8, добавляя порции криолита и фтористого алюминия.

В производстве алюминия применяют электролизеры ссамообжигающимися угольными анодами и боковым или верхним подводом тока, атакже электро­лизеры с предварительно обожженными угольными анодами. Наиболееперс­пективна конструкция электролизеров с обожженными анодами, позволяющаяувеличить единичную мощность агрегата, снизить удельный расход электро­энергиипостоянного тока на электролиз, получить более чистый металл, улуч­шитьсанитарно-гигиенические условия труда и уменьшить выбросы вредных веществ ватмосферу.

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

ТАБЛИЦА 1.3

ОСНОВНЫЕ ТЕХНИЧЕСКИЕ ПАРАМЕТРЫ И ПОКАЗАТЕЛИ РАБОТЫАЛЮМИНИЕВЫХ ЭЛЕКТРОЛИЗЕРОВ

Параметры  и показатели

С самообжигающимися   анодами

С обожженными анодами

боковой

токоподвод

верхний токоподвод

Сила тока, кА 60—120 60—155 160—255 Суточная производительность электролизера, т 0,42—0,85 0,40—1,10 1,10—1,74

Анодная плотность тока, А/см2

0,80—0,90 0,65—0,70 0,70—0,89 Среднее напряжение на электролизере, В 4,45—4,65 4,50—4,70 4,30—4,50 Выход по току, % 85—88 84—86 85—89 Расходные коэффициенты на 1 т алюминия: электроэнергии постоянного тока, кВтּч 15100—16200 15500—17300 14500—15500 глинозема, кг 1920—1940 1920—1940 1920—1940 анодной массы, кг 520—560 560—620 — обожженных анодов, кг — — 540—600 Фтористых солей в пересчете на фтор, кг 20—30 25—35 15—25

Первичный алюминий, извлекаемый из электролизеров(алюминий-сырец), содержит ряд примесей, которые можно подразделить на тригруппы: неметал­лические (фтористые соли, α- и γ-глинозем,карбид и нитрид алюминия, уголь­ные частицы, механически увлекаемые при выливкеметалла из электролизера); металлические (железо, кремний), переходящие изсырья, угольных материалов и конструктивных элементов электролизера;газообразные — преимущественно водород, который образуется в металле врезультате 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 металлическихмикропримесей в электролитическом алюминии приведено ниже, %:

Элемент

V

Mn

Cr

Ti

Cu

Zn

Среднее содержание 0,0025 0,003 0,0025 0,004 0,002 0,007 Пределы изменения 0,001—0,008 0,001—0,006 0,001—0,008 0,002—0,008 0,001—0,008 0,002—0,014

Элемент

Ni

Li

P

S

Ga

Na

Среднее содержание <0,002 0,0002 0,001 0,0005 0,008 0,004 Пределы изменения <0,001—0,004 0,0001—0,0003 0,001—0,0024 0,0001—0,0009 0,004—0,012 0,002—0,008

Основным источником поступления металлических микропримесейв алю­миний является глинозем, который в зависимости от вида исходного сырья мо­жетсодержать 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 условииприменения чистых исходных материалов (в первую очередь глинозема иуглеродистых ма­териалов) удается получить алюминий-сырец марок А85 и А8 (99,85и 99,80%). Наибольшая доля металла этих марок (60-70 % от общего выпуска) полу­чаетсяна электролизерах с обожженными анодами, а также на электролизерах с боковымподводом тока (до 70 % от общего производства). На электролизерах с самообжигающимисяанодами и верхним токоподводом выпуск алюминия-сырца марки А8 невысок(составляет 1-3%), а металл марки А85 получить не удается из-за значительныхпримесей железа, поступающего в алюминий из несырьевых источников (анодныештыри, чугунные секции газосборников, тех­нологический инструмент, катодныйузел).

Расплавленный первичный алюминий, извлеченный изэлектролизеров с по­мощью вакуумного ковша, поступает в литейное отделение длярафинирования от неметаллических и газовых примесей и дальнейшей переработки втоварную продукцию (чушки, цилиндрические и плоские слитки, катанку и т. п.).Перед разливкой алюминий-сырец   выдерживают в расплавленном состоянии в элек­трическихпечах сопротивления (миксерах) или в газовых отражательных печах. В этих печахне только проводят рациональную шихтовку различных по составу порций жидкогоалюминия, но и частично очищают от неметаллических включений, окисных пленок инатрия.

