CC BY
88
удк 669.713.6
СПОСОБ ПРОИЗВОДСТВА АЛЮМИНИЯ МАГНИЙ-ТЕРМИЧЕСКИМ ВОССТАНОВЛЕНИЕМ ЕГО ИЗ ТРИХЛОРИДА И УСТРОЙСТВО ДЛЯ ЕГО РЕАЛИЗАЦИИ
А.И. Бегунов1, А.А. Бегунов2
Иркутский национальный исследовательский технический университет, 664074, Россия, г. Иркутск, ул. Лермонтова, 83, begunovhom@rambler.ru 2Иркутский государственный университет путей сообщения, 664074, Россия, г. Иркутск, ул. Чернышевского 15, begunov75@inbox.ru
Предложен метод получения алюминия металлотермическим восстановлением трихлорида магнием в потоке инертного газа при температуре 900-1150 оС, суммарном давлении от 0,01 до 5 ат. и массовом соотношении хлорида алюминия к магнию в начальной смеси как 3,69 к 1,0. Процесс организуется в цилиндрическом реакторе газо-жидкостного типа с тонкостенными керамическими насадками внутри, с конической нижней частью. Реактор снабжен котлом-испарителем магния в поток инертного газа, установленном перед реактором, и аппаратом для выделения жидкого магния из остаточной смеси его с хлоридом алюминия, установленном за реактором. Технический результат состоит в увеличении производительности аппаратуры за счет непрерывности процесса восстановления, протекающего во всем объёме реактора, а также в достижении прекрасных экологических характеристик. Ил. 2. Табл. 3. Библиогр. 27 назв.
Ключевые слова: новый метод получения алюминия магний-термическим восстановлением; устройство для его осуществления.
METHOD FOR PRODUCING ALUMINIUM BY METALLOTHERMIC REDUCTION OF TRICHLORIDE WITH MAGNESIUM AND APPARATUS FOR CARRYING SAID METHOD
A.I. Begunov1, A.A. Begunov2
Irkutsk national research technical university,
83 Lermontov st., Irkutsk, 664074, Russia, begunovhom@rambler.ru
Irkutsk state university of railway engineering,
15 Chernyshevskogo st.,Irkutsk, 664074, Russia, begunov75@inbox.ru
А method is proposed for producing aluminium by metallothermic reduction of trichloride with magnesium in a stream of inert gas at a temperature of 900-1150 оС, an overall pressure of 0,01 to 5 at and a mass ratio of aluminium chloride to magnesium in the starting mixture of 3,69 to 1,00. mhe process is carried out in a cylindrical reactor with thin-walled ceramic packings arranged on the inside and with a conical lower part, and a boiler-evaporator of the magnesium into the stream of inert gas is mounted upstream of the reactor, and an apparatus for separating liquid magnesium from the rest of the mixture there of with aluminium chloride is mounted downstream of said reactor. the technical result is an increase in productivity by ensuring continuity of the reduction process, and excellent environmental characteristics. 2 figures. 3 tables. 27 sources.
Key words: new method of receiving aluminum magnesium thermic reduction; the device for its implementation.
введение
Известно, что алюминий в виде сплава его с калием и ртутью впервые был получен Х.К. Эрнстедом в 1825 г. В 1828 г. Вёлер получил алюминий, восстановив его из трихлорида калием, а в 1854 г. С.К. Девилль добился такого же результата с натрием в подобном процессе:
AlCla + 3M = 3MCl + Al, (1)
где М - щелочной металл [22].
Из других известных решений наиболее важным является предложение Н.Н. Бекетова, по которому алюминий восстанавливали магнием из гренландского криолита [15]:
2 (3NaF • AlF3)+3 Mg = 6 NaF + 3MgF2 + 2Al. (2)
Металлотермические пути получения алюминия были преданы забвению с появлением в 1886 г. метода Эру-Холла, который оказался проще для реализации. В настоящее время электролиз криолито-глинозёмных расплавов используется повсеместно на всех алюминиевых заводах мира. Он доведён до высокой степени технического совершенства с величиной силы тока, достигающей 400 кА с выходом металла по току до ~ 95% и затратой энергии 1212,5 кВт/час на 1 кг алюминия для лучших предприятий мира.
