> Техника, страница 11 > Алюминий

Алюминий

Алюминий, самый распространенный, третий после кислорода и кремния, элемент земной коры (8% всей земной массы). А.— серебристый металл с легким синеватым оттенком. Уд. в 2,7; по своей тягучести уступает только золоту и серебру. Плавится при 657° и кипит при 1 800°. Хорошо проводит тепло и электричество. Чистый А. почти не изменяется на воздухе, покрываясь лишь тонкой пленкой окисла, предохраняющей металл от дальнейшего воздействия кислорода. С щелочными, щелочноземельными и металлами редких земель А. образует группу наиболее электроположительных металлов, обладающих большим стремлением переходить в ионное состояние (смотрите Алюминия соединения). Характерно для А. его огромное сродство к кислороду; большинство металлич. окислов восстанавливаются им в металлы при высокой ί°, и эта реакция сопровождается выделением большого количества тепла (смотрите Алюминотермия). А. соединяется также энергично с галоидами, а при высокой t° и с азотом, фосфором и серой. В разбавленной соляной или серной к-те А. растворяется с выделением водорода. Едкие щелочи легко растворяют А. с образованием алюмината: 2А1 + 2КОН + 2Н_1!0=2КАЮ2+ЗН₂. Чистый А. не действует на воду (даже и при 100°), но в виде ртутной амальгамы он разлагает воду с образованием гидрата окиси А. и выделением водорода. А. хорошо поддается прокатке, штамповке и ковке как в горячем, так и в холодном состоянии. Удовлетворительного припоя для А. до сих пор не существует, и для соединения двух кусков А. в одно целое их приходится сваривать расплавленным А.

Применение А. многообразно — как в виде чистого металла, так и в виде сплавов с медью, марганцем, никелем, цинком, магнием, кремнием, известных под названием бронз, дуралюминия, силумина и т. д. (алюминий употребляемый для этой цели, должен обладать надлежащей чистотой: хороший металл не должен содержать более 0,01% натрия, 0,3% железа и 0,5% кремния). Обладая большим сродством к кислороду (при образовании А1₂0₃ на 1 килограмм А1 выделяется 7 041 Cal), А. находит применение в алюминотермии для получения тугоплавких, трудновосстановимых металлов из их окислов—хрома, марганца, железа, никеля, кобальта, титана, молибдена, вольфрама, ванадия и др.,—а также в сталелитейном деле в качестве раскислителя. Обнаруживая значительную стойкость против разъедающего действия многих хим. реагентов и растворов, А. находит все возрастающее применение в различных областях хим. промышленности как конструктивный металл. Широко распространены изделия из него для нужд домашнего обихода и военного снаряжения. Обладая значительной легкостью и хорошей электропроводностью (уд. эл. сопротивление при 20°=2,828μΩ; эл.-проводимость единицы объёма составляет0,6 от эл.-провод, чистой отожженной меди, а эл.-провод, ед. веса алюминия в 2 раза выше таковой для меди), металлич. А. приобретает большое значение в качестве материала для изготовления проводников электрич.тока. Вследствие низких механич. качеств (тв. по Бри-неллю 25; вр. сопр. разрыву ~ 8,5 килограмм/мм“ пр. пропорц. ~ 5,8 килограмм/мм² и удлин.~20%) А. в чистом виде находит ограниченное применение в качестве конструктивного металла в машиностроении, но его легкие сплавы типа дуралюминия широко распространены в авио- и моторостроении (вр. сопротивление их ^36 килограмм/мм“) пр. поопорц. ^5 22кг/мм“; удлии. Ξ3* 14%; уд. в ^ 3,3).

Впервые в 1827 г. Велер получил А. в виде серого порошка, блестящего при полировке, действием металлич. калия на безводный хлористый А. (А1С1₃). В 1854 г. Бунзен и Девиль получили А. электролизом расправленного хлористого А. Работы английских исследователей выяснили возможность получения А. из естественного криолита, незадолго перед тем открытого в Гренландии, действуя на него металлич. натрием. На основании этих работ Девиль предложил действовать металлич. натрием на смесь хлористых соединений натрия и А. с иек-рым количеством криолита. С этим видоизменением способ Девиля сохранил доминирующее положение в технике до появления современного электрического способа получения А. Металлический А., получавшийся способом Девиля. не был чист: он содержал от 0,1 до 0,5% Na. от 0,3 до 0,4% С, кроме того, Si от 0,04 до 2,87% и Fe от 1,6 до 4,88%.