Разливка алюминия из миксера в чушки производится спомощью литей­ных машин конвейерного типа; цилиндрические и плоские слиткиизготавли­вают методом полунепрерывного литья, а для получения катанкиприменяют специальные агрегаты совмещенного литья и прокатки.

На отечественных алюминиевых заводах при литье слитковалюминий, по­ступающий из миксера в кристаллизатор литейной машины, подвергаютпрос­тейшему виду рафинирования — фильтрации расплава через стеклосетку с ячей­камиразмером от 0,6×0,6 до 1,7×1,7 мм. Этот метод позволяет очищатьалюминий только от очень грубых окисных включений; более совершенен методфильтрации расплава через стеклосетку в восходящем потоке. При таком способефильтрования частицы окисных включений, сталкиваясь с сеткой, не захватываютсяпотоком расплава, а осаждаются на дне литейного желоба.

Для одновременной очистки алюминия, как отнеметаллических примесей, так и от водорода успешно применяется методфильтрации через флюсовый фильтр в сочетании с продувкой азотом. В качествефлюса можно использо­вать кислый электролит алюминиевых электролизеров. Врезультате такой очистки содержание водорода в алюминии снижается с 0,22 до0,16 см3 на 100 г металла.

В первичном алюминии, используемом для производствасплавов системы Al—Mg, содержание натрия не должно превышать 0,001 %. Этосвязано с тем, что присутствие натрия в этих сплавах ухудшает механические идругие экс­плуатационные свойства изделий, применяемых в ряде отраслейнародного хо­зяйства.

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

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

 

Получение алюминия высокой чистоты

Для получения алюминия высокой чистоты (марок А995—А95)первичный алю­миний технической чистоты электролитически рафинируют. Это позво­ляетснизить в алюминии содержание металлических и газообразных примесей и тем самымзначительно повысить его электропроводность, пластичность, от­ражательнуюспособность и коррозионную стойкость.

Электролитическоерафинирование алюминия осуществляют электролизом расплавленных солей потрехслойному способу. Сущность способа заключается в следующем. Врафинировочном электролизере имеются три расплавленных слоя. Нижний, наиболеетяжелый, лежит на токопроводящей подине и служит анодом; он называется аноднымсплавом и представляет собой сплав рафини­руемого алюминия с медью, которуювводят для утяжеления слоя. Средний слой — расплавленный электролит; егоплотность меньше плотности анодного сплава и выше плотности чистогорафинированного (катодного) алюминия, на­ходящегося над электролитом (верхний,третий жидкий слой).

При анодном растворениивсе примеси более электроположительные, чем алюминий (Fe, Si, Ti, Cu и др.),остаются в анодном сплаве, не переходя в электролит. Анодно растворяться будеттолько алюминий, который в форме ионов Al3+переходит в электролит: Al<sup/>– 3e →Al3+.

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

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

В качестве электролита приэлектролитическом рафинировании алюминия в Советском Союзе и в большинствестран применяют фторидно-хлоридный электролит, состав которого 55-60% BaCl2, 35-40% AlF4+NaF и 0-4% NaCl. Молярноеотношение NaF: AlF3 поддерживают1,5-2,0; температура плавления электролита 720-730°C; температура процессаэлектролиза около 800°C; плотность электролита 2,7 г/см3.

Анодный сплав готовят изпервичного алюминия и чистой меди (99,90-99,95% Cu), которую вводят вметалл в количестве 30-40%. Плотность жидкого анодного сплава такого состава3-3,5 г/см3; плотность же чистого расплавленного катодного алюминияравна 2,3 г/см3. При таком соотношении плот­ностей создаютсяусловия, необходимые для хорошего разделения трех рас­плавленных слоев.

В четверной системе Al—Cu—Fe—Si, к которойотносится анодный сплав, об­разуется эвтектика с температурой плавления 520°C. Охлаждаяанодный сплав, содержащий примеси железа и кремния в количествах вышеэвтектических кон­центраций, можно выделить железо и кремний в твердую фазу ввиде интер­металлических соединений FeSiAl5 и Cu2FeAl7. Так как температура анодного сплава в карманах электролизерана 30-40°C ниже температуры анодного сплава в рабочем пространствеванны, в них (по мере накопления в анодном сплаве железа и кремния) будутвыделяться твердые интерметаллические осадки. Периодически удаляя эти осадки,очищают анодный сплав (без его об­новления) от примесей железа и кремния. Таккак в анодном сплаве концент­рируется галлий, то извлекаемые из электролизераосадки (30-40 кг на 1 т алюминия) могут служить источником получения этогометалла.

