Рецензенты: докт. техн. наук С. И. Соболь и кольчугинский тех­никум по обработке цветных металлов 25 страница

1) избирательное поглощение угольной футеровкой фто­ристого алюминия, особенно в первые месяцы работы электролизных ванн;

2) потери A1F₃ и NaF в результате их улетучивания;

3) взаимодействие криолита с~примесями (Si0₂, Na₂0, Н₂0), попадающими в электролит с глиноземом и фтори­стыми солями, приводящее к разложению электролита и обогащению его фтористым натрием. •

Последний фактор связан с протеканием следующих ре­акций:

2Na₃AlF₆ + 3Na₂0 = A1₂0₃ + 12NaF;

(147)

(148)

(149)

4Na₃AlF₆ + 3Si0₂ = 2A1₂0₃ + 12NaF + 3SiF₄; 2Na₃AlF₆ + 3H₂0 = A1₂0₃ + 6NaF + 6HF.

Изменение состава электролита по указанным выше при­чинам определяет необходимость его периодического кор­ректирования до оптимального состава путем- добавки со­ответствующих фтористых солей.

Современные алюминиевые'электролизеры работают при анодной плотности тока в пределах 0,6—1,1 А/см².

Как и любой электрохимический процесс, электролиз алюминия в расплавленных электролитах подчиняется за­кону Фарадея, согласно которому теоретически для выделе­ния 1 моля алюминия, равного 27: 3^=9 г, требуется 26,8 А*ч электричества, или 1 А-ч выделяет 0,336 г алюминия. Величина 0,336 г/(А-ч) называется электрохимическим эквивалентом алюминия.

На практике не весь ток, подаваемый в ванну, расходу­ется на выделение алюминия; часть тока тратится на по­бочные процессы. К понижению выхода по току приводит изменение состава электролита в сторону увеличения в нем концентрации как фтористого натрия, так и фтористого алюминия. Повышенное содержание NaF делает возможным частичный разряд на катоде ионов натрия, а прирост кон­центрации A1F₃ способствует повышению растворимости алюминия в электролите.

Коэффициент использования тока или выход по току (т]_т) в значительной степени зависит от качества обслужи­вания электролизных ванн и соблюдения режимных пара­метров. На современных алюминиевых заводах выход по току колеблется в пределах 80—92 %.

Выход по току и напряжение на ванне, изменяющееся на практике в пределах 4,1—4,5 В, определяют расход тех­нологической электроэнергии.

(150)

Напряжение на алюминиевом электролизере складыва­ется из ряда величин и может быть выражено следующей формулой:

U_B = E_v -f- Dpi -f- IURi,

где Е_р — напряжение разложения А1₂0₃ (~1,6 В); Dpi— падение напряжения в электролите; I2,Ri — падение напря­жения в электродах, проводниках тока и контактах (1,0—

1,4 B).

Удельный расход электроэнергии, выражающийся рас­
ходом электроэнергии на единицу массы алюминия, может быть подсчитан по уравнению

W = i/_op- 10^в/0,336т)„ (151)

где Uср — среднее напряжение на электролизере.

На практике на получение 1 т алюминия расходуется 15000—17000 кВт-ч.

Для практических целей часто пользуются обратной ве­личиной, называемой выходом по энергии. На промышлен­ных электролизерах в зависимости от их конструкции и ус­ловий технологического режима выход по энергии изменяет­ся от 57 до 65 г/(кВт-ч).

Чем выше выход по току и чем ниже среднее напряже­ние на ванне, тем эффективнее расходуется электроэнергия при электролитическом получении металлов.

Выход по току зависит от многих факторов и главным образом от плотности тока, температуры и состава электро­лита (сопротивления электролита), а также от расстояния между электродами.

С увеличением анодной плотности тока выход по току снижается.

Влияние температуры проявляется в уменьшении выхо­да по току при любых отклонениях от оптимальной ее вели­чины. С ростом температуры увеличиваются потери алюми­ния за счет повышенного растворения его в электролите, а при снижении — возрастает электрическое сопротивление электролита вследствие увеличения его вязкости.

