Одна вельми сумнівна легенда розповідає, що одного разу до римського імператора Тиберія (42 р. до н. Е.. - 37 р. н. Е..) Прийшла людина з металевою, Небитке чашею. Матеріал чаші нібито був отриманий з глинозему (Al2O3) і, отже, повинен був представляти собою алюміній. Побоюючись, що такий метал з глини може знецінити золото і срібло, Тіберій про всяк випадок наказав відтяти людині голову. Зрозуміло, цієї розповіді важко повірити: самородний алюміній в природі не зустрічається, а за часів Римської імперії не могло бути технічних засобів, які дозволили б отримати алюміній з його сполук.
За поширеністю в природі алюміній займає перше місце серед металів; його вміст в земній корі становить 7,45%. Однак, незважаючи на широку поширеність в природі, алюміній до кінця XIX століття належав до числа рідкісних металів. У чистому вигляді алюміній не зустрічається внаслідок своєї високої хімічної активності. Він переважно зустрічається у вигляді сполук з киснем і кремнієм - алюмосилікатів.
Рудами алюмінію можуть служити лише породи, багаті глиноземом (Al2O3) і що залягають великими масами на поверхні землі. До таких порід відносяться боксити, нефеліни - (Na, K) 2O? Al2O3? 2SiO2, алуніти - (Na, K) 2SO4? Al2 (SO4) 3? 4Al (OH) 3 і каоліни (глини), польовий шпат (ортоклаз) - K2O? Al2O3? 6SiO2.
Основний рудою для одержання алюмінію є боксити. Алюміній у них міститься у вигляді гідроксидів Al (OH), AlOOH, корунду Al2O3 і каолініту Al2O3? 2SiO2? 2H2O. Хімічний склад бокситів складний: 28-70% глинозему; 0,5-20% кремнезему; 2-50% окису заліза; 0,1-10% оксиду титану. Останнім часом в якості руди стали застосовувати нефеліни і алуніти.
Великі родовища бокситів знаходяться на Уралі, в Тихвинском районі Ленінградської області, в Алтайському і Красноярському краях.
Нефелін (K? Na2O? Al2O3? 2SiO2) входить до складу апатітонефелінових порід (на Кольському півострові).
Вперше у вільному вигляді алюміній був виділений в 1825 р. датським фізиком Ерстед шляхом дії амальгами калія на хлорид алюмінію. У 1827г. німецький хімік Велер удосконалив спосіб Ерстеда, замінивши амальгаму калію металевим калієм:
AlCl3 + 3K? 3KCl + Al (Реакція протікає з виділенням тепла).
У 1854 р. Сент-Клер Девіль у Франції вперше застосував спосіб Велером для промислового виробництва алюмінію, використавши замість калію більш дешевий натрій, а замість гігроскопічного хлориду алюмінію - більш стійкий подвійний хлорид алюмінію та натрію. У 1865 р. російський фізико-хімік М. М. Бекетов показав можливість витіснення алюмінію магнієм з розплавленого кріоліту. Ця реакція в 1888 р. була використана для виробництва алюмінію на першому німецькому заводі в Гмелінгене. Виробництво алюмінію цими так званими «хімічними» способами здійснювалося з 1854 р. по 1890 р. У протягом 35 років за допомогою цих способів, було отримано в цілому близько 20 т алюмінію.
Наприкінці 80-х років XIX століття хімічні способи витіснив електролітичний спосіб, який дозволив різко знизити вартість алюмінію і створив передумови до швидкого розвитку алюмінієвої промисловості. Основоположники сучасного електролітичного способу виробництва алюмінію Еру у Франції та Холл у США незалежно один від одного подали в 1886 р. майже аналогічні заявки на патентування способу отримання алюмінію електролізом глинозему, розчиненого в розплавленому кріоліті. З моменту появи патентів Еру і Холу і починається сучасна алюмінієва промисловість, яка більш ніж за 115 років свого існування виросла в одну з найбільших галузей металургії.
Технологічний процес отримання алюмінію складається з трьох основних стадій:
1). Отримання глинозему (Al2O3) з алюмінієвих руд;
2). Отримання алюмінію з глинозему;
3). Рафінування алюмінію.

Отримання глинозему з руд.