Для электролитическогорафинирования служат электролизеры, которые по конструкции напоминаютэлектролизеры с обожженными анодами для электро­литического полученияпервичного алюминия, но имеют другое подключение по­люсов: подина служитанодом, а верхний ряд электродов — катодом. Совре­менные электролизеры дляэлектролитического рафинирования алюминия рас­считаны на силу тока до 75 кА.

Ниже приведены основныетехнико-экономические показатели электролизе­ров за 1979 г., достигнутыеотечественными (1, 2, 3) предприятиями.

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

Сила тока, кА 23,5 62,9 69,8*

Среднее напряжение, В

5,43 5,68 5,69

Выход по току, %

95,7 93,0 92,7

Расход электроэнергии постоянного тока, кВтּч/т

17 370 18 700 19 830

Суммарный электроэнергии переменного тока, кВтּч/т

18 670 19 590 20 780 Уровни, см

катодного алюминия

16,6 12,9 14,6

электролита

13,3 11,6 14,2

анодного сплава

40,1 29,5 30,0

Расходные коэффициенты, кг/т:

хлористый барий

40,5 41,5 27,0

криолит

27,7 21,0 16,5

фтористый алюминий

6,7 13,1 3,8

хлористый натрий

1,0 4,8 —

алюминий-сырец

1020 1028 1032

графит

11,9 11,5 16,6

медь

9,8 15,5 16,4

Выпуск алюминия высокой чистоты, % марок:

А995

47,8** 3,5 2,1

А99

30,4 67,1 54,2

А97

8,3 21,5 43,7

А95

10,4 7,9 —

ниже А95

3,1 — —

* Показатели производства алюминия высокой чистоты.

** Сортность по электролизерам без расшихтовки.

Основным фактором, снижающимвыход по току,   помимо прямых потерь тока на разряд более электроотрицательныхионов, потерь металла за счет его окисления и механических потерь алюминия,является работа электролизеров с выпуском несортового металла, который вновьвозвращается в анодный сплав для последующего рафинирования. Эти периоды работыэлектролизеров имеют место при пуске электролизеров и нарушенияхтехнологического режима.

Электролитическое рафинирование алюминия является оченьэнергоемким производством. Расход электроэнергии в переменном токе, включаяэнергию, затраченную на подготовку электролита и анодного сплава, работувентиляционных устройств и транспортных средств, а также потери напреобразование пе­ременного тока в постоянный, составляет 18,5-21,0 тыс. кВтּчна 1 т алюминия. Энергетический к. п. д. рафинировочных электролизеров непревышает 5-7%, т. е. 93-95% энергии расходуется в виде потерь тепла,  выделяемого в основном в слое электролита (примерно 80-85% от общего приходатепла). Следовательно, основными путями дальнейшего снижения удельного расходаэлектроэнергии на электролитическое рафинирование алюминия являются совершен­ствованиетеплоизоляции электролизера (особенно верхней части конструк­ции) и снижениеслоя 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 маркиможет составлять 45-48% от общего выпуска (без его расшихтовки с более низкими,сортами).

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

Помимо примесей, предусмотренных ГОСТом (см. табл. 1.1),в наиболее распространен­ной марке (А99) электролитически рафинированногоалюминия содержится, %: Cr 0,00016; V0,0001; 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 постоянносоприкасающиеся с рафинированным алюминием. Если ток к катодному алюминиюподводить непосредственно алюминиевыми    шинами и применять инструмент изочень чистого графита, можно получать металл чистотой 99,999% по разности сопре­деляемыми 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 способподвода 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-органическихсоединений. Из перечисленных способов получения алюминия особой чистотыпрактическое применение в СССР получил способ зонной плавки.

