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 (см. Алюминия соединения). Характерно для А. его огромное сродство к кислороду; большинство металлич. окислов восстанавливаются им в металлы при высокой t°, и эта реакция сопровождается выделением большого количества тепла (см. 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: 2Al + 2KOH + 2H₂O = 2KAlO₂ + 3H₂. 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 Al₂O₃ на 1 кг Al 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 разъздающего 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° = 2,828 μΩ; эл.-проводимость единицы объема составляет 0,6 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 Бринеллю 25; вр. сопр. разрыву ~ 8,5 кг/мм²; пр. пропорц. ~ 5,8 кг/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 кг/мм²); пр. пропорц. ≥ 22 кг/мм²; удлин. ≥ 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. (AlCl₃). 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 нек-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% C, кроме того, Si от 0,04 до 2,87 % и Fe от 1,6 до 4,88%.
Производство А. состоит из двух самостоятельных операции: получения чистого глинозема (Al₂O₃) и электролиза его способом Héroult-Hall.
I. Получение Al₂O₃. Исходным материалом для получения глинозема служит боксит (см.) — продукт выветривания горных пород в условиях тропического или субтропического климата, содержащий в значительных количествах гидратные формы глинозема Al₂O₃·3H₂O (гидраргиллит, гиббсит) и Al₂O₃·H₂O (диаспор). Наряду с последними в боксите всегда находятся большие или меньшие количества глины, различных форм соединения Fe₂O₃, TiO₂ (обычно 0,5—2,0%) и в незначительном количестве SiO₂, MgO, CaO и другие примеси. Для переработки на глинозем идут в особенности малокремнеземистые красные бокситы с содержанием Al₂O₃ не ниже 50%, Fe₂O₃ — до 15% и несколько выше (последнее менее желательно), SiO₂ — по старым нормам не свыше 3%. В настоящее время содержание SiO₂ 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 Al₂O₃ боксита. Полученные растворы алюмината отделяются на фильтр-прессах от нерастворимого остатка, содержащего всю Fe₂O₃ и большую часть SiO₂, заключавшихся в боксите. SiO₂ находится в нерастворимом остатке в форме алюмосиликата N₂O·Al₂O₃·2SiO₂. Из вышедших в фильтр-прессы и просветленных алюминатных щелоков выделяется глинозем действием CO₂ или прививкою кристаллов Al(OH)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 Al₂O₃ и Fe₂O₃ приходилось 1,0—1,2 молекулы Na₂O. Смесь после прокаливания в печи при 1100 — 1200° (пирогенный способ) быстро выщелачивается водой (гораздо лучше раствором щелочи, так как иначе, в случаях незначительного содержания в бокситах Fe₂O₃, могут произойти значительные потери в нерастворимом остатке Al₂O₃). При выщелачивании водой, по данным практики, в растворимое состояние переходит ⅔—⅚, в среднем ¾, всего Al₂O₃. Горячий алюминатный щелок, отделенный от нерастворимого остатка, содержит в л около 170 г Al₂O₃ и 182 г Na₂O, т. е. молекулярное отношение Al₂O₃ : Na₂O = 1 : 1,8. В нек-рых случаях содержание Na₂O в щелоках понижается, но, повидимому, в нормальных случаях не падает ниже значений след. отношения: Al₂O₃ : Na₂O = 1 : 1,3. Выделение гидрата глинозема из щелоков производится углекислотой, получаемой в известково-обжигательной печи специальной конструкции; концентрация CO₂ 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 Байера (Петербург, 1892 г., Тентелевский завод) обработка крепким раствором NaOH (45° Bé) производится в железных аппаратах, при перемешивании под давлением 5—6 atm (~160°) в течение 2—8 ч. Полученный в автоклаве алгоминатный щелок разбавляется водою до уд. в. 1,23 (26,9° Bé) и поступает на фильтр-прессы для отделения от нерастворимого остатка. Из полученного просветленного алюминатного щелока с молекулярным отношением Al₂O₃ : Na₂O = 1 : 1,8 гидрат глинозема выделяется при постоянном помешивании по прибавлении нек-рого количества свежеосажденного кристаллического Al(OH)₃. Выделение глинозема считается законченным, когда в щелоке молекулярное отношение Al₂O₃ : Na₂O достигнет величины 1:6. Операция выделения глинозема занимает до 60 ч.; первые 70% Al₂O₃ выделяются 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 Al₂O₃ выпадает SiO₂, 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 SiO₂. Полученный глинозем после прокаливания показывает следующий состав: гигроскопич. воды 0,33%, конституцион. воды 0,50%, SiO₂ 0,15%, Fe₂O₃ 0,007%, Na₂O 0,30%, CaO 0,013%, Al₂O₃ (по разности) 98,70%. Обычно содержание Al₂O₃ колеблется от 98 до 99,5%. Обычный состав нерастворимого остатка таков: гигроскопич. воды 39,42%, конституцион. воды 4,24%, SiO₂ 3,52%, Fe₂O₃ 37,57%, TiO₂ 4,55%, Al₂O₃ 7,00% и Na₂O 3,67%. Полученный остаток подвергается выщелачиванию водой для удаления из него Na₂O. 