В то же время магний-термические методы получения металлов из их хлоридов широко и успешно используются в металлургии титана,
циркония, гафния и бериллия [12]. В конце прошлого и начале XXI столетия наблюдалось интенсивное увеличение производства магния, особенно с использованием металлотермиче-ского его восстановления при существенном снижении энергетических затрат [16]. Поэтому представляется целесообразным сопоставить электролитический метод Эру-Холла с метал-лотермическими путями.
Использование щелочных металлов для восстановления алюминия из его хлорида в коммерческих масштабах исключено из-за слишком высокого расхода этих металлов и электроэнергии. В самом деле, в соответствии с реакцией (1) для получения одного грамм-эквивалента алюминия требуется 3 эквивалента щелочного металла. В массовом соотношении для получения 1 кг алюминия необходимо израсходовать 4,34 кг калия или 2,55 кг натрия. Собственное производство этих металлов электролизом расплавов требует около 10 кВт-ч на 1 кг щелочного металла [23]. Суммарный расход энергии на 1 кг алюминия составит тогда около 43,4 кВт-ч при использовании в качестве восстановителя калия и 25,5 кВт-ч для применения натрия (табл. 1). Ситуация оказывается значительно благоприятней при использовании в качестве восстановителя магния:
2AlClз +3Mg = 2Al + 3 MgCl2. (3)
Расход магния по реакции (3) составит
Таблица 1
Атомные массы, расход металлов на реакции (1) и (3), _а также расход энергии, kwhr/kg М и А1_
№ п/п Металл Атомная масса, г Расход металла, кг на 1 кг Al Расход энергии, кВт-ч
для М для Al
1 Калий ~39,1 4,34 ~10,0 43,4
2 Натрий 23,0 2,55 10,0 25,5
3 а Магний электролитический 24,3 1,35 13,0 17,9
3 б Магний, полученный по способу Пиджена - - 2,3-3,0
3 в Ферросилиций, используемый для восстановления <10,0 ~13,5
магния
*М - К, N8, Мд
только 1,35 кг, а суммарный расход энергии при использовании электролитического магния определится в 17,9 кВт-ч на 1 кг алюминия. При использовании магния, полученного по способу Пиджена вакуум-термическим восстановлением его ферросилицием из доломита, суммарный расход энергии не превысит ~13 кВт-ч на 1 кг алюминия, что для начальной стадии создания нового метода можно считать прекрасным результатом.
возможности создания нового
электролитического пути
получения алюминия
Более 25 лет мы пытались разработать новый низкотемпературный электрохимический путь получения алюминия. Нам удалось выделить алюминий из водного раствора с использованием капающего галлиевого катода. Алюминий восстанавливался совместно с водородом при выходах по току обеих продуктов по ~50% [6,8,9,20-21]. Реализация этого предложения позволила бы решить ряд технических и экологических проблем. Мировое производство галлия не превышает, однако, нескольких сотен тонн, а цена его на Лондонской бирже металлов приближается к 1 млн долл. за тонну. Кроме того, галлий, как рассеянный элемент, растворяется во всех контактирующих с ним фазах, его практически невозможно удержать в объёме технической системы и эффективно использовать в коммерческом крупномасштабном производстве. Наши длительные попытки добиться высокого перенапряжения процесса разряда протонов одновременно с разрядом катионов алюминия на твёрдом катоде не увенчались успехом.
Мы рассматривали возможность электролитического выделения алюминия в расплавленной системе NaOH - имеющей эвтектику при гипотетических температурах процесса около 250 оС. Наши предварительные опыты показали, что глинозём растворяется в этой
системе с образованием твёрдофазного алюмината натрия, имеющего температуру плавления 1650 оС, не растворяющегося в расплавленных щелочах и не диссоциирующего на ионы при температурах в 200-300 оС. Следовательно, в этих условиях электролитическое получение алюминия невозможно.