Принцип зонной плавкизаключается в многократном прохождении расплавленной зоны вдоль слиткаалюминия. По величине коэффициентов распределения К=Ств/Сж(где Ств — концентрация примеси в твердой и Сж— в жидкой фазе), которые в значительной мере  определяют эффективность очисткиот примесей, эти примеси могут быть разбиты на три группы. К первой группеотносятся примеси, понижающие температуру плавления алюми­ния; они имеют К<1, при зоннойплавке концентрируются в расплавленной зоне и переносятся ею к конечной частислитка. 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 второйгруппе принадлежат примеси, повышающие темпера­туру плавления алюминия; онихарактеризуют­ся К>1 и при зонной плавке концентрируются в твердой(начальной) части слитка. К этим примесям отно­сятся Nb, Ta, Cr, Ti, Mo, V. К третьейгруппе относятся примеси с коэффици­ен­­том распределения, очень близким кединице (Mn, Sc). Эти примеси практи­чески не удаляются при зонной плавкеалюминия.

Алюминий, предназначенныйдля зонной плавки, подвергают некоторой под­готовке, которая заключается вфильтрации, дегазации и травлении. Фильтра­ция необходима для удаления изалюминия тугоплавкой и прочной окисной пленки, диспергированной в металле.Окись алюминия, присутствующая в рас­плавленном алюминии, может при егозатвердевании создавать центры крис­таллизации, что ведет к получениюполикристалличес­кого слитка и нарушению эффекта перераспределения примесеймежду твердым металлом и расплавлен­ной зоной. Фильтрацию алюминия ведут ввакууме (остаточное давление 0,1-0,4 Па) через отверстие в дне графитовоготигля диаметром 1,5-2 мм. Предва­рительную дегазацию алюминия перед зоннойплавкой (также нагреванием в вакууме) проводят для предупрежденияразбрызгивания металла при рас­плавлении зоны в случае проведения процесса вглубоком вакууме. Последняя стадия подготовки алюминия к зонной плавке —травление его поверхности смесью концентрированных соляной и азотной кислот.

Так как алюминий обладаетзначительной химической активностью и в ка­честве основного материала дляконтейнеров (лодочек) применяют особо чи­стый графит, то зонную плавку алюминияпроводят в вакууме или в атмосфере инертного газа (аргон, гелий).

Зонной плавкой в вакуумеобеспечивается большая чистота алюминия вслед­ствие улетучивания части примесейпри вакуумировании (магния, цинка, кад­мия, щелочных и щелочноземельныхметаллов), а также исключается загряз­нение очищенного металла примесями врезультате применения защитных инертных газов. Зонную плавку алюминия в вакуумеможно проводить при не­прерывной откачке кварцевой трубы, куда помещаютграфитовую лодочку со слитком алюминия, а также в запаянных кварцевых ампулах,из которых пред­варительно откачивают воздух до остаточного давления примерно 1ּ10–3 Па.

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

Индукционный нагрев токамивысокой частоты — идеальный способ созда­ния расплав­ленной зоны на слитке призонной плавке. Метод высокочастотного нагрева (помимо того, что он позволяетосуществить зонную плавку слитков больших сечений) имеет важное преимущество,заключающееся в том, что рас­плавленный металл непрерывно перемешива­ется взоне; это облегчает диффу­зию атомов примеси от фронта кристаллизации в глубьрасплава.

Впервые промышленноепроизводство алюминия высокой чистоты зонной плавкой было освоено на Волховскомалюминиевом заводе в 1965 г. на уста­новке УЗПИ-3, разработанной ВАМИ. Этаустановка 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. Впослед­ствиибыла создана и введена в промышленную эксплуатацию в 1972 г. на Волховском алюминиевомзаводе более высокопроизводительная цельнометаллическая уста­новка УЗПИ-4.

Эффективность очисткиалюминия при зонной плавке может быть охарак­теризована следующими данными.Если суммарное содержание примесей в элек­тролитически рафинированном алюминиисоставляет (30÷60)ּ10–4%, то после зоннойплавки оно снижается до (2,8÷3,2)ּ10–4%, т. е. в 15-20раз. Это отве­чает остаточному электросопротивлению алюминия ρ○(при температуре жид­кого гелия 4,2 К) соответственно (20÷40)ּ10–10 и (1,8÷2,1)ּ10–10 или чистоте99,997—99,994 и 99,9997%. В табл. 1.4 (см. ниже) приведены данныерадиоактивационного анализа о содержании некоторых примесей в зонно-очищенномалюминии и электролитически рафинированном. Эти данные свидетельствуют осильном сни­жении содержания большинства примесей, хотя такие примеси, какмарганец и скандий, при зонной плавке практически не удаляются.