Межполюсное расстояние на современных алюминие­вых электролизерах равно 4—6,5 см. Отклонение от этой ве­личины в ту или другую сторону ведет к снижению выхода по току.

Электролизные ванны, применяемые в современной алю­миниевой промышленности, по существу, различаются толь­ко устройством анодов, системой токоподвода и единичной мощностью, выражаемой обычно величиной силы тока, под­водимого к электролизеру.

По конструкции анодов различают электролизные ванны с самообжигающимися анодами, оборудованные боковым или верхним токоподводом, и ванны с предварительно обож­женными анодами (многоанодные и блочные) (рис. 156).

Рассматривая различные конструкции алюминиевых электролизеров, можно видеть, что они все практически состоят из аналогичных узлов: металлического корпуса, фу­терованного угольными плитами и блоками и имеющего ша­мотную теплоизоляцию, катодного и анодного устройств,

системы токоподвода (ошиновки) и системы газоулавлива­ния.

Катодное устройство представляет собой подину ванны. Она выложена из угольных блоков, связанных угольной на­бойкой. В катодные блоки введены стальные стержни, зали­тые для создания хорошего электрического контакта чугу­ном.

Основой непрерывного самообжигающегося анода явля­ется сварной алюминиевый каркас прямоугольной формы.

Рис. 156. Электролизеры с различными анодами и токоподводом: а — с самообжигающимсй анодом, боковой токоподвод; б — с самообжигаю- щимся анодом, верхней токоподвод; в — анод из предварительно обожженных блоков {многоанодный); г —с анодом из предварительно обожженных блоков (блочный); 1 — катодное устройство; 2 — анод; 3— токоподводящие штыри; 4 — анодная ошиновка; 5 — газосборное укрытие

Внутрь каркаса загружают анодную массу в виде брикетов. В верхних частях кожуха брикеты переходят в размягчен­ное состояние. По мере опускания анода в результате его горения масса перемещается в зону более высоких темпера­тур, что приводит к удалению летучих и коксованию анод­ной массы. В нижней части анода углеродистая масса пол­ностью спекается и анод становится монолитным. Алюми-, ниевый кожух по мере сгорания анода наращивают.

Подвод тока к самообжигающимся анодам осуществля­ется с помощью стальных штырей, соединенных гибкими шипами с основной токоподводящей шиной.

При боковом токоподводе (см. рис. 156, а) штыри заби­вают через кожух анода в неспеченную массу, располагая их в несколько рядов по 16—25 шт. в каждом. Гибкие ши­ны лодключают только к нижним двум рядам. По мере сго­рания анода и его опускания шины переключают на распо­ложенные выше штыри, а нижние вытаскивают и вновь за­колачивают вверху. Единичная мощность, промышленных электролизеров с боковым токоподводом составляет 60— 140'кА.'

Более совершенной системой токоподвода является под­вод тока к аноду с помощью вертикальных штырей, запека­емых в анодную массу (см. рис. 156, б). Эта система поз­волила увеличить единичную мощность электролизеров до 155 кА, значительно упростить их обслуживание и повысить производительность труда.

До начала 30-х годов нашего столетия применялись электролизеры малой мощности только с предварительно обожженными анодами. С начала 30-х годов в электроме­таллургию начали внедрять непрерывные самообжигаю- щиеся аноды.

Переход на электролизеры с самообжигающимися ано­дами способствовал удешевлению производства алюминия, так как из технологии были исключены дорогостоящие и длительные переделы прессования и обжига анодов. Однако, многолетняя практика работы на таких электролизерах вы­явила их существенные недостатки по сравнению с элект­ролизерами с обожженными анодами. К этим недостаткам в первую очередь относятся:

1) более высокое электрическое сопротивление анодов вследствие меньшей плотности и неоднородности материа­ла анода и, как следствие этого, повышенный расход элек­троэнергии;

2) повышенная загазованность в цехе, обусловленная вы­бросами значительного количества газов — продуктов об­жига и коксования анодной массы;

3) повышенная неоднородность распределения тока по рабочей поверхности электродов при наличии одного анода больших размеров.