Представляет интерес система HF -позволяющая вести электролиз фтористого водорода при температурах 25-100 оС с получением водорода на катоде и фтора на аноде [14]. Однако фтористый алюминий и глинозём в этой системе не растворяются. Если б даже и удалось реализовать процесс для получения алюминия при более высоких температурах, то извлечение из электролизёра твёрдофазного алюминия было бы сопряжено с разгерметизацией ячеек и с эмиссией в атмосферу огромных количеств фтористого водорода, что совершенно недопустимо.
Дальнейшие поиски систем для электрохимического пути представляются бесперспективными ещё и потому, что для температуры выше 660 оС, когда алюминиевый катод является жидкометаллическим, производительность единичного электролизёра не может быть достаточно высокой, сопоставимой с производительностью реакторов в химической или редко-метальной промышленности.
принципиальные недостатки
метода эру-холла
1. Экологическая ущербность метода: в электролизе криолито-глинозёмных расплавов на каждую тонну алюминия выделяется ~ 650 нм оксидов углерода (в пересчёте на СО2). Кроме того, неизбежна значительная эмиссия канцерогенных полиароматических углеводородов, фторидов водорода, натрия и алюминия, перфторуглеродов (CF4 и C2F6), диоксида серы и других соединений.
2. Промышленные электролизёры не могут быть герметичными. При любых конструктивно-
технологических решениях ячейки приходится периодически раскрывать для так называемой обработки, диагностики, выливки металла, замены анодов или штырей и т.д.
3. Производительность единичного электролизёра низка и не превышает 3-4 т в сутки. Необходимость добиваться повышения производительности вынуждает использовать силу тока в сотни тысяч ампер, а количество электролизёров, устанавливаемом на одном предприятии, доводить до сотен и тысяч штук.
4. Капитальные затраты на сооружение крупного завода и производственные затраты на обслуживание процесса Эру-Холла слишком велики и не обеспечивают высокой рентабельности.
5. Высокий расход энергии, составляющий не менее 12 кВтчас на 1 кг алюминия. При этом почти 50% электроэнергии теряется в среду и направлено только на повышение энтропии вселенной.
6. Необходимость использования большого объёма ручного труда во вредных и тяжёлых условиях.
7. Большинство технологических операций, кроме регулирования межполюсного расстояния и введения в электролит сырья почти не
j
...............Ill 1 4 JO r
//////////) //У////////
П///////// г/777/7/ /77
1- icy i —-»
Рис. 1. Схематическое изображение реактора (А) и электролизёра (В) в масштабе 1:100 _ ЭЛЕКТРОХИМИЧЕСКИЕ ПРОИЗВОДСТВА И ЗАЩИТА ОТ КОРРОЗИИ _
поддаётся разработке систем эффективной автоматизации.
сравнение расхода энергии
в методе эру-холла и
в магнийтермическом методе
Результаты приближённых расчётов показывают, что производительность одного реактора диаметром 5 м и высотой 12 м может быть равна производительности корпуса электролиза длиной в 600 м при силе тока 155 кА с установкой в этой серии 90 электролизёров (рис. 1). При этом в тепловом балансе электролизёров с верхним анодным токоподводом, например, 276.770 ккал/час или 48,6% всех статей баланса составляют потери тепла в среду [13].
Известно, что конвективные потери тепла в среду Q для любого тела определяются как
Q = k • S • (ts - ten) (4),
где k - коэффициент конвективного теплообмена;
S - теплоотдающая поверхность;
ts и ten -температура поверхности и среды соответственно.
Введя индексы «г» для реактора, «p. l.» -
Таблица 2
Площадь теплоотдающих поверхностей электролизёра на проектную силу тока 155 кА с верхним анодным токоподводом [13]
№ п/п Элементы конструкции Площадь,
1 Анод (в плане) 23,5
2 Боковая поверхность анода 30,0
3 Катод (кожух) 30,0
4 Анодные штыри 25,0
5 Газосборный колокол 10,6
6 Катодные стержни 7,8
7 Глинозёмная засыпка 8,9
Всего 136,0
для серии электролиза и «е» - для электролизёра (ячейки), можем полагать, что в первом приближении
кг = ке
(5)
Тогда для соотношения потерь тепла в среду от реактора и от равной ему по производительности серии электролиза
0_ =_
О,, & • 90
(6)
троэнергии в магнийтермическом методе может составить только порядка (7,0-7,5) квтчас на 1 кг алюминия против (12,0-12,5) кВтчас/кг для лучших современных электролитических серий, работающих по методу Эру-Холла.