В последние годы в ВАМИразработана и опробована в промышленных условиях технология получения алюминиячистотой 99,9999% методом каскад­ной зонной плавки. Сущность способа каскаднойзонной плавки заключается в том, что очистку исходного алюминия чистотой А999ведут, последовательно повторяя циклы (каскады) зонной планки. При этомисходным материалом каж­дого последующего каскада служит средняя, наиболеечистая часть слитка, по­лучаемого в результате предыдущего цикла очистки.

ТАБЛИЦА  1.4

СОДЕРЖАНИЕ ПРИМЕСЕЙ В ЭЛЕКТРОЛИТИЧЕСКИ РАФИНИРОВАННОМ ИЗОННООЧИЩЕННОМ АЛЮМИНИИ, ×10–4 %

Примесь

Исходный алюминий (электролитически рафинированный 99,993-99,994 %)

Алюминий после зонной плавки

графит, вакуум

алунд, воздух

Медь 1,9 0,02 0,08 Мышьяк 0,15 0,0015 0,001 Сурьма 1,2 0,03 0,02 Уран 0,002 — — Железо 3 ≤0,2 ≤0,3 Галий 0,3 0,02 0,05 Марганец 0,2—0,3 0,1—0,2 0,15 Скандий 0,4—0,5 0,4—0,5 0,4—0,5 Иттрий 0,02—0,04 <<0,001 <<0,001 Лютеций 0,002—0,004 <<0,0001 <<0,0001 Гольмий 0,005—0,01 <<0,0001 <<0,0001 Гадолиний 0,02—0,04 <<0,01 <<0,01 Тербий 0,003—0,006 <<0,001 <<0,001 Самарий 0,05—0,01 <<0,0001 <<0,0001 Неодим 0,1—0,2 <<0,01 <<0,01 Празеодим 0,05—0,1 <<0,001 <<0,001 Церий 0,3—0,6 <<0,01 <<0,01 Лантан 0,01 <<0,001 <<0,001 Никель 2,3 — <1 Кадмий 3,5 <<0,01 0,02—0,07 Цинк 20 <<0,05 1 Кобальт 0,01 <<0,01 <<0,01 Натрий 1—2 <0,2 <0,2 Калий 0,05 0,01 0,01 Барий 6 — — Хлор 0,01 <0,01 <0,01 Фосфор 3 0,04 — Сера 15 0,5—1,5 — Углерод 1—2 — 1—2 Примечание. Количества теллура, висмута, серебра, молибдена, хрома, циркония, кальция, стронция, рубидия, церия, индия, селена и ртути в алюминии после зонной плавки ниже чувствительности радиоактивного анализа.

В табл. 1.5 (см. ниже)приведены результаты масс-спектрального анализа и измере­ния R293 К/R4,2К алюминия, полученного каскадной зонной плавкой. Из приве­денных данныхможно сделать заключение, что чистота такого алюминия, определенная по разности с десятью основными примесями (Si, Fe, Mg, Mn, Ti, Cu, Cr, Zn, Na, и V), составляет>99,9999%. Этот вывод кос­венно подтверждается величиной R293 К/R4,2К, которая во всех образцах составляла >30ּ103.

Для получения металлачистотой 99,9999% достаточно провести два кас­када зонной плавки (см. табл.1.5). Дальнейшее увеличение числа каскадов не повышает чистоту алюминия, хотя иувеличивает общий выход металла чисто­той 99,9999%.

Другим возможным процессомдля получения алюминия особой чистоты является его дистилляция черезсубгалогениды, в частности через субфторид алюминия.

Давление насыщенных паровметаллического алюминия недостаточно вы­соко, чтобы осуществить егонепосредственную дистилляцию с практически при­емлемыми скоростями. Однако принагревании в вакууме (при 1000-1050°С) с AlF3 алюминий образует легколетучий субфторид AlF, которыйперегоняется в холодную зону (800°С), где вновь распадается(диспропорционирует) с вы­делением чистого алюминия:

/>

Возможность глубокой очистки алюминия от примеси восновном обуслов­лена тем, что вероятность образования субсоединений алюминиязначительно больше вероятности образования субсоединений примеси.