В связи с этим в настоящее время вновь начали исполь­зовать для промышленных целей усовершенствованные ван­ны с предварительно обожженными анодами (см. рис. 156, в). Такие электролизеры имеют анодные узлы, состоя­щие из нескольких анодов в виде крупногабаритных уголь­ных или графитированных блоков. Освоение данных элект­ролизеров привело к дальнейшему увеличению единичной мощности, резко сократило вредные выделения газов в ат­мосферу и способствовало улучшению многих технико-эко­номических показателей процесса.

В настоящее время на заводах работают серии электро­лизеров с обожженными анодами на силу тока до 260 кА и более.

Очень перспективными для алюминиевой промышлен­ности являются электролизеры с непрерывными обожжен­ными анодами (см. рис. 156, г). Непрерывные аноды в та­ких ваннах монтируют из нескольких обожженных блоков, располагаемых друг над другом и склеиваемых между со­бой специальной углеродистой массой. По мере сгорания анод наращивается очередным блоком сверху. Токоподвод к анодным блокам осуществляется при помощи штырей, забитых в специальных гнездах сбоку.

Обслуживание электролизных ванн сводится к следую­щим основным операциям:

а) подаче в ванну глинозема;

б) контролю и корректировке состава электролита;

в) регулирование межполюсного расстояния;

г) извлечению из ванны алюминия;

д) уходу за анодами.

Необходимость подачи в ванну глинозема связана с по­стоянным его расходованием в результате электрохимичес­ких процессов. Загрузку новой порции глинозема произво­дят, как правило, не дожидаясь момента возникновения анодного эффекта, т. е. не допускают снижения концентра­ции глинозема ниже 1—‘2 %. В это время с помощью пнев­матической машины (молотка) пробивают корку, и хорошо прогретый глинозем самотеком просыпается в образовав­шееся отверстие. Для ускорения растворения А1₂0₃ в элект­ролите расплав перемешивают. На вновь образовавшуюся корку засыпают свежую порцию глинозема, который нахо­дится там до очередной загрузки.

В настоящее время на алюминиевых заводах широко внедряют системы автоматизированного непрерывного пи­тания ванн глиноземом с использованием пневматических машин. Одно из таких устройств показано на рис. 157.

Анодный эффект является хорошей контрольной харак­

теристикой работы электролизеров. При нормальной рабо­те ванны анодные эффекты возникают через строго опреде­ленные промежутки времени. Внешне он выражается резким увеличением напряжения на ванне (до 30—40 В), загора­нием контрольной лампочки и треском на границе разде­ла анод — электролит. Частые и длительные анодные эф­фекты отрицательно сказываются на показателях электро­лиза и в первую очередь на выходе по току.

Рис. 157. Штоковое устройство для непрерывного питания ванн глино­земом:

На практике стремятся до­пускать как можно меньше анодных эффектов, предусмат­ривая их возникновение один раз в 3—5 сут как контрольное мероприятие.

На количественные показа­тели электролиза оказывает существенное влияние состав и количество электролита. Для поддержания заданного соста­ва ежедневно отбирают и >ана- лизируют пробы электролита.

1 — боек; 2 — труба; 3 — дозаторг 4 — шток; 5 — бункер

В случае недостатка NaF или A1F₃ в электролит вводят недо­стающие соли путем добавки их в очередные порции глино­зема. Аналогично восполняют и общую убыль электролита за счет его испарения. Контроль за уровнем расплава осущест­вляют по размеру застывшей пленки на погружаемом перио­дически в электролит желез­ном ломе.

Межполюсное расстояние (между нижней поверхностью анода и зеркалом расплавленного алюминия) поддерживав ют в пределах 4,5—5 см. При его уменьшении^ снижается температура электролита, а при увеличении, наоборот, воз­растает. Контроль за величиной межполюсного расстояния производят по напряжению на ванне. Для его изменения необходимо поднимать или опускать анод. Регулирование межполюсного расстояния может быть автоматизировано.