Производство А. состоит из двух самостоятельных операций: получения чистого глинозема (А1,0₃) и электролиза его способом H6roult-Hall.

I. Получение А1₂0₃. Исходным материалом для получения глинозема служит боксит (смотрите) — продукт выветривания горных пород в условиях тропического или субтропического климата, содержащий в значительных количествах гидратпые формы глинозема А1₂0₃-ЗН₂0 (гидраргиллит, гиббсит) и А1₂0₃-Н₂0 (диаспор). Наряду с последними в боксите всегда находятся большие или меньшие количества глины, различных форм соединения Fe₂0₃, Ti0₂ (обычно 0,5—2,0%) и в незначительном количестве SiO>, MgO, CaO и другие примеси. Для переработки на глинозем идут в особенности малокремнеземистые красные бокситы с содержанием А1₂0₃ не ниже 50%, Fe₂0₃ — до 15% и несколько выше (последнее менее жела тельно), SiO ₂ — по старым нормам не свыше 3%. В настоящее время содержание Si0₂ в бокситах допускается более высокое, до 7—10%, а в некоторых случаях оно может быть даже и выше.

В технике распространены гл. обр. два способа переработки бокситов: прокаливание с содой и обработка крепким раствором NaOH при повышенных t° (под давлением). В обоих случаях перед обработкой боксит б. ч. подвергают обжигу для удаления конституционной воды и затем измельчению. Оба способа переработки боксита основаны на образовании растворимого в воде алюмината натрия при взаимодействии щелочи с А1₂0₃ боксита. Полученные растворы алюмината отделяются на фильтр-прессах от нерастворимого остатка, содержащего всю Fe₂0₃ и большую часть Si0₂, заключавшихся в боксите. Si0₂ находится в нерастворимом остатке в форме алюмосиликата Na₂0·Al₂0₃-2Si0₂. Из вышедших в фильтр-прессы и просветленных алюминатных щелоков выделяется глинозем действием С0₂ или прививкою кристаллов А1(ОН)₃.

1) Способ обработки бокситов содой при высоких t° был впервые разработан во Франции Ле-Шателье (первый патент появился в 1858 г.). По этому способу тонко измельченные боксит и сода смешиваются в таких количествах, чтобы на каждую молекулу А1₂0₃ и Fe₂0₃приходилось 1,0—1,2 молекулы Na₂0. Смесь после прокаливания в печи при 1 100 — 1 200° (пирогенный способ) быстро выщелачивается водой (гораздо лучше раствором щелочи, так как иначе, в случаях незначительного содержания в бокситах Fe₂0₃, могут произойти значительные потери в нерастворимом остатке А1₂0₃). При выщелачивании водой, по данным практики, в растворимое состояние переходит ²/₃—⁸/_в, в среднем ³/₄, всего А1₂0₃. Горячий алю-минатный щелок, отделенный от нерастворимого остатка, содержит в л около 170 г А1,0₃ и 182 г Na₂0, то есть молекулярное отношение А1₂0₃: Na₂0=l : 1,8. В нек-рых случаях содержание Na₂0 в щелоках понижается, но, повидимому, в нормальных случаях не падает ниже значений след, отношения: А1₂0₃: Na_aO=l : 1,3. Выделение гидрата глинозема из щелоков производится углекислотой, получаемой в известково-обжигательной печи специальной конструкции; концентрация С0₂ в 20—25% вполне достаточна. Отделенный от маточного раствора и промытый на фильтр-прессе гидрат глинозема, прокаленный около 1 200°. представляет белый легкий порошок.

2) По способу Банера (Петербург, 1892 г., Тентелевский завод) обработка крепким раствором NaOH (45° Be) производится в железных аппаратах, пои перемешивании под давлением 5—6 atm (~160°) в течение 2—8 ч. Полученный в автоклаве алюминатный щелок разбавляется водою до уд. в 1,23 (26,9° Be) и поступает на фильтр-прессы для отделения от нерастворимого остатка. Из полученного просветленного алюминатного щелока с молекулярным отношением А1₂0₃: Na₂0=lj;: 1,8 гидрат глинозехма выделяется при постоянном помешивании по прибавлении нек-рого количества свежеосажденного кристаллического А1(ОН)₃. Выделение глинозема считается законченным, когда в щелоке молекулярное отношение А1₂0₃ : Na₂0 достигнет величины 1:6. Операция выделения глинозема занимает до 60 ч.; первые 70% А1₂0₃выделяются в течение 36 ч.