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 алюминия (фиг. 1). Исходным материалом служит, напр., 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 e прокаленный боксит попадает в шаровую мельницу f. Чрезвычайно тонкое измельчение весьма важно для хорошего выхода алюмината. Подготовленный т. о. к извлечению глинозема боксит хранится в силосоподобном ящике g, откуда его берут по мере надобности. Отвешенное количество боксита замешивается в особом сосуде i с возвращенным из производства и доведенным упариванием в r до 46° Bé щелоком и подается в стоящие ниже автоклавы k емкостью в 3—4 м³, снабженные мешалками и обогреваемые паром. Реакция продолжается около 6 ч., при чем извлекается до 95% содержащегося в боксите глинозема. Полученный в автоклавах алюминатныи щелок крепостью в 50° Bé разбавляется затем в сосудах l для смешивания до 30° Bé, после чего идет на фильтр-прессы m и n. Остаток на фильтрах содержит гл. обр. окись железа. Прозрачный щелок подается из сборника с помощью центробежного насоса o в цилиндры для разложения p, 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 пр., 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 q. Маточный раствор сгущается в выпаривательном аппарате до 46° Bé и служит для нового разложения боксита.
.png)
Преимущества способа Байера перед пирогенным заключаются в большой чистоте продукта (содержание кремнезема при мокром 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 для осаждения, побочного продукта — кристаллической соды, к-рая 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 стороне 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: 11Al₂O₃ + 2FeS₂ + 11Na₂SO₄ = 11Na₂O·Al₂O₃ + Fe₂O₃ + 15SO₂. 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, к-рая обладает более низким потенциалом разложения (2,8 V), 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
Al₂O₃ + 3C = 2Al + 3CO, (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 частично процесс идет также по схеме:
2Al₂O₃ + 3C = 4Al + 3CO₂. (2)
Содержание глинозема в растворе колеблется от 10 до 20%. При обеднении раствора глиноземом усиливаются побочные реакции — выделение фтористых соединений (CaF₂, 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 t°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. 1000°; прибавление фтористого А. понижает t°пл. до 800—850°, если же добавить еще поваренной соли, то t°пл. 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/дм². При таких условиях напряжение на клеммах, при к-ром достигается наилучший выход А., составляет 7 — 8 V. При нарушениях в электролизе вольтаж возрастает до 8—10 V. Существенную роль играет прибавление плавней также и в понижении уд. в. электролита, к-рый д. б. 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 к-рого представляет трудности. Главнейшим исходным материалом служит глинозем, полученный почти исключительно вышеописанными щелочными способами из боксита. Некоторые алюминиевые з-ды (напр, французские) готовят для себя глинозем сами; другие получают 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):
| Al₂O₃ | . . . | 99,954 | Na₂O | . . . | 0,050 | |
| Fe₂O₃ | . . . | 0,032 | SiO₂ | . . . | 0,056 | |
| CaO | . . . | 0,018 | H₂O | . . . | 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%.
.png)
Электролитические ванны (фиг. 2) представляют, клепаные железные ящики (из котельного железа), скрепленные угольниками. Размеры ванн различны, в зависимости от числа анодов: в среднем, 2,4 м дл., 1,3 м шир. и 0,8 м вышины, глубина же рабочего пространства обычно не превышает 0,3 м. Для уменьшения потерь тепла стенки ванны облицовывают сначала огнеупорной кладкой, а затем стенки и дно выкладывают проводящей ток угольной набойкой A, 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 (фиг. 3). Размеры и количество анодов изменяются в широких пределах.