Современные электролизеры производят в сутки 500— 1200 кг алюмиция. Его выпуск целесообразно производить через большие промежутки времени, так как извлечение алюминия из ванны нарушает нормальный ход процесса
электролиза. Обычно алюминий выливают один раз в 2— 5.сут с помощью специальных вакуум-ковшей (рис. 158). Для этого в корке электролита пробивают отверстие, через которое под слой электролита вводят заборную трубку ва- куум-ковша. За счет создаваемого в ковше разрежения ме­талл всасывается в ковш.

По мере откачивания алюминия из ванны вследствие увеличения межполюсцого расстояния напряжение на ван­не растет и нарушается ее тепловое равновесие. Во время выпуска алюминия необходимо следить за напряжением на ванне и не допускать уменьшения уровня алюминия ниже 20—24 см.

Рис. 158. Вакуум-ковш для извлечения алюминия из элек­тролизной ванны:

I — ковш: 2 — заборная трубка

Обслуживание анодов определяется их конструкцией. На ваннах с несколькими обожженными анодами оно за­ключается в своевременной внеочередной замене сгоревших блоков.

Уход за непрерывными самообжигающимися анодами сводится к наращиванию кожуха, загрузке анодной массы, 'забивке или установке штырей и переключению гибких то- Коподводящих шин к очередной группе штырей. Алюминие­вый кожух наращивают примерно один раз в месяц, а за­грузку анодной массы — один раз в 7—10 дней. Ванны с верхним токоподводом требуют меньших затрат труда и времени На обслуживание анода.

Основными продуктами процесса электролитического получения алюминия являются металлический алюминий и анодные газы. Получаемый электролизом алюминий содер­жат металлические, неметаллические и газообразные, при­меси. Металлические примеси попадают в алюминий глав­ным образом из сырья. Чаще всего к ним относятся железо, кремний, натрий, калий, титан и магний. Неметаллические примеси — это механические увлеченные частицы глинозе­ма, электролит, куски футеровки и т. д. К газообразным примесям относятся растворенные в алюминии газы.

§ 7. Рафинирование алюминия

Примеси значительно ухудшают механические, элект­рические'и литейные свойства алюминия,, а также снижа­ют его коррозионную стойкость.

Для очистки от механических примесей и растворенных газов алюминий, извлеченный из электролизных ванн, пе­ред разливкой хлорируют. Процесс ведут непосредственно в вакуум-ковшах, доставляемых из цеха электролиза. Для этого с вакуум-ковша снимают крышку и помещают его под специальный колпак, оборудованный отсосом газов. Затем в ковш вводят трубку, по которой подают газообразный хлор. Хлорирование продолжается 10—15 мин. При этом на поверхность металла всплывают взвешенные неметалли­ческие примеси, хлорируется водород и некоторые металли­ческие примеси. Всплывший на поверхность продукт сни­мают дырчатыми ложками.

После обработки хлором алюминий из вакуум-ковшей сливается в отражательные электрические печи емкостью до 25 т. Назначение этой операции: а) дополнительно очи­стить металл от неметаллических примесей за счет дли­тельного отстаивания; б) усреднить состав получаемого ме­талла путем смешения алюминия из различных ванн. Пос­ле выдержки и усреднения состава в электрических печах алюминий отливают в слитки.

Полученный в Советском Союзе электролитическим спо­собом алюминий согласно ГОСТ 11069—74 относится к алю­минию технической чистоты. Предприятия обычно выпуска­ют более 80 % алюминия марки А85, содержащего не ме­нее 99,85 % алюминия. Для получения алюминия высокой и особой чистоты требуется дополнительное его рафиниро­вание.,

Получение алюминия высокой чистоты с содержанием примесей менее 0,01 % в промышленном масштабе осу-

Ществляется методом электролитического рафинирования по трехслойному способу.

В этом процессе анодом является расплав загрязненно­го алюминия (нижний слой), катодом — очищенный алюми­ний, между ними располагается слой электролита, состоя­щего из смеси хлористого бария с фторидами алюминия и натрия.