Получаемые на з-дах алюминатные щелока всегда содержат в себе нек-рое количество кремнекислоты, присутствие которой в них представляет нежелательное явление, т. к. при выделении А1₂0₃ выпадает Si0₂, загрязняя этим глинозем. Как показывает практика, при осаждении первым выделяется гидрат окиси алюминия, и лишь позднее начинает осаждаться и кремнекислота. Благодаря этому, производя фракционированное осаждение, можно получить глинозем, удовлетворяющий необходимым требованиям в отношении содержания в нем Si0₂. Полученный глинозем после прокаливания показывает следующий состав: гигроскопич. воды 0,33%, конституцион. воды 0,50%, Si0₂ 0,15%, Fe₂O_s 0,007%, Na₂0 0,30%, CaO 0,013%, A1₂0₃ (по разности) 98,70%. Обычно содержание A1₂0₃ колеблется от 98 до 99,5%. Обычный состав нерастворимого остатка таков: гигроскопич. воды 39,42%, конституцион. воды 4,24%, Si0₂ 3,52%, Fe₂0₃ 37,57%, ТЮ₂ 4,55%, А1₂0₃ 7,00% и Na₂0 3,67%. Полученный остаток подвергается выщелачиванию водой для удаления из него Na₂0. Промытый остаток находит различные применения: в качестве очистит, массы в производстве светильного газа, как материал для изготовления красок (охр).

Ход производства явствует из схемы завода сернокислого алюмммя (фигура 1). Исходным материалом служит, например, французский боксит с содержанием 25% окиси железа. После предварительного измельчения он подвергается обжигу (350—400°) во вращающихся барабанных печах d для удаления органич. веществ и воды и для облегчения дальнейшего тонкого помола. При помощи ленты транспортера и элеватора е прокаленный боксит попадает в шаровую мельницу /. Чрезвычайно тонкое измельчение весьма важно для хорошего выхода алюмината. Подготовленный т. о. к извлечению глинозема боксит хранится в силосоподобном ящике д, откуда его берут по мере надобности. Отвешенное количество боксита замешивается в особом сосуде г с возвращенным из производства и доведенным упариванием вгдо46°Вё щелоком и подается в стоящие ниже автоклавы к емкостью в 3—4 м³, снабженные мешалками и обогреваемые паром. Реакция продолжается около 6 ч., причем извлекается до 95% содержащегося в боксите глинозема. Полученный в автоклавах алюминатный щелок крепостью в 50° Вё разбавляется затем в сосудах I для смешивания до 30° Вё, после чего идет на фильтр-прессы т и п. Остаток на фильтрах содержит гл. обр. окись железа. Прозрачный щелок подается из сборника с помощью центробежного насоса о в цилиндры для разложения р, где под действием взвешенного гидрата окиси алюминия, при сильном перемешивании, происходит распад алюмината на гидрат окиси алюминия и едкий натр. Операция эта требует строгого соблюдения определенных условий: t°, скорости перемешивания, концентрации щелока и прочие, и продолжается 36—48 ч., после чего около 70% растворенного глинозема переходит в осадок. Перемешивание прекращают, декантируют жидкость и отжимают и промывают гидрат окиси алюминия на фильтр-прессе д. Маточный раствор сгущается в выпа-ривательном аппарате до 46° Вё и служит для нового разложения боксита.

Преимущества способа Байера перед пирогенным заключаются в большой чистоте продукта (содержание кремнезема при мок ром способе 0,02%, при пирогенном 0,3%), в более полном извлечении глинозема из боксита, в меньшем расходе топлива и рабочей силы и, наконец, в отсутствии, благодаря применению гидрата окиси алюминия

Фигура 1. Схема завода сернокислого алюминия: а—склад боксита, Ь—вагон, h—весы, s—резервуар для едкого натра, г—упариват.чаши, 1—установка для сушки, 2—склад глинозема, 3—бак для кислоты, 4—подъемник, 5—чаны для растворов, 6—кристаллизационная мастерская, 7—склад Al₂(S0₄)a,

8 — упаковочное отделение, 9 — дезинтегратор. Стрелками обозначен последовательный ход обработки боксита (сырой бокситный щелок -> алюминатный щелок -> разбавл. раствор едкого натра -» концентр, раствор едкого натра).