 Глинозем одержують трьома способами: лужним, кислотним і електролітичним. Найбільше поширення має лужний спосіб (метод К. И. Байера, розроблений в Росії наприкінці позаминулого століття і вживаний для переробки високосортних бокситів з невеликою кількістю (до 5-6%) кремнезему). З тих пір технічне виконання його було суттєво поліпшено. Схема виробництва глинозему за способом Байера представлена на рис. 1.
Сутність способу полягає в тому, що алюмінієві розчини швидко розкладаються при введенні в них гідроксиду алюмінію, а що залишився від розкладу розчин після його випаровування в умовах інтенсивного перемішування при 169-170оС може знову розчиняти глинозем, що міститься в боксити. Цей спосіб складається з наступних основних операцій:
1). Підготовки бокситу, що полягає в його дробленні і подрібненні в млинах; у млини подають боксит, їдку луг і невелику кількість вапна, що поліпшує виділення Al2O3; отриману пульпу подають на вилуговування;
2). Вилуговування бокситу (останнім часом застосовуються до цих пір блоки автоклав круглої форми частково замінені трубчастими автоклавах, в яких при температурах 230-250 ° С (500-520 К) відбувається вилуговування), що полягає в хімічному його розкладанні від взаємодії з водним розчином лугу; гідрати окису алюмінію при взаємодії з лугом переходять у розчин у вигляді алюмінату натрію:
AlOOH + NaOH? NaAlO2 + H2O
або />
що міститься в боксі кремнезем взаємодіє з лугом і переходить у розчин у вигляді силікату натрію:
SiO2 +2 NaOH? Na2SiO3 + H2O;
в розчині алюмінат натрію і силікат натрію утворюють нерозчинний натрієвий алюмосилікат; в нерозчинний залишок переходять оксиди титану та заліза, що надають залишку червоний колір; цей залишок називають червоним шламом. Після закінчення розчинення отриманий алюмінат натрію розбавляють водним розчином лугу при одночасному зниженні температури на 100 ° С;
3). Відділення алюмінатного розчину від червоного шламу зазвичай здійснюється шляхом промивки в спеціальних згущувачі; в результаті цього червоний шлам осідає, а алюмінатний розчин зливають і потім фільтрують (освітлюють). В обмежених кількостях шлам знаходить застосування, наприклад, як добавка до цементу. Залежно від сорту бокситів на 1 т отриманої окису алюмінію припадає 0,6-1,0 т червоного шламу (сухого залишку);
4). Розкладання алюмінатного розчину. Його фільтрують і перекачують у великі ємності з мішалками (декомпозери). З пересичені розчину при охолодженні на 60 ° С (330 К) і постійному перемішуванні витягується гідроксид алюмінію Al (OH) 3. Тому що цей процес протікає повільно і нерівномірно, а формування і зростання кристалів гідроксиду алюмінію мають велике значення при її подальшій обробці, в декомпозери додають велику кількість твердої гідроксиду - затравки:
Na2O? Al2O3 +4 H2O? Al (OH) 3 +2 NaOH;
5). Виділення гідроксиду алюмінію і її класифікації; це відбувається в гідроциклон і вакуум-фільтрах, де від алюмінатного розчину виділяють осад, що містить 50-60% часток Al (OH). Значну частину гідроокису повертають у процес декомпозиції як початковий матеріал, яка і залишається в обігу в незмінних кількостях. Залишок після промивання водою йде на кальцинації; фільтрат також повертається в обіг (після концентрації в випарних апаратах - для вилуговування нових бокситів);
6). Зневоднення гідроксиду алюмінію (кальцинації); це завершальна операція виробництва глинозему; її здійснюють в трубчастих обертових печах, а останнім часом також в печах з турбулентним рухом матеріалу при температурі 1150-1300оС; сира гідроокис алюмінію, проходячи через обертову піч, висушується і зневоднюється; при нагріванні відбуваються послідовно наступні структурні перетворення:
Al (OH) 3? AlOOH? ?-Al2O3? ?-Al2O3

200 оС-
950 оС-
1200 оС.
У повністю прожарену глинозему міститься 30-50%?-Al2O3 (корунд), решта?-Al2O3.
Цим способом витягується 85-87% від усього одержуваного глинозему. Отримана окис алюмінію являє собою міцне хімічна речовина з температурою плавлення 2050 оС.