Процесс электролитического рафинирования проводят при 780—810 °С. При этой температуре плотность чистого алюминия составляет 2300 кг/м³, а электролита 2700 кг/м³. Следовательно, очищенный алюминий будет образовывать самостоятельный слой над электролитом. Для удержания загрязненного алюминия на дне электролизера (под слоем электролита) его нужно утяжелить. Для получения утяже­ленного расплава с плотностью не менее 3200 кг/м³ к ра­финируемому металлу добавляют до 30—40 % меди.

При электролитическом рафинировании алюминия более электроположительные примеси железа, кремния, меди и др. остаются и накапливаются в анодном сплаве, а более электроотрицательные, пока в электролите имеются ионы А1³+, переходят в электролит

В процессе электролиза содержание алюминия в анод­ном сплаве непрерывно снижается, а количество катодного металла увеличивается. Для поддержания нормального ре­жима работы рафинированного электролизера в анодный сплав вводят новые порции алюминия технической чис­тоты.

На рис. 159 показан электролизер для трехслойного ра­финирования алюминия. Подачу жидкого загрязненного алюминия в него производят периодически через загрузоч­ный карман, а накапливающийся на поверхности расплава катодный металл вычерпывают из ванны и разливаю!¹ в слитки. Во избежание чрезмерного накопления примесей в анодном сплаве и электролите их периодически заменяют.

Трехслойный метод рафинирования — процесс дорогой и поэтому имеет ограниченное применение. При его осуществ­лении расходуется 17500—18500 кВт-ч электроэнергии на

1 т алюминия.

В последнее время для получения алюминия чистотой 99,9995 % начали применять процесс рафинирования с по­мощью субсоединений, содержащих одновалентный алю­миний (А1С1, A1F и др.). Эти соединения отличаются высо­кой летучестью.

Процесс ведут примерно прн 1000 °С. Он основан на воз­гонке субсоединений, образующихся при воздействии на за-

Рис. 159. Электролизер для рафинирования алюминия по трехслойному способу:

1 — токоподвод к аноду; 2 — угольная футеровка; 3 — анодный сплав; 4 — электролит; 5 — рафинированный алюминий; 6 — графитироваииый электрод; 7 — загрузочный карман; 8 — шиаопровод

грязненный алюминий, например хлористым алюминием А1С1₃.

При охлаждении продукта реакции до 700—800 °С суб- соединения разлагаются на алюминий и его хлорид. При­меси при этом не перегоняются и остаются в остатке от ра­финирования.

Процесс рафинирования алюминия через субсоединения в целом описывается следующей обратимой реакцией:

1000° с

2А1 + А1С1₈ ^ ЗА1С1.

700-800° С

Получение алюминия особой чистоты (до 99,9999 % А1) можно осуществить также путем зонной перекристаллиза­ции (зонной плавкой). При зонной очистке слиток алюминия высокой чистоты диаметром до 350 мм помещают в графи­товую лодочку, а затем вместе с ней в кварцевую трубу, в которой создается вакуум.

В основе зонной перекристаллизации лежит известное положение о повышении растворимости компонента в ос­новном веществе (растворителе) с повышением темпера­туры.

Для создания узкой расплавленной зоны в рафинируе­мом слитке шириной 20—30 мм кварцевая труба охватыва­ется одним или несколькими кольцевыми высокочастотны­ми индукторами (нагревателями). Устройство аппарата для зонной плавки показано на рис. 160.

Рис. 160. Схема зонной плавки с подвижным тиглем:

/ — лодочка; 2— кварцевая труба; 3 — кольцевой индукционный нагреватель;

4 — расплавленная зона; 5 — слиток

При медленном движении расплавленной зоны по дли­не слитка со скоростью примерно 1 см в минуту путем пе­ремещения индукционного нагревателя или трубки внутри его высокотемпературная зона, обладающая повышенной растворимостью примеси, будет также передвигаться к од­ному из концов слитка. Обычно Для повышения чистоты металла в одном направлении производят до 10—15 про­ходов. В результате этого по мере продвижения расплав­ленной зоны происходит ее обогащение примесями, а со­держание примесей в слитке уменьшается. После удаления обогащенной примесями части слитка получают металл особой чистоты.