для осаждения, побочного продукта—кристаллической соды, которая не всегда находит сбыт. Качество сернокислого алюминия, полученного по обоим щелочным способам (путем растворения гидрата окиси алюминия в серной кислоте), примерно одно и то же. Что же касается глинозема для производства алюминия, то, в виду низкого содержания кремнекислоты, преимущество на сто¹ роне способа Байера. Кроме этих методов, нек-рое применение получил способ, предложенный Пеняковым. Для разложения боксита этим способом вместо соды служит сернокислый натр с прибавлением пирита. При сплавлении пирита с бокситом и сульфатом образуются алюминат натрия, окись железа и,сернистый газ: 11А1₂0₃ + + 2FeS₂ + llNa₂S0₄=UNa₂0 · А1₂0₃ + -j- Fe₂0₃ -f 15S0₂. Выделяющийся сернистый газ употребляется для получения из поваренной соли сульфата натрия и соляной кислоты (способ Хергривса). Алюминатный щелок перерабатывается углекислотой на гидрат окиси алюминия и соду. В последнее время усиленно разрабатывается проблема получения глинозема из глины. Так, на заводе Грисгейм-Электрон испытывается опытная установка для получения глинозема из глины с помощью соляной кислоты. Проблему эту, имеющую огромное техническое значение и для СССР, однако, нельзя считать еще разрешенной.

II. Получение А. электролизом. Электролиз раствора глинозема в криолите ведется с угольными электродами. Необходимое для поддержания ванны в расплавленном состоянии тепло сообщается электрическим током. Разложению подвергается гл. обр. окись алюминия, которая обладает более низким потенциалом разложения (2,8 У),чем фтористый А. (4,6 V) и фтористый натр (5,9 V). Выделяющийся на катоде А. накопляется на дне ванны, а кислород соединяется с углем анода в окись углерода А1₂0₃+ЗС=2А1+ЗСО, (1)

сгорающую далее за счет кислорода воздуха в углекислоту. Из того, что расход угля при благоприятных условиях меньше вычисленного по ур-ию (1), явствует, однако, что^ча-стично процесс идет также по схеме:

2А1_а0₃+ЗС=4А1+ЗС0₂. (2)

Содержание глинозема в растворе колеблется от 10 до 20%. При обеднении раствора глиноземом усиливаются побочные реакции—выделение фтористых соединений (CaF_a, SiF₄) на аноде и натрия на катоде, что сильно понижает качество А. Чтобы держать состав смеси постоянным и избежать побочных реакций, в ванну через короткие промежутки времени добавляют глинозем, а иногда и немного криолита. С целью понижения 1°пл. ванны и уменьшения уд. в электролита прибавляют еще различные количества нек-рых солей, гл. обр. плавиковый шпат (CaF₂), фтористый А. и хлористый натр. Смесь глинозема и криолита, содержащая до 20% глинозема, плавится ок. 1 000°; прибавление фтористого А. понижает ί°πΛ. до 800—850°,если же добавить еще поваренной соли, то ί°_ηΛ. падает до 700°. Хлористый натр, однако, быстро улетучивается. Поэтому с постоянным добавлением хлористого натра не работают, а пользуются им часто для пуска в ход пришедшей в неисправность ванны или новой. Обычная t° ванны при нормальной работе—800—900°. При более низких t° выход А. ухудшается. Для поддержания нужной t° анодную плотность тока держат в границах 70—100 А/дм“. При таких условиях напряжение на клеммах, при к-ром достигается наилучший выход А., составляет 7 — 8 У. При нарушениях в электролизе вольтаж возрастает до 8—10 V. Существенную роль играет прибавление плавней также и в понижении уд. в электролита, к-рый должен быть всегда несколько меньше уд. в расплавленного А. Разность эта, однако, невелика, а при повышении t° она становится еще меньше; благодаря этому уже при небольшом изменении состава ванны или при быстром подъеме t° наблюдается всплывание А.; такая ванна не дает, конечно, никакого выхода А. Весьма важную роль играет чистота исходных материалов—глинозема, плавней и угольных электродов, т. к. все их загрязнения попадают в А., последующая рафинировка которого представляет трудности. Главнейшим исходным материалом служит глинозем, полученный почти исключительно вышеописанными щелочными способами из боксита. Некоторые алюминиевые з-ды (например французские) готовят для себя глинозем сами; другие по лучают его от специальных з-дов по производству глиноземных препаратов; поступающий на алюминиевые заводы глинозем отличается большой чистотой; содержание кремнекислоты в нем не превышает 0,1%. Габер приводит следующий анализ глинозема одной из крупных германских фирм (в процентах):