прототип, психологические
трудности и суть решения
Ближайшим прототипом предложенного изобретения можно считать магнийтермический путь получения титана из его тетрахлорида [17,24-27]:
ТЮ14 г + 2Мдж= "Птв + 2МдС1
■12 ж,
(8),
Площадь теплоотдающих поверхностей одного электролизёра составляет ~136м2 (табл. 2) и всех электролизёров серии:
136м2 • 90 = 12240м2.
Площадь теплоотдающих поверхностей реактора с учётом рёбер жёсткости, не показанных на рис. 1 (+20%), составляет 277 м2. Тогда
Яр, 136•90
у. Я».
277
45.
(7)
где индексы г, ж и тв относятся к газообразному, жидкому и твёрдому состояниям участников реакции. Этот процесс является очень сложным, так как для извлечения из реактора твёр-дофазной титановой губки необходимо периодически раскрывать реактор, что снижает его производительность и ухудшает экологические характеристики технологии. Кроме того, титановую губку необходимо подвергать дорогостоящим процедурам удаления из неё растворённых газов и доведения металла до пластичного состояния. Уравнение реакции (3) также следует переписать с указанием агрегатного состояния компонентов:
Величина тепловых потерь для электролизёров серии составит ~104.300.000 кДж/час и только ~2.325.700 для реактора, т.е. почти в 45 раз меньше (!). За счёт этого расход элек-
2А1С13 г + 3Мдг = 2А1ж + 3МдС12 ж.
(9)
Тогда в соответствии с уравнением (9) и табл. 3 для температуры выше 1103 оС исход-
Таблица 3
Температуры фазовых переходов участников реакции (9) [18,19]
Компонент Температура, оС
Плавления Сублимации Кипения
АЮ1э - 179,7 -
Мд 650,0 - 1103
А1 660,5 - 2520
МдС12 ~711 - ~1415
ные субстанции могут вводиться в процесс в газовом состоянии, а продукты реакции будут непрерывно удаляться из реактора в жидком виде, что очень удобно для создания непрерывного экологически чистого производства.
Конечно, в качестве газа-носителя необходимо использовать инертный газ, например, аргон.
Таким образом, магний-термический метод получения алюминия может быть реализован как непрерывный процесс в герметичной аппаратуре с реакторами высокой производительности при ожидаемых более низких капитальных затрат и меньшем расходе энергии по сравнению с методом Эру-Холла [2-5]. Реакция может выполняться в потоках инертного газа, один из которых содержит хлорид алюминия, а другой - магний. Для повышения эффективности взаимодействия они могут быть направлены навстречу друг другу и тангенциально по отношению к цилиндрической части рабочего объёма реактора. К тому же температура в 1100-1150 оС не является экстремальной в металлургии, а использование инертного газа необходимо в любом герметичном и высокотехнологичном производстве. Полученные алюминий и хлорид магния будут стекать в нижнюю часть реактора и непрерывно выводиться из него.
Дальнейшее разделение этих компонентов в системе легко осуществимо, так как они не растворимы друг в друге и обладают различной плотностью, составляющей, например, при 1000 оС 2,29 г/cм3 для алюминия и 1,70 г/cм3 для MgCl2.
устройство реактора
Реактор (рис. 2) выполнен в виде цилиндрического стального цилиндра 1, переходящего в конусную донную часть 2, предназначенную для сбора продуктов восстановления, т.е. алюминия и хлорида магния. Между цилиндрической и конусной частями реактора расположено ложное днище 3. Реактор герметично закрыт крышкой 4. Все внутренние поверхности реактора футерованы огнеупорной керамикой 5, в качестве которой могут использоваться магнезитовые и другие стойкие материалы. На ложное днище 3 устанавливаются насадки из тонкостенной керамики типа колец Рашига 6, применяемых в абсорбционных химических технологиях. Насадки выполняются из огнеупорных материалов, например, из того же магнезита.