Отримання алюмінію з його окису
 Електроліз окису алюмінію
 Електролітичне відновлення окису алюмінію, розчиненої в розплаві на основі кріоліту, здійснюється при 950-970 ° С в електролізері. Електролізер складається з футерованих вуглецевими блоками ванни, до подині якої підводиться електричний струм. Виділився на подині, що служить катодом, рідкий алюміній важче розплаву солі електроліту, тому збирається на вугільному підставі, звідки його періодично відкачують (рис. 2). Зверху в електроліт занурені вугільні аноди, які згоряють в атмосфері що виділяється з окису алюмінію кисню, виділяючи оксид вуглецю (CO) або двоокис вуглецю (CO2). На практиці знаходять застосування два типи анодів:
а) самообжігающіеся аноди Зедерберга, що складаються з брикетів, так званих «хлібів» маси Зедерберга (малозольний вугілля з 25-35% кам'яновугільного пеку), набитих в алюмінієву оболонку; під дією високої температури анодна маса обпалюється (спікається);
б) обпалені, або «безперервні», аноди з великих вугільних блоків (наприклад, 1900? 600? 500 мм масою близько 1,1 т).
Сила струму на електролізерах становить 150 000 А. Вони включаються в мережу послідовно, тобто виходить система (серія) - довгий ряд електролізерів.
Робоча напруга на ванні, що становлять 4-5 В, значно вище напруги, при якому відбувається розкладання окису алюмінію, оскільки в процесі роботи неминучі втрати напруги в різних частинах системи. Баланс сировини та енергії при одержанні 1 т алюмінію представлений на рис. 3.
Електроліз хлориду алюмінію (метод фірми Алкоа)
 У реакційному посудині окис алюмінію перетворюється спочатку на хлорид алюмінію. Потім у щільно ізольованою ванні відбувається електроліз AlCl3, розчиненого в розплаві солей KCl, NaCl. , Що виділяється, при цьому хлор відсмоктується і подається для вторинного використання; алюміній осідає на катоді.
Перевагами даного методу перед існуючими електролізом рідкого кріолітогліноземного розплаву (Al2O3, розчинена в кріоліті Na3AlF6) вважають: економію до 30% енергії; можливість застосування окису алюмінію, яка не годиться для традиційного електролізу (наприклад, Al2O3 з високим вмістом кремнію); заміну дорогого кріоліту більше дешевими солями; зникнення небезпеки виділення фтору.
Відновлення хлориду алюмінію марганцем (Toth - метод)
 При відновленні марганцем з хлориду алюмінію звільняється алюміній. За допомогою керованої конденсації з потоку хлориду марганцю виділяються пов'язані з хлором забруднення. При звільненні хлору хлорид марганцю окислюється в оксид марганцю, яка потім відновлюється до марганцю, придатного до вторинного застосування. Відомості у наявних публікаціях дуже неточні, так що в цьому випадку доведеться відмовитися від оцінки методу.

Отримання рафінованої алюмінію
Для алюмінію рафінуючі електроліз з розкладом водних сольових розчинів неможливий. Оскільки для деяких цілей ступінь очищення промислового алюмінію (Al 99,5 - Al 99,8), отриманого електролізом кріолітогліноземного розплаву, недостатня, то з промислового алюмінію або відходів металу шляхом рафінування отримують ще більш чистий алюміній (Al 99, 99 R). Найбільш відомий метод рафінування - тришаровий електроліз.
Рафінування методом тришарового електролізу
Одягнена сталевим листом, що працює на постійному струмі (представлена на рис. 4 - див. вище) ванна для рафінування складається з вугільної подини з струмопідведення і теплоізолюючої магнезитової футеровки. На противагу електролізу кріолітогліноземного розплаву анодом тут служить, як правило, розплавлений метал рафініруемий (нижній анодний шар). Електроліт складається з чистих фторидів або суміші хлориду барію і фторидів алюмінію та натрію (середній шар). Алюміній, розчиняється з анодного шару в електроліті, виділяється над електролітом (верхній катодний шар). Чистий метал служить катодом. Підведення струму до катодного шару здійснюється графітовим електродом.
Ванна працює при 750-800 ° С, витрата електроенергії становить 20 кВт? Год на 1 кг чистого алюмінію, тобто трохи вище, ніж при звичайному електролізі алюмінію.