А1₂0₃. .. 99,594 Na_aO.. . 0,050

Fe₂0₃. .. 0,032 Si0₂. .. 0,056

CaO. .. 0,018 H₂0. .. 0,250

Растворителем для глинозема служит природный или искусственный криолит. В настоящее время алюминиевые заводы применяют б. ч. искусственный криолит, который по стоимости не выше гренландского, но отличается большей чистотой. Наиболее целесообразными материалами для получения угольных электродов являются ретортный графит и нефтяной кокс от сухой перегонки нефти с содержанием золы не более 1,5%.

Электролитические ванны (фигура 2) представляют, клепаные железные ящики (из ко- ‘ inii тельного железа), ft -Η~ι|γ ty и скрепленные угольниками .Размеры ванн различны, в зависимости от числа анодов: в среднем, 2,4 ж дл., 1,3 ж шир. и 0,8 ж вышины, глубина же рабочего пространства обычно не превышает 0,3 ж. Для уменьшения потерь тепла стенки ванны облицовывают сначала огнеупорной кладкой, а затем стенки и дно выкладывают проводящей ток угольной набойкой А, в которую пропущена железная шина, соединенная с отрицательным полюсом источника тока. В целях улучшения электропроводности набойка впоследствии была заменена угольными плитами, изготовленными из такого же материала, как и аноды (фигура 3). Размеры и количество анодов

Фигура 2. Электролитическая ванна: А—угольная набойка, В—электроды.

1щт	S 1		ZEp fi

⁷7^^!77P777777777777Z77Z^777?

777777777777777777,

Фигура 3. Электролитическая ванна с угольными плитами: А—ящик из котельного железа, В— электродные плиты из угля, С—шипы для подводки тока, Е—огнеупорная кладка, F—масса для тепловой изоляции, h—балки, г—кирпичи. изменяются в широких пределах. При анодах небольшого поперечного сечения (например 8x10 см) их располагают четырьмя рядами, по 8 шт. в ряду. В настоящее время предпочитают, однако, более крупные аноды, весом в 45—90 килограмм, число которых соответственно уменьшают. Аноды В подвешены при помощи медных стержней к плоским медным шинам, расположенным на некоторой высоте над ванной (фигура 2). Сила тока при пользовании крупными ваннами составляет 15 000—20 000 А. Анодная плотность тока—70—100 А/0ж². Состав применяемого электролита неодинаков на различи, з-дах и считается главным секретом производства. На нек-рых франц. з-дах, по литературным указаниям, растворителем служит гл. обр. криолит, иногда с небольшой примесью плавикового шпата. Другие з-ды пользуются смесью из 36% криолита, 44% фтористого А. и 20% фтористого кальция,что отвечает примерно составу AlF₃-3NaF+3AlF₃-(-3CaF₂. Большого внимания требует пуск ванны в ход. Для этого с помощью небольших угольных стержней коротко замыкают аноды с катодным дном, засыпают нек-рое количество криолита и плавней и затем включают ток. По мере расплавления добавляют смеси, постепенно поднимая аноды и следя за равномерным распределением тока по всей ванне. Лишь после полного расплавления криолита приступают к прибавлению глинозема. Пуск ванны продолжается обычно два дня; для ускорения иногда прибавляют поваренной соли. При установившейся работе уход за аппаратами сводится к периодическим добавкам глинозема и иногда плавней, к регулированию и смене анодов и к выпуску накопившегося на дне ванны А. Последнюю операцию производят каждые