Зонная плавка является очень дорогим и маломасштаб­ным способом рафинирования. Кроме алюминия, зонную плавку используют при рафинировании ряда редких метал­лов и получении монокристаллических материалов.

§ 8. Термические способы получения алюминиевых сплавов

Значительное количество алюминия применяют в виде сплавов, среди которых важное место занимают алюмини- евокремниевйе сплавы (силумины). Наиболее эффектив­ным способом их получения является метод прямого вос­становления в руднотермических печах.

Получение чистого алюминия прямой восстановительной плавкой невозможно в связи с образованием карбида алю­миния. Однако восстановление алюминия становится реаль­ным в присутствии более высококипящего вещества —_: раст­ворителя. Присутствие растворителя облегчает восстанов­ление алюминия и препятствует образованию карбидов.

Наиболее удобным компонентом таких сплавов является кремний, кипящий при 2600°С и хорошо растворяющий алюминий. При его использовании можно получать алю­миниевокремниевые сплавы, содержащие до 70 % А1.

Сырьем для такого процесса могут служить любые ви­ды алюминиевых руд. Чаще всего для получения силуминов используют сырье, не содержащее железа. Однако для сплавов, используемых в качестве раскислителей в черной металлургии, применяют и железистые руды.

В качестве восстановителя при получении алюминиево­кремниевых сплавов используют древесный уголь, нефтя­ной кокс, некоторые малозольные сорта каменного угля и древесную щепу. Восстановительную плавку ведут в мощ­ных электропечах с токоподводящей угольной подиной при низком напряжении (до 50 В).

Технологическая схема термического получения крем­неалюминиевых сплавов включает следующие операции: дробление и дозирование исходных материалов; смешение компонентов шихты, окатывание и сушку гранул; восстано­вительную плавку на первичный сплав; очистку полученно­го сплава от неметаллических примесей; переработку рафи. нированного сплава на конструкционные алюминиевокрем­ниевые сплавы.

Основные процессы, протекающие при восстановитель­ной плавке на силумины, описываются следующими реак­циями:

Si0₂ -f 2C — Si + 2C0;

(152)

(153)

(154)

(155)

A1₂0₃ + 3C = 2A1 -f 3C0;

4A1 + 3C = A1₄C₃;

2A1₄C₃ + 3Si0₂ = 8A1 + 3Si + 6C0.

Полученный при плавке первичный сплав содержит 25— 70 % А1, 28—70 % Si и 1 —1,5 % Fe. Расход электроэнергии на 1 т сплава составляет около 16000 кВт-ч.

После выпуска из электропечи первичный сплав загряз­нен включения шлака, оксидов и карбидов. Рафиниро­вание первичного сплава от неметаллических примесей осуществляют фильтрованием через флюсовую насадку. От­фильтрованный сплав разбавляют электролитическим алю­минием до содержания в нем кремния 10—13%. Получен­ный таким образом силумин используют для приготовления различных литейных сплавов на основе алюминия.

Электротермическое изготовление алюминиевых сплавов обладает рядом преимуществ по сравнению с получением силумина сплавлением электролитического алюминия с металлическим кремнием. Однако этот более дешевый и простой способ лишь частично решает проблему рациональ­ного использования алюминия.

Расширение роли термических способов в общем балансе производства алюминия связано с разработкой техники и технологии разделения первичных алюминиевокремниевых сплавов на составляющие его компоненты.

Для получения свободного алюминия из сплава могут быть применены разнообразные способы, основанные на избирательном растворении алюминия металлическими растворителями, возгонке алюминия через еГо субсоедине­ния, электролитическом разделении в расплавленных солях или отделении алюминия с помощью алюминийорганичес- ких соединений.

Выделение алюминия из сплавов другими металлами (Mg, Zn, Hg, Pb) оправдано лишь при условии полной обо­рачиваемости металла-растворителя.

