Технология производства алюминия

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).

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

или

Al(OH)3+NaOH → NaAlO2+2H2O;

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

SiO2+2NaOH → Na2SiO3+H2O;

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

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

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

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

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

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

Получение алюминия из его окиси

Электролиз окиси  алюминия

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

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

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

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

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

Электролиз хлорида алюминия (метод фирмы Алкоа)

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

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

Восстановление хлорида алюминия марганцем (Toth — метод)

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

Получение рафинированного алюминия

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

Рафинирование методом трехслойного электролиза

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

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

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.