Для ввода в реактор исходных газообразных хлорида алюминия и магния используют сопла или форсунки 7 и 8, установленные в верхней пустотелой части реактора по касательным к окружности горизонтального сечения реакционной зоны и направленные навстречу друг другу. Восстановленные алюминий 9 и хлорид магния 10 собираются в конусной части 2 реактора и после выпуска через лётку 11 скапливаются в изложнице 14. Для вывода из реактора не прореагировавшей смеси хлорида алюминия и магния в крышке реактора установлен патрубок 15. Хлорид алюминия и газообразный магний транспортируются и подаются в реактор во встречных турбулентных потоках инертного газа, что обеспечивает идеальные условия контакта реагирующих частиц, снимает диффузионные барьеры и обеспечивает высо-
Рис. 2. Вертикальный поперечный разрез реактора ЭЛЕКТРОХИМИЧЕСКИЕ ПРОИЗВОДСТВА И ЗАЩИТА ОТ КОРРОЗИИ
кие скорости процесса восстановления.
Для достижения значительных скоростей вывода из реактора конечных продуктов - алюминия и хлорида магния - необходимо использовать возможно большие поверхности и количество активных центров фазообразования жидких фаз. Эта цель достигается благодаря применению отмеченных выше шероховатых насадок типа колец Рашига.
термодинамические
характеристики реакции (9)
По результатам термодинамических расчётов процесс при температуре 1300 К характеризуется энтальпией - 240 кДж и энергией Гиббса - 210 кДж. Это означает, что процесс восстановления возможен как самопроизвольный и протекает с выделением большого количества тепла. Реакция (9) протекает с использованием газообразных исходных веществ и с получением конденсированных жидких продуктов. Поэтому в соответствии со Вторым Законом термодинамики и правилом Ле-Шателье при повышении давления в системе равновесие значительно смещается вправо. Скорость восстановления такого автогенного процесса может быть столь высокой, что реактор придётся охлаждать с использованием, например, системы наружного испарительного охлаждения.
кинетические аспекты
Представляется очевидным, что использование встречных турбулентных потоков обеспечивает идеальные условия для контакта реагирующих частиц и снимает как диффузионные, так и кинетические барьеры. Возможные барьеры на стадиях образования жидких фаз и их коалесценции будут ликвидированы с применением магнезитовых насадок из колец Рашига.
По результатам наших работ следует, что в металлургии алюминия и магния высокие значения выходов металла по току достигаются благодаря тому, что в условиях промышленного электролиза существуют мощные диффузионные барьеры, снижающие скорости обратного взаимодействия металлических и газовых фаз [1,7,10]. По этим же причинам в магнийтерми-ческих методах получения алюминия с применением реакторов барботажного типа и солевой
системы KCl - NaCl - AlCl3 по нашему мнению невозможно добиться удовлетворительных результатов.
промышленная применимость
Возможности реализации изобретения не вызывают сомнений и подтверждаются тем фактом, что значительно более сложный процесс магнийтермического восстановления титана из его тетрахлорида известен и широко используется. Магнийтермическое восстановление алюминия из другого галогенида - криолита было реализовано Н.Н. Бекетовым в промышленных масштабах ещё в XIX в. [11]. В современных условиях магнийтермические методы восстановления титана, циркония, гафния и бериллия из их хлоридов являются основными методами получения этих металлов [12,17].
Предложенный метод при реализации его в реакторе газожидкостного типа обеспечивает выполнение технологии в герметичной аппаратуре без эмиссии вредностей в среду. Процесс основан на использовании флюидных потоков и благодаря этому легко поддаётся автоматизации, не требует затрат ручного труда. Методу свойственны более низкие капитальные затраты на сооружение мощностей, а также пониженные производственные затраты и расход энергии по сравнению с классическим методом Эру-Холла.
практические меры
Необходимо выполнить, смонтировать и испытать проект пилотной установки, уточнив при этом оптимальные параметры процесса и конструктивные элементы аппаратуры. Мы готовы к этой работе и к сотрудничеству.