Метал анода містить 25-35% Cu; 7-12% Zn; 6-9% Si; до 5% Fe і незначна кількість марганцю, нікелю, свинцю і олова, решта (40-55%) - алюміній. Всі важкі метали і кремній при рафінуванні залишаються в анодному шарі. Наявність магнію в електроліті призводить до небажаних змін складу електроліту або до сильного його ошлакованію. Для очищення від магнію шлаки, що містять магній, обробляють флюсами або газоподібним хлором.
У результаті рафінування отримують чистий алюміній (99,99%) і продукти сегрегації (зайгер-продукт), які містять важкі метали і кремній і виділяються у вигляді лужного розчину і кристалічного залишку. Лужний розчин є відходом, а твердий залишок застосовується для розкислення.
Рафінований алюміній має звичайно наступний склад,%: Fe 0,0005-0,002; Si 0,002-0,005; Cu 0,0005-0,002; Zn 0,0005-0,002; Mg сліди; Al інше.
Рафінований алюміній переробляють у напівфабрикат в зазначеному складі або легують магнієм (див. табл. 1.2.).
* Наскільки можливо визначити звичайними методами дослідження.
** Чистий алюміній для електротехніки (алюмінієві провідники) поставляють у вигляді первинного алюміній 99,5, що містить не більше 0,03% (Ti + Cr + V + Mn); позначається в цьому випадку E-A1, номер матеріалу 3.0256. В іншому відповідає нормам VDE-0202.

Рафінування шляхом алюмоорганіческіх комплексних сполук і зонної плавкою
Алюміній ступеня чистоти вище марки A1 99,99 R може бути отриманий рафінуючі електролізом чистого або технічно чистого алюмінію із застосуванням як електроліту комплексних алюмоорганіческіх сполук алюмінію. Електроліз проходить при температурі близько 1000 ° С між твердими алюмінієвими електродами і в принципі схожий з рафінуючі електролізом міді. Природа електроліту диктує необхідність працювати без доступу повітря і при низькій щільності струму.
Цей вид рафінуючі електролізу, що застосовуються спочатку лише в лабораторному масштабі, вже здійснюється в невеликому виробничому масштабі - виготовляється кілька тонн металу на рік. Номінальна ступінь очищення одержуваного металу 99,999-99,9999%. Потенційними областями застосування металу такої чистоти є кріогенна електротехніка й електроніка.
Можливе застосування розглянутого методу рафінування і в гальванотехніки.
Ще більш високу чистоту - номінально до A1 99,99999 - можна отримати подальшої зонної плавкою металу. При переробці алюмінію підвищеної чистоти в напівфабрикат, лист або дріт необхідно, з огляду на низьку температуру рекристалізації металу, приймати особливі запобіжні заходи. Примітним властивістю рафінованого металу є його висока електропровідність в області кріогенних температур.

Отримання вторинного алюмінію
Переробка вторинної сировини і відходів виробництва є економічно вигідною. Отримуються при цьому вторинними сплавами задовольняється близько 25% загальної потреби в алюмінії.
 Найважливішою областю застосування вторинних сплавів є виробництво алюмінієвого фасонного лиття. У DIN 1725, лист 2 поряд зі стандартними марками сплавів наведено численні марки сплавів, вироблених ливарними заводами. Перелік сплавів, що випускаються цими заводами, містить, крім стандартних, деякі нестандартні сплави.
Бездоганна приготування алюмінієвого скрапу в найрізноманітніших пропорціях можна здійснювати тільки на спеціально обладнаних плавильних заводах. Уявлення про складне робочому процесі на такому заводі дає рис. 5.
Відходи переплавляють після грубої попереднього сортування. Містяться в цих відходах залізо, нікель або мідь, точка плавлення яких вище точки плавлення алюмінію, при плавці в плавильній порогової печі залишаються в ній, а алюміній виплавляється. Для видалення з відходів неметалічних включень типу оксидів, нітридів, карбідів або газів застосовують обробку розплавленого металу солями або (що більш раціонального) продування газом - хлором або азотом.
Для видалення металевих домішок з розплаву відомі різні методи, наприклад присадка магнію і вакуумування - метод Бекша (Becksche); присадка цинку або ртуті з наступним вакуумированием - субгалогенний метод. Видалення магнію обмежується введенням в розплавлений метал хлору. Шляхом введення добавок, точно обумовлених складом розплаву, отримують заданий ливарний сплав.