2—3 дня. Обычно А. вычерпывается железными ложками, причем часть металла оставляют в ванне, что облегчает собирание новых количеств. Иногда выгрузку производят также через выпускное отверстие в стенке ванны, выливая металл в чугунные формы. Полученный А. большей частью еще раз переплавляют в пламенных печах или тиглях, после чего он содержит от 98 до 99% А1. Некоторые з-ды выпускают еще более чистые продукты с содержанием А. до 99,5%. Выход А. теоретически равняется 0,337 г/Ah. При среднем рабочем напряжении в 8 У на 1 kWh должно получаться 42,1 г А. На практике степень использования тока колеблется от 58 до 76%. Расход энергии на 1 килограмм А. равен т. о. 30—40 kWh. Один kW-год дает 210 — 275 килограмм А. Расход материалов на 1 килограмм А. выражается на практике следующими цифрами: глинозема 2 килограмма, угольных анодов 700 —1 000 г, криолита 60—100 г и фтористого А. фтористого кальция 100 —150 г. Расход рабочей силы на изготовление электродов, электролиз и переплавку составляет от 0,04 до 0,045 чв-д. на 1 килограмм А.

Цены на А. сильно менялись с развитием способов его получения. В самом начале появления металлич. А. стоимость 1 килограмм металла была ок. 500 р. При установлении процесса Девиля цена 1 килограмм упала с 375 р. до 20 р. Эта цена держалась с незначительными колебаниями до 1887 г. В 1888 г., когда только что возникло электролитическое получение алюминия, металл хим. получения продавался около 16 р. 65 к. за 1 килограмм; в 1890 г. цена упала уже до 7 р., в 1891 г.—до 3 р. 70 к., а в 1900 г. она дошла до 1 р. До войны 1 килограмм металла стоил 56 — 75 к. Параллельно с падением стоимости алюминия возрастает и спрос на него. Перед возникновением электро-химического способа производительность алюминия была ничтожной, затем она быстро растет, что видно из следующей таблицы:

	Мировая		Мировая
Годы	производит.	Годы	производит.
	в т		в т
1885.	не > 3	1918.	134 868
1890.	193	1919.	127 248
1895.	1 835	1920.	133 400
1900.	7 300	1921.	74 900
1905.	11 500	1922.	91 800
1910.	43 800	1923.	140 719
1913.	68 200	1924.	166 853
1916,	93 227	1925.	179 800
1917.	120 304

Производство А. объединяется следующими финансовыми группами: 1) The Aluminium" С° of America, обнимает все производство С.-А. С. Ш. и Канады (Northern Alum. С° Ltd.) и часть Норвегии (Norsk Aluminium С°); 2) L ’Aluminium Framjaise— производство французское, итальянское и часть нор-вержекого; 3) Die Aluminium-Industrie Akt. Gesell-schaft с заводами в Швейцарии, Германии и Австрии; 4) The British Aluminium С° с заводами в Англии и Норвегии; 5) The Aluminium Corporat. Ltd.—с рудниками боксита в департаменте Var на юге Франции. В конце 1926 г. европейские концерны, а именно: L’Alum. Frang., Die Alum.-Ind. Akt. Ges., The Brit. Al. C^J и проч. мелкие европейские объединения организовали всеевропейский Алюминиевый синдикат для регулирования алюминиевого рынка Европы. Возникновение этого синдиката является попыткой европейской промышленности успешнее бороться с конкуренцией Америки, промышленность которой объединена в один концерн с производством около 50% мировой продукции.