заключение
1. Разработан метод и устройство для магнийтермического восстановления алюминия из его трихлорида.
2. Новый способ получения алюминия в герметичном газожидкостном реакторе обещает быть высокоэффективным в техническом, экономическом и экологическом отношениях.
3. Возможности реализации нового метода при обеспечении финансирования работ представляются несомненными.
библиографическим список
1. Бегунов А.И. Газогидродинамика и потери металла в алюминиевых электролизёрах. Иркутск, 1992. 288 с.
2. Бегунов А.И. Международная заявка на изобретение РСТ | РЫ 20111 000676 (даты приоритета 08.11.2010 и 21.01.2011). Номер международной публикации WO 2012 | 064220 А 1.
3. Бегунов А.И. Заявка на изобретение РФ № 2010120097 от 19.05.2010, Бюлл. № 33, Публ. 22.11.2011
4. Бегунов А.И. Заявка на изобретение РФ № 2010145493 от 8.11.2010, Бюлл. № 14, Публ. 20.05.2012
5. Бегунов А.И. Заявка на изобретение РФ
№ 2011102356 от 21.01.2011
6. Бегунов А. И. Патент РФ № 2.138.582, приор. 17.04.1997; Бюлл. № 27, 27. 09. 1999
7. Бегунов А.И. Проблемы модернизации алюминиевых электролизёров. Иркутск: ИрГТУ, 2000. 105 с.
8. Бегунов А.И. // Цветные металлы. 2001. № 5. С. 37-40.
9. Бегунов А.И., Анциферов Е.А. и др. Физическая химия водных растворов солей лёгких металлов. Иркутск, 2006. 227 с.
10. Бегунов А.И., Цымбалов С. Д. Макрокинетика потерь металла в алюминиевых электролизёрах. С-Пб.: Наука, 1994. 77 с.
11. Гармата В.А. и др. Металлургия титана. М.: Металлургия, 1968. 643 с.
12.Зеликман А.Н., Меерсон Г.А. Металлургия редких металлов. М.: Металлургия, 1973. 607 с.
13. Криворученко В.В., Коробов М.А. Тепловые и энергетические балансы алюминиевых и магниевых электролизёров. М.: Металлургиз-дат, 1963. 320 с.
14. Кудрявцев Н.И. Прикладная электрохимия. М.: Химия, 1975. 551 с.
15. Машовец В.П. Электрометаллургия алюминия. ОНТИ-НКТА, СССР, 1938. 345 с.
16. Лебедев В.А., Седых В.И. Металлургия магния. Иркутск, 2010. 175 с.
17. Самсонов Г.В., Перминов В.П. Магний-термия. М.: Металлургия, 1971. 410 с.
18. Свойства элементов: справочник под ред. Г.В. Самсонова. М.: Металлургия, 1971. 599 с.
19. Справочник химика / под ред. Б.В. Никольского. Т. 2. Л. - М.: Химия.
20. Begunov А I. , Grinberg I.S. Seoond Intern. Simp. on metal process for the year 2000 and beyond. USA.: San Diego, CA, 1994. V. 1, P. 477481.
21. Begunov A.I. Alum.of Siberia - 99. V Intern. Conf. Krasnoyarsk, 2000. P. 39-43
22. Giua М. Storia della chimica. Union tipografico-editrice torinese, 1962. 422 р.
23. Grotheim К, Zhuxian Q. Molten salt technology, PRC, 1991. 435 p.
24. Kroll W.J. Pat. USA № 2205854.
25. Kroll W.J. J. Trans. Elektrochem. Soc. 1940. V. 78. P. 35.
26. Kroll W.J. J. Trans. Elektrochem. Soc. 1947. № 89. 541 р.
27. Kroll W.J. J. Metals. 1955. V. 5, № 9-10. 336 р.
1. Begunov A.I. Gazogidrodinamika i poteri metalla v alyuminievykh elektrolizerakh [Gas-hydrodynamics and losses of metal in aluminum electrolyzers]. Irkutsk, 1992, 288 p.