Виробництво алюмінію технічноїчистоти
Електролітичний спосіб - єдиний застосовується в усьому світі для виробництва металевого алюмінію технічної чистоти. Всі інші способи (цінкотерміческій, карбідотерміческій, субхлорідний, нітрідний тощо), за допомогою яких алюміній може бути вилучено з алюмінієвих руд, розроблялися в лабораторному і дослідно-промислових масштабах, проте поки не знайшли практичного застосування.
Для отримання алюмінієво-кремнієвих сплавів успішно застосовується електротермічних спосіб, вперше розроблений і здійснений в промисловому масштабі в СРСР. Він складається з двох стадій: на першій стадії отримують первинний алюмінієво-кремнієвий сплав з вмістом 60-63% Al шляхом прямого відновлення алюмо-крем'янистих руд у рудно-термічних електричних печах; на другій стадії первинний сплав розбавляють технічним алюмінієм, отримуючи силумін та інші ливарні і деформуються алюмінієво-кремнієві сплави. Ведуться дослідження по вилученню з первинного сплаву алюмінію технічної чистоти.
У цілому отримання алюмінію електролітичним способом включає в себе виробництво глинозему (оксиду алюмінію) з алюмінієвих руд, виробництво фтористих солей (кріоліту, фтористого алюмінію і фтористого натрію), виробництво вуглецевої анодного маси, обпалених вугільних анодних і катодних блоків та інших футеровочних матеріалів, а також власне електролітичне виробництво алюмінію, яке є завершальним етапом сучасної металургії алюмінію.
Характерним для виробництва глинозему, фтористих солей і вуглецевих виробів є вимога максимального ступеня чистоти цих матеріалів, так як в кріолітогліноземних розплавах, що піддаються електролізу, не повинні міститися домішки елементів, більш електропозитивні, ніж алюміній, які, виділяючись на катоді в першу чергу, забруднювали б метал.
У глинозему марок Г-00, Г-0 і Г-1, які переважно використовуються при електролізі, вміст SiO2 становить 0,02-0,05%, a Fe2O3 - 0,03-0,05%. У кріоліті всреднем міститься 0,36-0,38% SiO2 і 0,05-0,06% Fe2O3, під фтористим алюмінії 0,30-0,35% (SiO2 + Fe2O3). У анодного масі міститься не більше 0,25% SiO2 і 0,20% Fe2O3.
Найважливіша алюмінієва руда, з якої отримують глинозем, боксит. У боксі алюміній присутній у формі гідроксиду алюмінію. У Радянському Союзі, крім бокситу, для отримання глинозему застосовують нефелінових породу - алюмосилікат натрію і калію, а також алунітовую породу, в якій алюміній знаходиться у вигляді його сульфату. Сировиною для виготовлення анодного маси і обпалених анодних блоків служать вуглецеві чисті матеріали - нафтовий або пековий кокс і кам'яновугільний пек як сполучна, а для виробництва кріоліту та інших фтористих солей - фтористий кальцій (плавиковий шпат).
При електролітичному отриманні алюмінію глинозему Al2O3, розчинений у розплавленому кріоліті Na3AlF6, електрохімічні розкладається з розрядом катіонів алюмінію на катоді (рідкому алюмінії), а кисневмісних іонів (іонів кисню) - на вуглеводних аноді.
За сучасними уявленнями, кріоліт в розплавленому стані дисоціюють на іони і:, а глинозем - на комплексні іони і:, які знаходяться в рівновазі з простими іонами:,.
Основним процесом, що відбувається на катоді, є відновлення іонів тривалентного алюмінію: Al3 + + 3e? Al (I).
Поряд з основним процесом можливий неповний розряд тривалентних іонів алюмінію з утворенням одновалентних іонів: Al3 + + 2e? Al + (II) і, нарешті, розряд одновалентних іонів з виділенням металу: Al + + e? Al (III).
За певних умов (відносно велика концентрація іонів Na +, висока температура та ін) може відбуватися розряд іонів натрію з виділенням металу: Na + + e? Na (IV). Реакції (II) та (IV) обумовлюють зниження виходу алюмінію по струму.
На вугільному аноді відбувається розряд іонів кисню: 2O2-- 4e? O2. Однак кисень не виділяється у вільному вигляді, так як він окисляє вуглець анода з утворенням суміші CO2 і CO.
Сумарна реакція, яка відбувається в електролізері, може бути представлена рівнянням Al2O3 + xC? 2Al + (2x-3) CO + (3-x) CO2.