ТАБЛИЦА  1.5

РЕЗУЛЬТАТЫ МАСС-СПЕКТРАЛЬНОГОАНАЛИЗА И ИЗМЕРЕНИЙ R293 К/R4,2 К АЛЮМИНИЯКАСКАДНОЙ ЗОННОЙ ПЛАВКИ. [9]

Число каскадов

/>

Содержание примесей, ×10–4 %

Si

Fe

Mg

Mn

Ti

сумма

Исходный 18,3 0,210 <0,103 0,89 <0,061 0,069 1,544 A999 2 36,5 <0,062 <0,103 0,006 <0,061 0,017 0,460 2 38,0 <0,062 <0,103 0,006 <0,061 0,017 0,460 2 39,5 0,073 <0,103 0,045 <0,061 0,07 0,563 3 32,0 0,204 <0,103 0,006 <0,061 0,017 0,502 3 30,0 0,073 0,100 0,006 0,020 0,07 0,480 3 32,0 0,052 0,100 0,006 0,061 0,07 0,500 4 40,0 <0,021 <0,103 0,006 0,061 0,07 0,472 4 30,5 0,031 0,100 0,006 0,061 0,07 0,479 5 34,0 0,104 <0,060 0,006 0,061 0,017 0,459

Примечания: 1. Сумма примесей дана с учетом других примесей, со­держание которых во всех образцах составляло, ×10–4 %: <0,071 Cu; <0,038 Cr; 0,048 Zn; 0,017 Na; 0,037 V. 2. При подсчете суммы примесей принимали их мак­симальное значение, равное пределу чувствительности анализа, например <0,061 считали как 0,061.

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

Разработаны также способы получения алюминия особойчистоты электро­лизом комплексных алюминийорганических соединений, отличающиесясоставом электролита. Например, в ФРГ применяют способ электролиза 50%-ного рас­твораNaFּ2Al (C2H5)3в толуоле. Рафинирование проводят при 100°С, на­пряжении на электролизере1,0-1,5 В и плотности тока 0,3-0,5 А/дм2 с использованиемалюминиевых электродов. Катодный выход по току 99%. Элект­рохимическимрафинированием в алюминийорганических электролитах сущест­венно снижаетсясодержание марганца и скандия, которые практически не удаляются при зоннойочистке. Недостатками указанного способа являются его низкая производительностьи высокая пожароопасность.

Для более глубокой очистки алюминия и получения металлачистотой 99,99999% и более можно использовать комбинирование указанных выше спо­собов:электролиз алюминийорганических соединений или возгонку через субфторид споследующей зонной плавкой полученного алюминия. Например, многократной зоннойочисткой алюминия, полученного электролизом алюминийорганических соединений,удается получить металл особой чистоты с содержанием примесей, ×10–9%: Fe 50; Si <500; Cu 10; Mg 30; Mn5; Ti <500; Cr 20; Zn <50; Co <1; Ag <5; Sb <1 и Se 3.

Применение

Сочетание физических, механических и химических свойствалюминия определяет его широкое применение практически во всех областяхтехники, особенно в виде его сплавов с другими металлами. В электротехникеалюминий успешно заменяет медь, особенно в производстве массивных проводников,например, в воздушных линиях, высоковольтных кабелях, шинах распределительныхустройств, трансформаторах (электрическая проводимость алюминия достигает 65,5%электрической проводимости меди, и он более чем в три раза легче меди; припоперечном сечении, обеспечивающем одну и ту же проводимость, масса проводов изалюминия вдвое меньше медных).  Сверхчистый алюминий употребляют в производствеэлектрических конденсаторов и выпрямителей, действие которых основано наспособности окисной пленки алюминия пропускать электрический ток только в одномнаправлении. Сверхчистый алюминий, очищенный зонной плавкой, применяется длясинтеза полупроводниковых соединений типа AIII BV, применяемыхдля производства полупроводниковых приборов. Чистый алюминий используют впроизводстве разного рода зеркал отражателей. Алюминий высокой чистотыприменяют для предохранения металлических поверхностей от действия атмосфернойкоррозии (плакирование, алюминиевая краска). Обладая относительно низкимсечением поглощения нейтронов,  алюминий при­меняется как конструкционныйматериал в ядерных реакторах.

В алюминиевых резервуарах большой емкости хранят итранспортируют жидкие газы (метан, кислород, водород и т. д.), азотную иуксусную кислоты, чистую воду, перекись водорода и пищевые масла. Алюминий широ­коприменяют и оборудовании и аппара­тах пищевой промышленности, для упаковкипищевых 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 заливкойеё в форму, а также в процессах получения некоторых металлов методомалюминотермии. На основе алюминия методом порошковой металлургии создан САП(спечённый алюминиевый по­рошок), обладающий при температурах выше 300°Сбольшой 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.