2. Begunov A.I. International application for an invention RST | RU 20111 000676. Priority dates 08.11.2010 and 21.01.2011. International publication no. WO 2012 | 064220 A 1.
3. Begunov A.I. Application for an invention RF no. 2010120097 (19.05.2010). Bulletin no. 33, Publ. 22.11.2011.
4. Begunov A.I. Application for an invention RF no. 2010145493 (8.11.2010). Bulletin no. 14, Publ. 20.05.2012.
5. Begunov A.I. Application for an invention RF no. 2011102356 (21.01.2011).
6. Begunov A.I. Patent RF no. 2.138.582. Priority date 17.04.1997. Bulletin no. 27, Publ. 27.09.1999.
7. Begunov A.I. Problemy modernizatsii alyuminievykh elektrolizerov [Problems of modernization of aluminum electrolyzers]. Irkutsk, IrGTU Publ., 2000, 105 p.
8. Begunov A.I. Tsvetnye metally - Non-ferrous metals, 2001, no. 5, pp. 37-40. (In Russ.)
9. Begunov A.I., Antsiferov E.A. [et al.] Fizicheskaya khimiya vodnykh rastvorov solei legkikh metallov [Physical chemistry of water solutions of salts of light metals]. Irkutsk, 2006, 227 p.
10. Begunov A.I., Tsymbalov S.D. Makrokine-tika poter' metalla v alyuminievykh elektrolizerakh [Macrokinetics of losses of metal in aluminum electrolyzers]. St. Petersburg, Nauka Publ., 1994, 77 p.
11. Garmata V.A. [et al.] Metallurgiya titana [Metallurgy of the titan]. Moscow, Metallurgiya Publ., 1968, 643 p.
12. Zelikman A.N., Meerson G.A. Metallurgiya redkikh metallov [Metallurgy of rare metals]. Moscow, Metallurgiya Publ., 1973, 607 p.
13. Krivoruchenko V.V., Korobov M.A. Teplovye i energeticheskie balansy alyuminievykh i magnievykh elektrolizerov [Thermal and power balances of aluminum and magnesian electrolyzers]. Moscow, Metallurgizdat Publ., 1963, 320 p.
14. Kudryavcev N.I. Prikladnaya elektrokhi-miya [Applied electrochemistry]. Moscow, Khimiya Publ., 1975, 551 p.
15. Mashovets V.P. Elektrometallurgiya alyu-miniya [Aluminum electrometallurgy]. ONTI- NKTA USSR, 1938, 345 p.
16. Lebedev V.A., Sedykh V.I. Metallurgiya magniya [Magnesium metallurgy]. Irkutsk, 2010, 175 p.
17. Samsonov G.V., Perminov V.P. Magniiter-miya [Magniitermiya]. Moscow, Metallurgiya, 1971 410 p.
18. Svoistva elementov. Spravochnik [Properties of elements. Handbook]. Moscow, Metallurgiya Publ., 1971, 599 p.
19. Spravochnik khimika [Reference book of the chemist]. Under the editorship of B.V. Nikol'skii. Leningrad-Moscow, Khimiya Publ., vol. 2.
20. Begunov A.I., Grinberg I.S. In: Second Intern. Simp. on metal process for the year 2000 and beyond. San Diego, CA, USA, 1994, vol. 1, pp. 477-481.
21. Begunov A.I. In: Proc. of V Intern. Conf. "Alum. of Siberia- 99". Krasnoyarsk, 2000,
pp. 39 - 43.
22. Giua M. Storia della chimica. Union tipografico-editrice torinese, 1962, 422 p.
23. Grotheim K., Zhuxian Q. Molten salt technology, PRC, 1991, 435 p.
24. Kroll W.J. Patent USA no. 2205854 .
25. Kroll W.J. J. Trans. Elektrochem. Soc., 1940, vol. 78, p. 35.
26. Kroll W.J. J. Trans. Elektrochem. Soc., 1947, no. 89, p. 541.
27. Kroll W.J. J. Metals; 1955, vol. 5, no. 9-10, p. 336.
Поступила в редакцию 19 февраля 2015 г.