До складу електроліту промислових алюмінієвих електролізерів, крім основних компонентів - кріоліту, фтористого алюмінію і глинозему, входять невеликі кількості (у сумі до 8-9%) деяких інших солей - CaF2, MgF2, NaCl та LiF (добавки), які поліпшують деякі фізико - хімічні властивості електроліту і тим самим підвищують ефективність роботи електролізерів. Максимальний зміст глинозему в електроліті становить зазвичай 6-8%, знижуючись в процесі електролізу. У міру збідніння електроліту глиноземом в нього вводять чергову порцію глинозему. Для нормальної роботи алюмінієвих електролізерів ставлення NaF: AlF3 в електроліті підтримують в межах 2,7-2,8, додаючи порції криоліта і фтористого алюмінію.
У виробництві алюмінію застосовують електролізери з самообжігающіміся вугільними анодами і бічним або верхнім підведенням струму, а також електролізери з попередньо обпаленими вугільними анодами. Найбільш перспективна конструкція електролізерів з обпаленими анодами, що дозволяє збільшити одиничну потужність агрегату, знизити питомі витрати електроенергії постійного струму на електроліз, отримати більш чистий метал, поліпшити санітарно-гігієнічні умови праці і зменшити викиди шкідливих речовин в атмосферу.
Основні технічні параметри і показники роботи алюмінієвих електролізерів різного типу наведено в табл. 1.3.

Первинний алюміній, що витягають із електролізерів (алюміній-сирець), містить ряд домішок, які можна розділити на три групи: неметалічні (фтористі солі,? - І?-Глинозем, карбід і нітрид алюмінію, вугільні частинки, механічно захоплюємося при виливання металу з електролізера ); металеві (залізо, кремній), що переходять із сировини, вугільних матеріалів і конструктивних елементів електролізера; газоподібні - переважно водень, який утворюється в металі в результаті електролітичного розкладу води, що потрапляє в електроліт із сировиною.
З металевих домішок, крім заліза і кремнію, міститься найбільша кількість галію, цинку, титану, марганцю, натрію, ванадію, хрому, міді. Зміст цих та деяких інших металевих мікродомішок в електролітичному алюмінії наведено нижче,%:

Основним джерелом надходження металевих мікродомішок в алюміній є глинозем, який в залежності від виду вихідної сировини може містити галій, цинк, калій, фосфор, сірку, ванадій, титан і хром. Вуглецеві матеріали (анодна маса, обпалені аноди, катодні вироби) служать джерелом таких мікродомішок, як, наприклад, ванадій, титан, марганець, цинк.
Електролізом кріоліту-глиноземних розплавів за умови застосування чистих вихідних матеріалів (в першу чергу глинозему і вуглецевих матеріалів) вдається отримати алюміній-сирець марок А85 і А8 (99,85 і 99,80%). Найбільша частка металу цих марок (60-70% від загального випуску) виходить на електролізерах з обпаленими анодами, а також на електролізерах з боковим підведенням струму (до 70% від загального виробництва). На електролізерах з самообжігающіміся анодами і верхнім струмопідведення випуск алюмінію-сирцю марки А8 невисокий (складає 1-3%), а метал марки А85 отримати не вдається через значні домішок заліза, що надходить в алюміній з несировинних джерел (анодні штирі, чавунні секції газосборніков , технологічний інструмент, катодний вузол).
Розплавлений первинний алюміній, узятий із електролізерів за допомогою вакуумного ковша, надходить у ливарне відділення для рафінування від неметалічних і газових домішок і подальшої переробки в товарну продукцію (чушки, циліндричні і плоскі злитки, катанку і т. п.). Перед розливанням алюміній-сирецвидержівают в розплавленому стані в електричних печах опору (міксер) або в газових відбивних печах. У цих печах не тільки проводять раціональну шихтуванням різних за складом порцій рідкого алюмінію, але і частково очищають від неметалічних включень, окисних плівок і натрію.
Розлив алюмінію з міксера в чушки проводиться за допомогою ливарних машин конвеєрного типу; циліндричні і плоскі злитки виготовляють методом полунепреривного лиття, а для отримання катанки застосовують спеціальні агрегати суміщеного лиття і прокатки.