Глава 13

МЕТАЛЛУРГИЯ МАГНИЯ § 1. Магний и его применение

Магний — широко распространенный в природе элемент, относится к числу «молодых» цветных металлов. Его про­

мышленное производство началось только в годы первой мировой войны.

Магний — светло-серебристый металл. В периодической системе элементов Д. И. Менделеева магний находится во

II группе 3-гэ периода под номером 12. Он типичный пред­ставитель группы легких цветных металлов. Плотность маг­ния при 20 ^е С составляет 1738 кг/м³. Магний — легколету- чий металл. Заметной летучестью при нормальном дав­лении он обладает уже при температурах около 600°С. Вакуум ускоряет возгонку магния. Во всех химических сое­динениях магний двухвалентен.

В ряду напряжений магний занимает место среди наи­более электроотрицательных элементов. Его нормальный электродный потенциал равен — 2,38 В.

В сухом воздухе на поверхности металлического магния образуется оксидная пленка, которая хорошо защищает металл от дальнейшей коррозии. Влажная среда заметно снижает коррозионную стойкость магния, особенно при тем­пературе выше 380 °С. При взаимодействии с парами воды образуется Mg(OH)₂. Поэтому тушение горящего магния водой недопустимо.

Магний хорошо противостоит действию плавиковой и хромовой кислот и растворов едких щелочей. Он очень ус­тойчив по отношению к минеральным маслам, бензину и керосину. Однако магний хорошо растворяется в большин­стве кислот и нестоек в водных растворах солей. Химичес­кая активность магния резко возрастает при увеличении в нем содержания примесей.

Магний в виде порошка или тонкой ленты легко воспла­меняется и горит ярким пламенем. В виде слитков он стоек к воспламенению. Загорание компактного магния может произойти при температурах вблизи точки плавления ме­талла (657 °С) или выше ее. Предохраняют расплавленный магний от возгорания с помощью покровных флюсов, изо­лирующих магний от контакта с кислородом окружающей атмосферы.

Основное количество магния потребляют в виде спла­вов. Легирование магния алюминием и цинком повышает механические и технологические, главным образом литей­ные свойства сплавов, а марганец улучшает их коррозион­ную стойкость.

Хорошие литейные и механические свойства магниевых сплавов служат основой для их широкого использования в самолето- и автомобилестроении для изготовления сложных и высоконагруженных деталей двигателей.

/

Значительные количества магния используют в метал­лургической промышленности. В цветной металлургии его применяют в качестве восстановителя при получении ряда активных металлов (V, Сг, Ti, Zr, U и др.) магниевотерми­ческим способом и при производстве цветного литья. Чер­ная металлургия использует магний при раскислении неко­торых марок сталей и в качестве модификатора при получе­нии сверхпрочного чугуна с шаровидными включениями графита.

Способность магния давать при горении яркий свет и высокую температуру используют в военной технике для 'изготовления осветительных, зажигательных и трассирую­щих снарядов и авиационных бомб.

Оксид магния является основой широкого ассортимента высококачественных магнезитовых огнеупоров и магнези­тового цемента.

Ряд соединений магния используют в резиновой про­мышленности в качестве наполнителя, для очистки нефте­продуктов, а также в радио- и электротехнике. Природный силикат магния — асбест ■— широко применяют в качестве электро- и теплоизоляционного материала и для изготовле­ния многочисленных асбоцементных изделий: труб, плит, шифера и др.

§ 2. Сырье для получения магния

В природе магний встречается только в виде многочис­ленных природных химических соединений, образуя круп­ные месторождения магниевых руд; его соединения нахо­дятся в больших количествах в воде морей, океанов и со­ляных озер.

В настоящее время при получении магния используют следующие его минералы: магнезит, доломит, карналлит и бишофит.

Магнезит MgC0₃ добывают во многих районах Совет­ского Союза. Месторождения магнезита имеются на Урале (Саткинское), в Красноярском и Хабаровском краях, в Ир­кутской области, в Казахстане и Киргизии. По добыче маг­незита СССР занимает первое место в мире. Магнезитовые руды содержат 41—47 % MgO.

Дата добавления: 2015-08-29