.png)
При анодах небольшого поперечного сечения (напр. 8×10 см) их располагают четырьмя рядами, по 8 шт. в ряду. В настоящее время предпочитают, однако, более крупные аноды, весом в 45—90 кг, число к-рых соответственно уменьшают. Аноды B подвешены при помощи медных стержней к плоским медным шинам, расположенным на некоторой высоте над ванной (фиг. 2). Сила тока при пользовании крупными ваннами составляет 15 000 — 20 000 А. Анодная плотность тока — 70—100 А/дм². Состав применяемого электролита неодинаков на различн. 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, при чем 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% Al. 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 V на 1 kWh должно получаться 42,1 г А. На практике степень использования тока колеблется от 58 до 76%. Расход энергии на 1 кг А. равен т. о. 30—40 kWh. Один kW-год дает 210—275 кг А. Расход материалов на 1 кг А. выражается на практике следующими цифрами: глинозема 2 кг, угольных анодов 700—1000 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 кг А.
Цены на А. сильно менялись с развитием способов его получения. В самом начале появления металлич. А. стоимость 1 кг металла была ок. 500 р. При установлении процесса Девиля цена 1 кг 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 кг; 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 кг 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:
| Годы | Мировая прозводит. в т | |
| 1885 | . . . . | не > 3 |
| 1890 | . . . . | 193 |
| 1895 | . . . . | 1835 |
| 1900 | . . . . | 7300 |
| 1905 | . . . . | 11500 |
| 1910 | . . . . | 43800 |
| 1913 | . . . . | 68200 |
| 1916 | . . . . | 93227 |
| 1917 | . . . . | 120304 |
| 1918 | . . . . | 134868 |
| 1919 | . . . . | 127248 |
| 1920 | . . . . | 133400 |
| 1921 | . . . . | 74900 |
| 1922 | . . . . | 91800 |
| 1923 | . . . . | 140719 |
| 1924 | . . . . | 166853 |
| 1925 | . . . . | 179800 |
Производство А. объединяется следующими финансовыми группами: 1) The Aluminium C° of America, обнимает все производство С.-А. С. Ш. и Канады (Northern Alum. C° Ltd.) и часть Норвегии (Norsk Aluminium C°); 2) L'Alluminium Française — производство французское, итальянское и часть норвежского; 3) Die Aluminium-Industrie Akt. Gesellschaft с заводами в Швейцарии, Германии и Австрии; 4) The British Aluminium C° 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. Franç., Die Alum.-Ind. Akt. Ges., The Brit. Al. C° 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, 1146, 909, 360, 422, 557, 606 и 1359 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. — 6372 т, в 1916 г. — 5028 т и в 1917 г. — 3636 т. Современная потребность в А. исчисляется различно, в пределах от 3000 до 10000 т в год. На ближайшее пятилетие принимается цифра в 25000 т. 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 — 25000 т, 33000 т и 42000 т, а всего 100000 т. 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 губ.), 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:
| Cорт прима | SiO₂ < 10%; Al₂O₃ > 50% |
| I сорт | Al₂O₃ : SiO₂ > 3; Al₂O₃ > 50% и SiO₂ < 15% |
| II » | Al₂O₃ : SiO₂ > 2; Al₂O₃ > 40% и SiO₂ < 20% |
| III » | Al₂O₃ : SiO₂ > 1; Al₂O₃ > 35% |
На основании этой классификации запасы бокситов тихвинского района представляются в следующем виде: сорт прима 373000 т, 1 сорт 600600 т, II сорт 705100 т, III сорт 2420700 т. Помимо этого, есть указания на нахождение бокситов в Рязанской губ. (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: Al₂O₃ 50% и SiO₂ 15%, чему будет отвечать смесь первых трех сортов бокситов. Т. к. тихвинские бокситы показывают сравнительно низкое содержание Al₂O₃ и высокий % SiO₂, 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 Al₂O₃), в Ленинградском политехническом ин-те и в Ин-те прикладной химии (исследование известково-натрового способа, состоящего в спекании боксита с CaCO₃ и Na₂CO₃, с последующим выщелачиванием массы и осаждением из щелоков Al₂O₃). 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 П. 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; Левенштейн. Алюминий. Его производство и применение, «Журнал хим. пром.», 4, М., 1927; Grard C., L'aluminium et ses alliages, P., 1920; Anderson Rob. J., Metallurgy of Alluminium a. Aluminium Alloys, N. Y., 1925; Mortimer G., Aluminium, L., 1920; Debar R., Die Aluminium-Industrue, Braunschweig, 1925.