На вітчизняних алюмінієвих заводах при лиття злитків алюміній, який надходить з міксера в кристалізатор ливарні машини, піддають найпростішого виду рафінування - фільтрації розплаву через склосітки з осередками розміром від 0,6? 0,6 до 1,7? 1,7 мм. Цей метод дозволяє очищати алюміній тільки від дуже грубих окисних включень; більш досконалий метод фільтрації розплаву через склосітки у висхідному потоці. При такому способі фільтрування частки окисних включень, стикаючись із сіткою, не захоплюються потоком розплаву, а осідають на дні ливарного жолоби.
Для одночасної очищення алюмінію, як від неметалевих домішок, так і від водню успішно застосовується метод фільтрації через флюсовий фільтр у поєднанні з продувкою азотом. У якості флюсу можна використовувати кислий електроліт алюмінієвих електролізерів. У результаті такої очистки вміст водню в алюмінії знижується з 0,22 до 0,16 см3 на 100 г металу.
У первинному алюмінії, що використовується для виробництва сплавів системи Al-Mg, вміст натрію не повинно перевищувати 0,001%. Це пов'язано з тим, що присутність натрію в цих сплавах погіршує механічні та інші експлуатаційні властивості виробів, що застосовуються в ряді галузей народного господарства.
Найбільш ефективним методом одночасного рафінування алюмінію від натрію, водню і неметалічних домішок є продування розплавленого металу газовою сумішшю азоту з 2-10% хлору, що вводиться в розплав у вигляді дрібних бульбашок за допомогою спеціальних пристроїв. Цей спосіб рафінування дозволяє знизити вміст натрію в алюмінії до 0,0003-0,001% при витраті газової суміші від 0,8 до 1,5 м3/т металу.
Витрата електроенергії на виробництво 1 т товарного алюмінію з металу-сирцю при використанні електропечей складає 150-200 кВт? Ч; безповоротні втрати металу на ливарному переділі рівні 1,5-5% залежно від виду товарної продукції.

Отримання алюмінію високої чистоти
Для отримання алюмінію високої чистоти (марок А995-А95) первинний алюміній технічної чистоти електролітичні рафинируются. Це дозволяє знизити в алюмінії зміст металевих і газоподібних домішок і тим самим значно підвищити його електропровідність, пластичність, відбивну здатність і корозійну стійкість.
Електролітичне рафінування алюмінію здійснюють електролізом розплавлених солей по тришаровому способу. Сутність способу полягає в наступному. У рафіновані електролізері є три розплавлених шару. Нижній, найбільш важкий, лежить на струмопровідній подині і служить анодом; він називається анодним сплавом і являє собою сплав рафініруемого алюмінію з міддю, яку вводять для обважнення шару. Середній шар - розплавлений електроліт; його щільність менше щільності анодного сплаву і вище щільності чистого рафінованої (катодного) алюмінію, що знаходиться над електролітом (верхній, третій рідкий шар).
При анодному розчиненні всі домішки більш електропозитивні, ніж алюміній (Fe, Si, Ti, Cu та ін), залишаються в анодному сплаві, не переходячи в електроліт. Анодного розчинятися буде тільки алюміній, який у формі іонів Al3 + переходить в електроліт: Al - 3e? Al3 +.
При електролізі іони алюмінію переносяться до катода, на якому і розряджаються: Al3 + + 3e? Al. У результаті на катоді накопичується шар розплавленого рафінованої алюмінію.
Якщо в анодному сплаві присутні домішки більш електронегативний, ніж алюміній (наприклад, Ba, Na, Mg, Ca), то вони можуть електрохімічних розчинятися на аноді разом з алюмінієм і у вигляді іонів переходити в електроліт. Оскільки зміст електронегативний домішок в алюмінії-сирець невелика, в помітному кількості в електроліті вони не накопичуються. Розряду цих іонів на катоді практично не відбувається, тому що їх електродний потенціал електронегативний алюмінію.
В якості електроліту при електролітичному рафінуванні алюмінію в Радянському Союзі і в більшості країн застосовують фторідно-хлоридні електроліт, склад якого 55-60% BaCl2, 35-40% AlF4 + NaF і 0-4% NaCl. Молярна ставлення NaF: AlF3 підтримують 1,5-2,0; температура плавлення електроліту 720-730 ° C; температура процесу електролізу близько 800 ° C; щільність електроліту 2,7 г/см3.