О размерах спроса русского рынка на металлич. А. не в изделиях можно судить по количеству ввезенного металла за последние перед войной годы: с 1900 по 1911 гг. было ввезено последовательно: 327, 360, 704, 507, 819, 1 146, 909, 360, 422, 557, 606 и 1 359 т—числа колеблющиеся, но с явной тенденцией к возрастанию. В представленные данные совершенно не вошло количество А., ввезенного в изделиях, к-рое на основании статистики ввоза за 1913 г. составляло свыше 59% от количества А., ввезенного не в изделиях. Т. о. приведенные числа ввоза металлич. А. на самом деле следует значительно увеличить, почти вдвое, чтобы приблизиться к реальным потребностям русского рынка на этот металл в довоенное время. Во время войны ввоз А. сильно возрос: в 1915 г.—6 372 т, в 1916 г.— 5 028 тонн и в 1917 году — 3 636 тонн Современная потребность в А. исчисляется различно, в пределах от 3 000 до 10 000 тонн в год. На ближайшее пятилетие принимается цифра в 25 000 тонн Если принять увеличение потребности на каждое пятилетие, примерно, на 30%, то вся потребность на ближайшие 15 лет выразится в следующих цифрах: на пятилетия 1927—31 гг., 1932—36 гг. и 1937 — 42 гг. соответственно — 25 000 т, 33 000 тонн и 42 000 т, а всего 100 000 тонн Несмотря на значительную потребность в металлич. А., до сих пор в СССР нет ни добычи боксита, ни производства металлич. А. Такое положение“ дел объясняется гл. обр. тем, что только с 1917 г. на территории СССР стали известны месторождения бокситов. Вторая причина—высокая стоимость у нас электрич. энергии. Лишь детальные разведки в Тихвинском уезде (Череповецкой губернии), произведенные в период 1921—26 гг., с несомненностью установили присутствие здесь промышленных бокситовых месторождений. Как показывают химическ. исследования, состав тихвинских бокситов, как и всех вообще бокситов, очень разнообразен. Поэтому для подсчета запасов геологом

С. Ф. Малявкиным была предложена следующая их классификация:

Сорт прима SiO,< 10%; ΑΙ,Ο, > 50%;

I сорт ΑΙ,Ο, : SiO,> 3; AI,О, > 50% и SiO,<15%

II » AI,О, : SiO,> 2; ΑΙ,О, > 40%и SiO,<20%

III » А1,0, : SiO,> 1; AI,О, > 35%.

На основании этой классификации запасы бокситов тихвинского района представляются в следующем виде: сорт прима 373 000 т,

1 сорт 600 600 т, II сорт 703 100 ж, III сорт

2 420 700 ж. Помимо этого, есть указания на нахождение бокситов в Рязанской губернии (Раненбургский уезд) и в пермском районе (Журавлинское месторождение). Оба эти района пока остаются неисследованными. В виду этого развитие алюминиевой промышленности в СССР может планироваться лишь на использовании бокситов тихвинского района, примерно, следующего среднего состава: А1₂О₃<<30% и Si0₂i>13%, чему будет отвечать смесь первых трех сортов бокситов. Т. к. тихвинские бокситы показывают сравнительно низкое содержание А1₂0₃ и высокий % Si0₂, то алюминиевое производство в СССР прежде всего будет зависеть от применения рационального, с экономической точки зрения, способа переработки их на глинозем. В этом направлении ведутся работы в Ленинградском горном ин-те (исследование электротермического способа, состоящего в восстановительной плавке боксита на 25%-ный ферросилиций и алюминат бария, с последующей переработкой алюмината на А1₂0₃), в Ленинградском политехническом ин-те и в Ин-те прикладной химии (исследование известково-натрового способа, состоящего в спекании боксита с СаС0₃ и Na₂C0₃, с последующим выщелачиванием массы и осаждением из щелоков А1₂0₃). Выбор того или другого способа определяет и местоположение глиноземного завода: в первом случае—у Днепростроя (и тогда транспорт туда боксита), во втором—вблизи месторождения бокситов, в обоих случаях—электролитный завод у Днепростроя. Помимо этого, для установления алюминиевого производства необходимы организации производств фтористых соединений и электродов.

Лит.: Федотьев Π. П., Электрометаллургия, вып. 2, П., 1923; Курдюмов А. П., К вопросам создания в России алюминиевого производства, «Труды Ин-та прикл. минералог, и пегрогр.», вып. 6 и 23, М., 1923 и 1926; Труды I Всесоюзн. совещ. по цветным металлам, М.,1925; Левенштенн, Алюминий. Его производство и применение, «Журнал хим. пром.», 4. М., 1927; Grard С., L’aluminium et ses alliages, P., 1920; AndersonRob. J., Metallurgy of Aluminium a. Aluminium Alloys, N. Y., 1925; Mortimer G., Aluminium, L., 1920; Debar R., Die Aluminium-Industrie, Braunschweig, 1925.