Анодний сплав готують з первинного алюмінію і чистої міді (99,90-99,95% Cu), яку вводять в метал в кількості 30-40%. Щільність рідкого анодного сплаву такого складу 3-3,5 г/см3; щільність ж чистого розплавленого катодного алюмінію дорівнює 2,3 г/см3. При такому співвідношенні щільностей створюються умови, необхідні для гарного поділу трьох розплавлених шарів.
У четверний системі Al-Cu-Fe-Si, до якої належить анодний сплав, утворюється евтектика з температурою плавлення 520 ° C. Охолоджуючи анодний сплав, що містить домішки заліза і кремнію в кількостях вище евтектичних концентрацій, можна виділити залізо і кремній в тверду фазу у вигляді інтерметалевих з'єднань FeSiAl5 і Cu2FeAl7. Так як температура анодного сплаву в кишенях електролізера на 30-40 ° C нижче температури анодного сплаву в робочому просторі ванни, у них (у міру нагромадження в анодному сплаві заліза і кремнію) будуть виділятися тверді інтерметалевих опади. Періодично видаляючи ці опади, очищають анодний сплав (без його оновлення) від домішок заліза і кремнію. Так як в анодному сплаві концентрується галій, то витягають із електролізера опади (30-40 кг на 1 т алюмінію) можуть служити джерелом отримання цього металу.
Для електролітичного рафінування служать електролізери, які за конструкцією нагадують електролізери з обпаленими анодами для електролітичного одержання первинного алюмінію, але мають інше підключення полюсів: подини служить анодом, а верхній ряд електродів - катодом. Сучасні електролізери для електролітичного рафінування алюмінію розраховані на силу струму до 75 кА.
Нижче наведені основні техніко-економічні показники електролізерів за 1979 р., досягнуті вітчизняними (1, 2, 3) підприємствами.
Електрохімічний вихід по струму, розрахований за вилито з електролізера металу, становить 97-98%. Фактична ж вихід по струму, розрахований за кількістю товарного металу, становить 92-96%.

Основним чинником, що знижує вихід по струму, крім прямих втрат струму на розряд більш електронегативний іонів, втрат металу за рахунок його окислення і механічних втрат алюмінію, є робота електролізерів з випуском несортових металу, який знову повертається в анодний сплав для подальшого рафінування. Ці періоди роботи електролізерів мають місце при пуску електролізерів і порушення технологічного режиму.
Електролітичне рафінування алюмінію є дуже енергоємним виробництвом. Витрата електроенергії в змінному струмі, включаючи енергію, витрачену на підготовку електроліту і анодного сплаву, роботу вентиляційних пристроїв і транспортних засобів, а також втрати на перетворення змінного струму в постійний, становить 18,5-21,0 тис. кВт? Год на 1 т алюмінію. Енергетичний к. п. д. рафінувальних електролізерів не перевищує 5-7%, тобто 93-95% енергії витрачається у вигляді втрат тепла, що виділяється в основному в шарі електроліту (приблизно 80-85% від загального приходу тепла). Отже, основними шляхами подальшого зниження питомої витрати електроенергії на електролітичне рафінування алюмінію є вдосконалення теплоізоляції електролізера (особливо верхньої частини конструкції) і зниження шару електроліту (зменшення междуелектродного відстані).
Чистота алюмінію, рафінованої по тришаровому методу, 99,995%; вона визначається по різниці з п'ятьма основними домішками - залізом, кремнієм, мідь, цинк і титаном. Кількість одержуваного металу такої марки може становити 45-48% від загального випуску (без його расшіхтовкі з більш низькими, сортами).
Слід, однак, відзначити, що у електролітичних рафінованій алюмінії містяться в менших кількостях домішки інших металів, що знижує абсолютну чистоту такого алюмінію. Радіоактіваціонний аналіз дозволяє виявити в електролітичні рафінованій алюмінії до 30 домішок, сумарний вміст яких приблизно 60? 10-4%. Отже, чистота рафінованої алюмінію по різниці з цими домішки?? ми складає 99,994%.
Крім домішок, передбачених ГОСТом (див. табл. 1.1), в найбільш поширеної марки (А99) електролітичні рафінованої алюмінію міститься,%: Cr 0,00016; V 0,0001; Ga 0,0006; Pb 0,002; Sn 0,00005; Ca 0,002-0,003; Na 0,001-0,008; Mn 0,001-0,007; Mg 0,001-0,007; As